7 0 к.19 У76
«ВЫСШАЯ ШКОЛА>
МОСКВА1Н. ФЛЕРОВВ. Н. ФЛЁРОВСборник
задач
по прикладной
электрохимии
В. Н. ФЛЁРОВСБОРНИК ЗАДАЧ
ПО ПРИКЛАДНОЙ
ЭЛЕКТРОХИМИИИздание 2-е,
переработанное и дополненноеДопущено Министерством высшего
и среднего специального образования СССР
в качестве учебного пособия
для студентов химико-технологических
специальностей вузовМОСКВА «ВЫСШАЯ ШКОЛА» 1976
Ф 71УДК 021.357(075)Рецензенты: проф М. Я. Фиошнн (МХТИ им. Менделеева) и
кафедра технологии электрохимических производств ЛТИ
им. Ленсовета (зав. кафедрой проф. А. А. Ротинян)Флёров В. Н.Ф 71 Сборник задач по прикладной электрохимии.
Учеб. пособие для вузов. Изд. 2-е, перераб. и доп. М.,
«Высш. школа», 1976.309 с. с ил.Пособие содержит примеры и задачи по всем основным разде¬
лам курса прикладной электрохимии. Как правило, примеры и за¬
дачи составлены на базе реальных промышленных процессов, что
позволяет использовать его как методическое пособие при проек¬
тировании.т 20503-088	541Ф		 76—76001	(01)-76© Издательство «Высшая школа», 1976 г.ПРЕДИСЛОВИЕПри подготовке второго издания «Сборника» расши¬
рена его целенаправленность с тем, чтобы он мог слу¬
жить также и пособием по технологическому проектиро¬
ванию. Для этого в книгу включены примеры технологи¬
ческих расчетов, которые могут быть использованы как
типовые при проектировании. Расширен диапазон электро¬
химических производств и параметров, охватываемых
расчетами. Во вновь введенных примерах расчетов зна¬
чительное внимание уделено тем электрохимическим пара¬
метрам, расчеты которых отсутствуют или проводятся
не совсем правильно. Сделана попытка унификации отдель¬
ных методов расчета для разных отраслей электрохими¬
ческих производств. Примеры и задачи, перенесенные
из первого издания, переработаны в соответствии с изме¬
нившимися конструкциями аппаратов и технологическими
параметрами процессов. Структура сборника сохранена
прежней —в каждой главе, охватывающей соответствую¬
щую отрасль электрохимических производств, приводятся
примеры основных расчетов, а также даны задачи для
самостоятельного решения.В таблицах, приводимых в приложении, собраны основ¬
ные данные, необходимые для решения задач.Автор выражает искреннюю благодарность проф.
М. Я. Фиошину и коллективу кафедры ТЭП Ленинград¬
ского технологического института им. Ленсовета: проф.
А. Л. Ротиняну и его сотрудникам—проф. П. М. Вячес¬
лавову, доц. В. Н. Варыпаеву, доц. К. И. Тихонову и
канд. хим. наук И. А. Шошиной за ценные замечания,
сделанные при рецензировании рукописи книги.
ОСНОВНЫЕ УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯАктивность электролита
Атомный весВлажность абсолютного воздухаВремя процессаВысотаВыход по веществу
Выход по энергии
Выход по току
Газонаполнение
Г рамм-эквивалент
Давление газов
Давление газов парциальное
ДлинаДоля в токообразовании
Количество теплаКоличество электричества (емкость):
теоретическое
фактическое
Количество электронов, участвующих
в реакции
Концентрация электролитаКоэффициент активности
Коэффициент диффузии
Коэффициент использования актив¬
ного вещества
Коэффициент электропроводности тем¬
пературный
Масса веществаМашинное время работы электролизераМолекулярный весМощностьНапряжениеНапряжение разложения
ОбъемОтдача по току
Отдача по энергии
Плотность вещества
Плотность тока
ПоверхностьПоляризация (катодная и анодная)ПористостьПотенциал электродаСимволаА0)ткВвВэВтгэвРгьА*<ггФтеор^фактгС!мNV"разлVТтТэао5Т)ПРазмерностьг-ион/л, моль/лмм рт. ст.
ч, мин, с
мм, см, м%%%%мм рт. ст., атм
мм рт. ст., атм
см, м%ккал, калА-ч
А • чг • экв/л, моль/л,
г-ион/лсм2/с°//ог, кг, тДОЛИ, %У- е.Вт, кВт
В
ВСМ3, Л, м3
%%г/см3А/см2, А/дм2, А/м2
см2, ДМ2, м2
В
%В— 4 —СимволРазмерностьРассеивающая способность электро¬
литаРасстояние межэлектродное
Расход вещества:
теоретический
фактический
Саморазряд
Сила тока
Скорость движения
Содержание вещества в смеси
Сопротивление:
омическое
удельное
Степень разложения соли
Темп выхода подвесок (из автомата
или полуавтомата)ТемператураТепловое напряжение разложенияТеплоемкостьТеплосодержаниеТермодинамический потенциал Гиббса
Толщина (металла, осадка и т. д.)
Удельная емкость источника тока:
по массе
по объему
Удельная емкость вещества
Удельная мощность:
по массе
по объему
Удельный расход вещества
Удельный расход электроэнергии
Удельная энергия источника тока:
по массе
по объему
Универсальная газовая постоянная
Число переноса
Число ФарадеяЧисло электрохимических аппаратов
Шаг подвески (в автомате или полу¬
автомате)Эквивалент электрохимический
Электродвижущая сила (э. д. с.)
Электропроводность:
удельная
эквивалентная
ЭнтальпияЭнтальпия растворения
ЭнтропияРС%1мм, смВгеорг, кг&фактг, кгОд%IмА, А, кАимм/с, м/чР1%КОмРОм/см%тпмин1, Т°с, кЕтВскал/(г • °С)1ккал/кгДОккал/мольбмкм, мм, смА•ч/кгЯ»А • ч/лаА • ч/гВт/кгВт/лгпг/(А • ч)кВт • ч/тВт • ч/кг^ ОсВт • ч/лДж/(° С • моль),
долиКл/г-экв,
А • ч/г-эквпксм, мЧг/(А • ч), мг/КлЕВXОм"1 • см"1XОм-1 • см2 • г-экв-1д нккал/мольАН’ккал/моль8экал/(° С • моль)
Глава IЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКАЯ ТЕРМИНОЛОГИЯ,
ИСПОЛЬЗУЕМАЯ В РАСЧЕТАХЭлектрохимическим эквивалентом <7 называется теоре¬
тическое количество вещества, которое должно участвовать
в электрохимическом процессе при прохождении через
электролизер (или элемент) единицы количества электри¬
чества. Электрохимический эквивалент обычно выражают
в граммах на ампер-час (г/А-ч) или в миллиграммах
на кулон (мг/Кл). Вычисление его основано на законах
Фарадея, согласно которымм м9	гР ~~ г26,8 >	(1)где М — грамм-молекулярный вес вещества (или А — грамм-
атомный вес вещества); 2 —число электронов в реакции,
оно соответствует количеству фарадеев электричества,
участвующему в электрохимическом преобразовании одного
моля (грамм-атома) вещества; Р — число Фарадея, равное
26,8 А-ч/г-экв (или 96 500 Кл/г-экв).Если ^ выражается в миллиграммах на кулон, то фор¬
мула приобретает вид1000М
^ = г96~500~ МГ/КЛ'Расчеты количества реагирующего вещества по его
электрохимическому эквиваленту применимы для всех
видов электрохимических процессов — катодных и анодных:
для выделения на катоде металлов и газов, для раство¬
рения анодного металла и выделения на аноде продуктов
электрохимического окисления, для электрохимических
процессов, протекающих без образования новой фазы,
и т. д.Значение электрохимического эквивалента для одного
и того же вещества может быть различным в зависимости
от вида электрохимического процесса, в котором данное— 6 —вещество участвует. Например, для сернокислых раство¬
ров медного купороса, где медь двухвалентна, ее электро¬
химический эквивалент равен 1,185 г/(А-ч), а для медно-
цианистых электролитов, где медь одновалентна, электро¬
химический эквивалент меди вдвое больше и равен
2,37 г/(А • ч).При электролизе ЫаС1 с выделением на аноде хлора№С1 + Н20 -» ЫаОН + у Н2+уС12 + е-число фарадеев электричества, расходуемых на каждый
моль реагирующего ЫаС1, равно 1, т. е. 2=1. При полу¬
чении гипохлоритз 2 = 2:ЫаС1 + Н20 -> ЫаСЮ + Н2 ± 2е~При электролитическом получении хлората 2 = 6:№С1 + ЗН20 —» ЫаСЮз-[-ЗН2 ч~ беЭлектрохимические эквиваленты МаС1 для этих процессов
равны соответственно 2,18, 1,09 и 0,364 г/(А-ч).Термин «электрохимический эквивалент» иногда приме¬
няется и для веществ, химически взаимодействующих
в ходе вторичного процесса с продуктами собственно
электрохимической реакции, или веществ, получающихся
при этом процессе. Расчет электрохимического эквива¬
лента в этом случае не отличается какими-либо особен¬
ностями, так как вещества реагируют при вторичном про¬
цессе в эквивалентном отношении.Пример.. Суммарная реакция в свинцовых аккумуля¬
торах:РЬ + РЬ02+2Н25041=: 2РЬ504 + 2Н20 + 2е"Электрохимические эквиваленты серной кислоты и воды,
компоненты которых не меняют своей валентности, в дан¬
ном процессе:Мм сП 98,1
?н2504 =^=2М = 3’66 Г/(А‘Ч)-г, 18,0^0 = -^=26Ж = °>672 г/(А-4)-Для расчета теоретического количества вещества
которое должно участвовать в электрохимическом процессе,
достаточно умножить электрохимический эквивалент <7
этого вещества на количество протекшего электричества ():^теор “	^
В большинстве реальных электрохимических процессов
количество фактически реагирующего вещества отличается
от теоретической, расчетной величины. Это может быть
обусловлено параллельным протеканием других электро¬
химических реакций (например, одновременное выделение
на катоде цинка и водорода при электролитической
экстракции цинка), взаимодействием катодных и анодных
продуктов (например, реакция мигрирующей щелочи с хло¬
ром в хлорных электролизерах), взаимодействием электрод¬
ных веществ с электролитом (например, саморастворение
магниевых анодов в магниевых источниках тока), появле¬
нием шунтирующих замыканий между электродами и т. д.Степень отклонения количества фактически прореаги¬
ровавшего вещества §факт от величины §теор, рассчитанной
по законам Фарадея, характеризуется выходом по току ВТ
для электролизеров и коэффициентом использования актив¬
ного вещества /Сисп для химических источников тока. Эти
величины обычно выражаются в процентах и, реже, в долях
единицы:100%;	(4)втеорВ ряде случаев удобнее произвести расчет этих пара¬
метров через отношение теоретически необходимого коли¬
чества электричества (2теср к фактически затраченному при
процессе <2факт:Зт=^I 100%;	(6)чфактК>1П-^=100%.	(7)чтеорКоличество электричества () применительно к химиче¬
ским источникам тока (ХИТ) принято именовать емкостью.
При расчете теоретической емкости источника тока следует
учитывать, что активные вещества в разнополярных элект¬
родах закладываются обычно в неэквивалентных количест¬
вах. Эта неэквивалентность может усугубляться различием
в значениях Кжп разнополярных активных веществ. Вслед¬
ствие этого фактическая емкость ХИТ обычно ограничива¬
ется емкостью только одного из его электродов, тогда как
другой электрод еше может сохранять свою работоспособ¬
ность и после полного разряда ХИТ. Поэтому вели¬в9= ТТ . -100%,	(8)чина Кисп активного вещества этого электрода, рассчитанная
на фактическую емкость ХИТ, может быть сильно зани¬
женной по сравнению с возможным значением /Сисп> полу¬
ченным в условиях полного разряда электрода.Емкость ХИТ может значительно снижаться вследствие
его саморазряда, который связан с непроизводительной
затратой активных веществ и электролита в период без¬
действия, ухудшением электрохимической активности элект¬
родных веществ и т. д. Величину саморазряда Од обычно
выражают в процентах снижения первоначальной факти¬
ческой (или номинальной) емкости <2факт за определенный
период т бездействия ХИТ:Ффакт 0.ХФфагде — емкость ХИТ после хранения в бездействующем
состоянии в течение времени т (в сутках, месяцах, годах).Отношение количества активного вещества, заложенного
в источник тока, к фактической емкости последнего назы¬
вается удельным расходом активного вещества и выража¬
ется в г/(А-ч).Важными параметрами ХИТ являются их удельные
характеристики:удельная емкость ХИТ равна отношению величины фак¬
тической емкости к массе или объему ХИТ:^1|юкт д . ч/кг;	(9)ё 8_ Ч:факт .	/1Л.= А-ч/л;	(Ю)удельная энергия ХИТ равняется отношению энергии,
отданной им при разряде, к массе или объему ХИТ:Ц7 „ = — Вт • ч/кг;	(11)к 8№„ = — Вт-ч/л	(12)” VУдельная емкость и энергия ХИТ связаны между
собой соотношениями:^ = <ЭгКсР;	(13)1Р„ = <г„У ер.	(14)где 1/ср_среднее разрядное напряжение ХИТ, В.Значения удельных емкости и энергии в значительной
степени зависят от режима разряда, который влияет как— 9 -
на величину отдаваемой емкости, так и на рабочее напря¬
жение источника тока. Поэтому для большей сравнимости
удельных емкостных и энергетических характеристик раз¬
ных систем и типов ХИТ чаще пользуются данными «нор¬
мального режима» разряда.В некоторых случаях при эксплуатации важную роль
играет удельная мощность ХИТ N, т. е. мощность, кото¬
рую можно получить с единицы массы или объема ХИТ
в течение определенного времени разряда:’_^Вг1кг. т
«,.^2 Вт,л,	„6,гДе ^разр“сила тока, А; Уср — среднее разрядное напря¬
жение, В; -масса ХИТ, кг; V — его объем, л.Степень обратимости аккумулятора может быть оха¬
рактеризована его отдачами по току и по энергии.Отдачей по току ут называется выраженное в процен¬
тах отношение разрядной емкости аккумулятора к коли¬
честву электричества, принятому им при заряде:(17)Ч:зарОтдача по энергии у3 равна выраженному в процентах
отношению разрядной энергии аккумулятора к энергии,
затраченной при его заряде:№	/ 1/ср т_разр 100 = __ разр разр разр т%№	I 1/ср Тзар	зар зар зарОтдачу по энергии можно выразить через отдачу по току:1/срЬ =	(19)зарРавновесным потенциалом электрода <рравн называется
потенциал неполяризованного (неработающего) электрода,
находящегося в обратимом равновесии с электролитом.Для некоторых электродов величину срраш1 можно опре¬
делить непосредственно из эксперимента, используя обыч¬
ную потенциометрическую схему (например, потенциал
медного электрода в сернокислом растворе Си304 средней
концентрации). В ряде случаев наличие побочных и вто-— 10 ,г~ичных процессов в электродной системе может маскиро¬
вать истинное значение величины фравн; в таких системах
экспериментально найденная величина потенциала непо¬
ляризованного электрода не совпадает с фравн (например,
цинковый электрод в растворе Н2504, когда цинк не¬
сколько анодно поляризован из-за взаимодействия с раст¬
вором; несколько пассивирующийся никелевый электрод
в растворе №804 и т. д.). Для таких электродов равновес¬
ный потенциал может быть рассчитан по изменению тер¬
модинамических функций в ходе основной электродной реак¬
ции или же исходя из известных величин нормального
потенциала электрода и активностей компонентов, участ¬
вующих в электродной реакции. Наиболее прост способ
расчета равновесного потенциала по уравнению Нернста;
им обычно и пользуются в прикладных расчетах:Фрав^Фо + ^'п-^Ч	(20)“во ССТгде ф0 _ нормальный электродный потенциал (находят по
справочным таблицам); Ре—универсальная газовая по¬
стоянная, ДжДмоль ■ ° С); Г —температура, К; г--число
электронов, участвующих в реакции; Р — число Фара¬
дея, Кл/г-экв;аок и авОССТ — произведения активностей окисленной и
восстановленной форм вещества.Подставляя в уравнение соответствующие значения
коэффициентов и переводя натуральный логарифм в деся¬
тичный, получим выражение0,0002 Т. аок	,01чФравн= ФоН ~~1 18 ~	(21)*	авосстНапример, для окислительно-восстановительной реакции
Сг»РГ + 14Н+ + 6е~ г=± 2Сг>+ + 7Н20равновесный потенциал равен0,0002 Г а *-а\'фравн —~Ь 1,36 + —ё	 1п	<22)V	ь	Осг>+ОнгоАктивность ионагДе у{ — коэффициент активности иона; С* — концентрация
иона, г-ион/1000 г растворителя. Без большой погреш¬
ности можно брать С; и в грамм-ионах на 1 л раствора.—	11
Напряжением разложения Ерязл в ваннах и электро¬
движущей силой (э. д. с.) в ХИТ называют разность рав¬
новесных потенциалов системы:5разл = ф+ш,-ф1авн;	(23)йхиТ = ФГн-<Р-вн;	(24)у ХИ1 под термином э. д. с. чаще, впрочем, понимают
разность напряжений на клеммах ХИТ с разомкнутой
внешней цепью, что может несколько не совпадать с ра¬
счетной разностью электродных потенциалов по причинам,
указанным выше (стр. 11).Значение Ерязл может быть использовано при расчетах
теоретического удельного расхода электроэнергии Ц7тео и
выхода по энергии Вэ:Е^разл^теор— ~ ,	(25)^теор ,	ЕразлВТв‘-щ^;т=~к~'	<26>где Ув — напряжение на ванне, В; Вг —выход по току, %.Фактический удельный расход электроэнергии^факт = ^“ Вт • ч/г.Напряжение на работающей ванне Ув больше Ер„зл на
абсолютные величины катодной и анодной поляризации г)к
и т]а и значения омических потерь напряжения в электро¬
лите, электродах и на контактах:= ^разд~Ь (Па Чк) + 1Я' + + Д^конт,	(27)где Я' и /?" — омические сопротивления электролита и
электродов. (В уравнение 27 иногда включается состав¬
ляющая «омические потери напряжения в диафрагме»,
которая тоже относится к падению напряжения в электро¬
лите, но уже в порах диафрагмы.)Аналогично выглядит уравнение и для зарядного
напряжения аккумулятора.Разрядное напряжение ХИТ, наоборот, меньше Ехит.
вернее э. д. с., на те составляющие, которые указаны
в уравнении (27):^разр = Е (Т)_ — Т)+) Щ' Щ' — Д^конт-	(28)Для ХИТ обычно объединяют все отдельные факторы,
вызывающие смещение напряжения от значения э. д. с.,— 12 —общим термином «внутреннее сопротивление» — Нвнутр. Сле¬
довательно, ЯВнУтр включает в себя как собственно оми¬
ческое сопротивление ХИТ, так и «сопротивление поля¬
ризации»:Явнутр =,^г + Я' + #" + Кконт-	(29)Практически Явнутр определяют, замеряя рабочее напря¬
жение ХИТ при двух (или более) нагрузках:р	(30)Авнутр— / /2 •	' 'Полученное значение /?внутр действительно только для
интервала нагрузок /х - /2, так как поляризация не имеет
прямолинейной зависимости от силы (плотности) тока.Степень участия вещества в электрохимическом про¬
цессе в электролизерах характеризуется степенью разло¬
жения вещества и выходом по веществу.Степень разложения вещества показывает, какая доля
данного компонента электролита подверглась электрохи¬
мическому превращению за время процесса:к =8тч-8коЛ 100о/о(	(31)&начгде	и §кон — начальное и конечное количество ве¬щества в электролите.Выход по веществу равен отношению количества про¬
дукта, полученного за время процесса, к тому его коли¬
честву, которое можно получить при полном превращении
всего исходного вещества, введенного в ванну:Вв=-^-100%,	(32)где — количество полученного продукта; — количество
исходного вещества; и ^ — электрохимические эквива¬
ленты полученного и исходного вещества.В ряде случаев степень разложения вещества и выход
по веществу имеют численно равные значения.Важную роль в электрохимических вычислениях играют
расчеты, основанные на принципах термодинамики. В при¬
кладных расчетах наиболее употребительны три термоди¬
намические функции — термодинамический потенциал
Гиббса 0, иначе называемый свободной энергией при
постоянном давлении, энтальпия Я и энтропия 5Э.— 13 —
Изменение термодинамического потенциала при каком-
либо процессе равно максимально полезной работе:А	Лмакс.Если эта максимально полезная работа совершается при
электрохимическом процессе, то значение величины Лмакс
„позволяет рассчитать э. д. с. — разность равновесных
электродных потенциалов:^макс== ^ С = гГЕ.	(33)Изменение термодинамического потенциала при электро¬
химическом процессе равно сумме термодинамических
потенциалов конечных веществ за вычетом суммы А О для
исходных веществ реакции, записанной в "направлении
самопроизвольного протекания (при одной реакции
в ячейке).Пусть в элементе вида А |электролит| В протекает
реакцияа А -[- 6В —> сС -{- йТ) 26 ,где а, Ь, с, с1 — стехиометрические коэффициенты. Тогда
ЛС = (сДОс + йДОс)-(аЛСА + & ЛСВ);	4 18 ^ 	’ г 96 500 г 23 060 ’где АО —выражено в калориях на а молей вещества А,
а Е — в вольтах.Условимся в дальнейшем обозначать отношение -г-ттг =4,18= 23 060 через Рт.Изменение энтальпии АН при реакции численно равно
тепловому эффекту реакции при постоянном давлении,
отнесенному к а молям реагирующего вещества А, —(^т
(взятому с обратным знаком):ДЯ = —0Т.	(34)Зная энтальпию отдельных соединений, участвующих
в электрохимической реакции, можно рассчитать ее тепло¬
вой эффект, использовав тот же принцип, который был
применен выше для расчета изменения термодинамиче¬
ского потенциала при реакцииЛЯ = 2Д//кон-2]ЛЯнач.	(35)Критерием, позволяющим судить о направлении термо¬
динамических процессов в изолированных системах, явля¬
ется энтропия 5Э._ 14 _Для обратимого процесса все эти три термодинами¬
ческие функции связаны между собой следующей зави¬
симостью:0	= Я — Т8Э,	(36)где Г-температура, К.Согласно уравнению Гиббса — Гельмгольцаы-ш+т{Щ.	(371Можно видеть, что(38)нопоэтомудо \ д( жРТЕ) 	 дЕ'дт)р~ дТ	т дТ ’	( }т. е., зная А5Э при электрохимической реакции, можно
определить температурный коэффициент э. д. с. электро¬
химической системы (и наоборот):-гР?Е=АН-гРгТ~;	(41)е—Ж+ттг-	(42>Большинство электрохимических процессов должно
протекать в узком температурном интервале, что может
быть достигнуто только при высокой сбалансированности
прихода и расхода тепла.Составление теплового баланса для таких электрохи¬
мических систем предполагает прежде всего правильное
определение количества тепла, выделяемого в электроли¬
зере при прохождении электрического тока.Как известно, количество тепла <2Т, выделяющееся
при прохождении электрического тока («джоулево тепло»),
равно<ЭТ = 0,239/Ут кал,	(43)где / — сила тока, А; V — напряжение, В; т —время, с.
Если т выразить в часах, то уравнение примет вид(?т = 0,239 .3600т = 860/ VI кал.	(44)—	15 —
При электрохимических процессах в тепло может пере¬
ходить, однако, не все количество затраченной электро¬
энергии, а только часть ее, за вычетом энергии, пошед¬
шей на химические превращения в системе:<2Т = 0,239/1/т — От,	(45)где — тепловой эффект химического процесса (процес¬
сов), отнесенный к количеству веществ, реагирующих
в электролизере при прохождении тока / в течение вре¬
мени т.Если в системе идет один химический процесс при
Вт = 100%. то<2т = 0ТП,	(46)где фт —тепловой эффект реакции, кал/моль; п — число
реагирующих молей вещества:/тп = 1р,	(47)где г — число электронов, участвующих в реакции. Тогда<48)Подставляя в уравнение (45) значение С?' из уравнения
(48) и проведя соответствующие преобразования, получим-“■239',(1'-2ИЯг)	<®>Если <)т и @т выразить соответственно в килокалориях
и килокалориях на моль, а т —в часах, тогда получим(?г = 0,860/т ^V — -23 рт6г ) ккал.	(50)Если Вт 100% и его снижение не обусловлено парал¬
лельным протеканием какого-либо другого электрохими¬
ческого процесса, а вызвано взаимодействием катодных
и анодных продуктов или реагированием их на электро¬
дах другой полярности с образованием исходных ве¬
ществ, то(Эт = 0,860/т (^-2^06/) ккал’	(5!)где Вт выражен в долях единицы.—	16 —При параллельном протекании нескольких электро¬
химических процессов необходимо учитывать затраты
энергии на все химические процессы, идущие в системе:Фт=о,8бо/г [у-^г - гЦ?-) ™ <52)где ©, Вт, г относятся к одному электрохимическому
процессу; 4'. В;', г"-к другому и т. д.Вместо теплового эффекта реакции в уравнение можно
подставить численно равную ему величину расчетного
изменения энтальпии ДЯ, что обычно и делают при рас¬
четах.(При расчетах величин АЯ; парциальных электрохи¬
мических процессов по значениям энтальпий исходных и
конечных соединений для всех параллельных процессов
принимается одинаковая направленность. Для разряда
ХИТ-разность Ц АЯК0Н -Ц АЯнач; для электролизеров и
заряда ХИТ — разность 2] А Янач	он-)Уравнение теплового баланса можно видоизменить,
введя понятие так называемого теплового напряжения
разложения Ет:^	. —	. в.	(53)т _ 23,06г	23,06гТогда<2Т = 0,860/т {V — йтВт — ЕтВт —...) ккал.	(54)Тепловое напряжение разложения включает в себя
как действительную величину напряжения разложе¬
ния, так и поправку на температурный коэффициентйЕэ.	д. ср _ р _ т	(55)с-т — ^разл 1 дт *
Глава II
ХИМИЧЕСКИЕ ИСТОЧНИКИ ТОКА1. Электродный ламель щелочного аккумулятора,
в который запрессовано 7,5 г положительной окисно-ни-
келевой активной массы (§ = 7,5 г), состоящей из смеси№ (ОН)2 • Н20, графита и растворов Ва (ОН)2, КОН исолярового масла, обладает разрядной емкостью ффакт =
= 0,96 А-ч.Рассчитать коэффициент использования /Сисп гидро¬
окиси никеля (II), если активная масса электрода содер¬
жит 75,2«/о № (ОН)2 • ~ Н20 (р = 0,752).Решение. 1) Основная электрохимическая реакция в электроде
№ (ОН)2 + ОН"-е- ЫЮ0Н + Н20разрядИзменение валентности никеля в такой реакции равно единице. Поэ¬
тому электрохимический эквивалент гидроокиси никеля (II)^N1 (ОН2) —_ ^N1 (ОН),97.2гРТТ2М'== 3.63 г/(А • ч).2)	Количество № (ОН).. • НаО, заложенное в ламель,^N1 (ОН), —&Р — 7,5 - 0,752 = 5,64 г.3)	Теоретическая емкость ламеля0 _ёт(ОН)2. 5>64 .Метеор— „	— о со —А • Ч.(ОН)2 3,°34)	Коэффициент использования гидроокиси никеля
Ффа■—100 =чтеор0,961,55100== 62,0%.2. Отрицательный электрод щелочного аккумулятора
с кадмиево-железной активной массой, содержащей 38,8%
«общего» кадмия и 39,2% «общего» железа, должен иметь
фактическую разрядную емкость 2,5 А-ч.Какова должна быть навеска активной массы на элек¬
трод, если при таком составе массы коэффициент исполь¬
зования /\исп кадмия равен 60%, а железа 31%? Какова
доля каждого металла в токообразовании?— 18 —Решение. 1) Токообразующие реакции в электроде:
Сд + 20Н- Сс1 (он) + 2е“зарядРе + 20Н” Ц==§ Ре (0Н)2 + 2е-Iсчете на металл):2) Электрохимические эквиваленты активных веществ (в пере-Лга И2,4
‘7сй = -^ = Т^8=?.10 г/(А'4).АРс, 55,85
^Ре~~гР~~ 2-26,8 = 1,042 Г/,(А'ЧЬгде Асл и ЛРе—атомные веса С<3 и Ре; 2 —изменение валентности.3)	Определяем удельную емкость а активных веществ:а)	теоретическое значение а для отдельных компонентов:^=^ = ХТо=°>476 А>ч/г;
аГе = “Х542=°.96 А'Ч/Г;б)	фактическая величина о для смеси:стсм =	Д°Ре	°РеРре^исп == 0,476 ■ 0,388 ■ 0,60 + 0,960 • 0,392 • 0,31 =0,111 +0,117 = 0,228 А ■ ч/г,где Да* — удельная емкость компонентов смеси в расчете на 1 г
активной массы; —доля электродного компонента в массе.4)	Необходимая навеска активной массы на электрод5)	Доля участия электродных компонентов в токообразующем
процессе:ДсгГг! 0,111Лсй=-^Г= 0^28 = 0,487:ДРе= 1 —Аса = 1 —0,487 = 0,513.За Кадмиево-железная активная масса для электродов
щелочных аккумуляторов изготовлена смешением 96 кг
Сс10, 112 кг Ре203 и 6,3 кг солярового масла.Сколько такой массы необходимо заложить в отри¬
цательный электрод, который должен иметь емкость
Ффакт = 30 А-ч., если при подобном составе массы /Сисп
кадмия равен 62%, а /С„сп железа —30%? Какова доля
отДельных компонентов активной массы в токообразую-
Щем процессе?- 19 —
Решение. 1) Электрохимические эквиваленты для активных ком¬
понентов электродной массы равны:М^СсЮ"СсЮМ*/ре203гРРе2ОяпгР128,42	• 2бТ8~ = 2'40 Г/(А-Ч);159,7= Т^Т2бТ=1’49 Г/(А • ч),где п — число атомов металла в молекуле активного вещества; г —
изменение валентности каждого атома металла в формированном
электроде (см. задачу 2).2)	Определим удельную емкость а активных веществ. Теорети¬
ческое значение ее для отдельных компонентов смеси:°сйо = -7^—= -9П1п=0>417 д-ч/г;^СсЮ12,401Ре20, —?Ре2031,49 '= 0,671 А • ч/г.Фактическая величина а для активной массы слагается из
емкостей, отдаваемых отдельными компонентами 1 г массы:°м = Д(ТСсЮ + ДоРе203 =аСаоРс<Ю^исг?+ 0Ре2О3 Рре203^исп°:'(значения КИСп численно равны независимо от того, рассчитывают
его на металл или на его окисел).96	96Рсао 96+112 + 6,3
112214,3= 0,448;Рре203 = 214,3 = 0,522;стм = 0,417 • 0,448 • 0,62 + 0,671 • 0,522 • 0,30 == 0,116 + 0,105 = 0,221 А • ч/г.3)	Необходимое количество активной массы на электрод1акт30-=136 г.ам 0,221
4) Доля кадмия и железа в токообразовании:ДаСЙО0,116РеОм
= 10,221
-0,525 = 0,475.0.525:4.	Плотность раствора серной кислоты в заряженном
свинцовом аккумуляторе Д, должна равняться 1,28 г/см
(концентрация 36,87% по массе); в разряженном акку¬
муляторе с?р = 1,10 (концентрация 14,35%).Сколько электролита должно быть залито в полностью
разряженный аккумулятор с фактической емкостью (5факт == 120 А-ч, чтобы изменение плотности его электролита-	20 —в процессе заряда — разряда находилось в указанных
пределах? Каков будет при этом коэффициент исполь¬
зования Н2504?Решение. 1) Суммарная электрохимическая реакция в аккуму¬
лятореРЬ + РЬ02 + 2Н2504 2РЬ304 + 2Н20 ± 2РзарядСогласно суммарной реакции при прохождении одного фарадея
(I/7) электричества в ходе заряда аккумулятора будет израсходован1	моль Н20 и выделится 1 моль Н2304. Отсюда электрохимические
эквиваленты этих веществ:Мн 0 18,0^=-^ = 1726Г0'672 Г/(А'Ч)!Му, с0 98,1
?н2504 = -тр- = -Г2бЖ = 3.66 Г/(А ' Ч)'2)	Рассчитаем изменение содержания компонентов в электролите
аккумулятора в ходе его заряда. Израсходуется воды^н2о ==<?н2о,Зфак-г = 0,672 ' 120 = 80,5 г;
выделится серной кислоты^Н2504 = ?Н2504(?факт = 3,66 ' 120 = 440 Г.3)	Обозначим массу электролита в разряженном аккумуляторе А1.
Тогда количество Н2304 в электролите разряженного аккумулятора
будетИ,35
еН25О4-Л1-100~>а содержание Н20&н20-Л1 Тоо *В электролите заряженного аккумулятора содержание Н2В04
равно&Н2ЗО1 = (/,10>1435+#Н,!$О4) г>
а содержание Н20^н20~ (^10,8565 1>н2о) г-Состав электролита заряженного	аккумулятора отвечает соотно¬
шению*н2504 Л 0,1435 + 440	рНг304 36,876н2о ^0,8565-80,5	рНа0 63,13'Отсюда Ах — 1365 г.Объем электролита разряженного аккумулятораАх 1365 10,п
г,Р==^=1Л0 =1240 “■—	21 —85.65
Масса электролита заряженного аккумуляторал2 = ■А1-8н20 + ^50, = 1365 ~ 80,5 + 440 = 1724,5 г.Объем электролита разряженного аккумулятора
Л2 1724,5=Т2Г=|346 мл-4)	Определим коэффициент использования серной кислоты, рас¬
считываемый как отношение количества кислоты, участвующей
в электрохимическом процессе, к общему количеству кислоты в элект¬
ролите заряженного аккумулятора;сп	440= А 0,1435 + гн,5О4 1 °° = 1365-0,1435+ 440 100 = 69.2%-5.	Сухой воздушно-марганцево-цинковый элемент
емкостью С1= 150 А-ч, ограничителем емкости которого
является положительный электрод, содержит положитель¬
ной агломер атной массы §м = 521 г. Исходная угле-мар-
ганцевая смесь состоит из 35% марганцевой руды (содер¬
жащей 90% Мп02), 45% графита и 20% активированного
угля. На 100 г угле-марганцевой смеси берется 15,0 г
нашатыря ЫН4С1, а на 100 г полученной сухой смеси —35,0	г электролита.Каковы доли участия Мп02 и кислорода воздуха
в токообразующем процессе элемента, если коэффициент
использования Мп02 равен 60%? Каков удельный расход
агломератной массы на единицу снимаемой емкости?Решение. 1) Процентное содержание Мп02 в положительной
активной массеРмпО, = 90 Щ ’ П§ • Гз'5 = 2°,3%-2)	Количество Мп02 в одном элементе20 3ё'мпО^^РмпО^521 Т(5о‘=‘105-8 Г-’3)	Емкость, получаемая с элемента за счет раскисления Мп02,^ 	^МпОз^псп ,1_ Что» ’электрохимический эквивалент Мп02 равен
УИмпО 86>94
?мпо2 = -ж22 = П2М = 3.2^/(А-Ч).Отсюдал 105,8 • 603,24 - 100—	22= 19,6 А-ч.4)	Доля Мп02 в токообразующем процессе5)	Доля емкости, получаемая за счет кислорода воздуха,Да = 100-ДМп02 = Ю0- 13,05 = 86,95%6)	Удельный расход агломератной массыт = §3 = 3,47 г/А-ч.6» Галетная батарея типа 54 АСМЦГ-5П, состоящая
из п = 43 последовательно соединенных марганцево-цин¬
ковых элементов, имеет номинальную емкость <2 = 5,0 А-ч.Рассчитать коэффициент использования МпОа, если на
изготовление положительных электродов батареи расхо¬
дуется 3870 г активной массы (§м = 3870 г), получаемой
добавкой 13 вес. ч. электролита к 100 вес. ч. сухой
смеси. Последняя готовится смешением 100 вес. ч. угле¬
марганцевой смеси с 10 вес. ч. нашатыря 1ЧН4С1. Угле¬
марганцевая смесь состоит из 84% марганцевой руды
(содержащей 90% Мп02), 14,5% графита и 1,5% сажи.
Каков удельный расход угле-марганцевой смеси на 1 А•ч
номинальной емкости батареи?Решение. 1) Процентное содержание	Мп02 в положительной
активной массе„ 84 100 100	„„ „Рмп02—90 ЮО' 110’ 113	’ %•2)	Количество Мп02 в одном элементе батареи_ 3870 60,8
&Мп02 п Рм.пОг 43 ' юо— ' г‘3)	Коэффициент использования Мп02С}Чмп0	5,0 - 3,24Киеп-^ 100 = -сгт~ 100= 29,6% .«Мп024)	Удельный расход угле-марганцевой смеси3870- 100- 100113-110-5,0
В расчете на один элемент= 623 г/(А • ч).от 623 . . _ ... ,
т1 = — = ~тт= 14,5 г/(А • ч).
п 4.37.	Рабочая поверхность 5 цинкового электрода медно-
°кисного элемента типа МОЭ-250 (номинальная емкость— 23 —
<2 = 250 А • ч) равна 260 см2. Цинковые электроды снаб¬
жены «индикаторными окнами» — углублениями с задан¬
ной толщиной металла, которые должны анодно раство¬
ряться после отдачи элементом определенной емкости.Рассчитать толщину индикаторных окон — указателей
отдачи 75 и 100% номинальной емкости элемента.Решение. 1) Основная электродная реакция
2п + 40Н~ -> 2п (ОН)!-+2е~2)	Количество цинка, растворяющегося при отдаче элементом
номинальной емкости,<72п<3=1,22 . 250 = 305 г.3)	Объем цинкового электрода, электрохимически растворяюще¬
гося при отдаче номинальной емкости,§ 305°2п‘2п7.14= 42,7 см3.4)	Толщина индикаторного окна, соответствующего 100% номи¬
нальной емкости элемента,«Ъп 42-7
64 =-^- “ ~260^= 0.164 см=1,64 мм.5)	Толщина индикаторного окна —указателя отдачи 75% емкостиб2 = 0,75б1 = 0,75 ■ 1,64 = 1,23 мм.8.	В батарейном колодце установлена батарея из п =
= 20 последовательно соединенных воздушно-цинковых
элементов, разряжающихся непрерывным током / = 0,5 А.Какой объем кислорода расходуется за час работаю¬
щей батареей? Через какое время будет израсходовано 10%
кислорода, содержащегося в атмосфере герметически закры¬
того батарейного колодца? Газовый объем колодца Vк =
= 3,0 м3.Решение. 1) Суммарная реакция в элементе02	+ 22п + 4КОН + 2Н20 -> 2К22п (ОН)4 ± 4Р2)	Электрохимический эквивалент кислорода
22 400= 209 мл/(А ■ ч),22 4009 о >-~г~ '4 • 26,8где 22 400 мл — объем, занимаемый 1 молем газа в нормальных усло¬
виях (0°С, 760 мм рт. ст.).3)	Часовой расход кислорода батареей элементов0,5 • 1 • 209 .20е0, = /т?0,л =	1000	= 2‘09 нл/ч<— 24 —4)	Парциальный объем кислорода в батарейном колодце
е' р„ =3000 - 0,21=630 ил,С_>2 К '-'2где Ро —содержание кислорода в воздухе.5)	Время, за которое израсходуется 1/м кислорода в батарейном
колодце,о' 0,1 630 - 0,1
т . °« ’		— = 30,1 ч.Уо2 2,099„ Положительная активная масса для цинк-иодатного
элемента 2п | Н25041 КЮ3 (С) состоит (без связующего)
из 57,1% КЮз, 40,8% графита и 2,1% сажи. Электроли¬
том служит 8,0 н. серная кислота ([Н2304]пач 392 г/л)
с добавками.Какой объем электролита требуется для последова¬
тельно соединенной батареи номинальной емкостью (3 ==
= 1,5 А-ч., состоящей из 102 элементов, если «полезный»
коэффициент использования кислоты равен 55%? Каковы
будут конечные концентрации Н2804, 2п504, 12 и К2504
в электролите, если 6% На304 (КПОт) тратится на хими¬
ческое взаимодействие с цинком (объем электролита в ходе
разряда считать неизменным)? Каково должно быть коли¬
чество сухой положительной активной массы для батареи
элементов при коэффициенте использования КЮ3, рав¬
ном 58%?Решение. I) Суммарная реакция в элементе
52п + 2 КЮ3 + 6Н2504 -> 52п504 + 12+ К2504 + 6Н20 ± ЮР2)	Электрохимические эквиваленты:2Ми,п 2-214,0
?КЮз=^= 1072678=‘-60 Г/(А-Ч>:6УИН о о 6-98,1?н2504 - -Г = ИГ2М = 2,20 Г/(А •Ч);5Л4,„сП 5-161,4
?2пЗО=-^ = Т072бГ8 = 3>01 ^М, 253,8</.2 = 1Г=1о72М=0’946 Г/(А-Ч):Ми СП 174,3^ЗО=-^=ШТЖ8 = 0’65 Г/(А‘Ч)-3)	Необходимое количество положительной активной массы на
батарею^КЮ.З 		1,60 • 1’5. 102 = 740 г.
4)	Необходимый объем электролита на батарею<7Нс0<2	2,2- 1,5с =	2»^*	п==	 102=1,56 л = 1560 мл.*исп [Н2504]нач 0,55.3925)	Концентрация Н2504 в отработанном электролите[Н2504]кон = [Н2804]нач 1!0.°.~^ + /Спот)] == 392М±6).,53г/л.6)	Количество 2п504) образовавшегося:а)	при разряде§' = 92п501(2/г = 3>01 ' 1>5- 102 = 461 Пб)	при химическом взаимодействии цинка с серной кислотойМ2п5 о	6 161,48" = [Н2304]нач V,1<пот	= 392 * 1.56 Ш = 60,3 г.7)	Общее количество образовавшегося 2п504§ = 461+60,3 = 521,3 г.8)	Концентрация 2п304 в отработанном электролите|2пж‘|-5”5Шизз4г/л'9)	Концентрация Iа.Цп 0,946.1,5-102щ	= 92,8 г/л.10)	Концентрация К23040,65-1,5.102
[К2504] = [ ^	= 63,8 г/л10.	Фактический коэффициент использования свинца
в активных массах свинцового аккумулятора составил
на десятом цикле (при полном заряде и разряде электро¬
дов) в положительном электроде /<исп = 55 %, в отрица¬
тельном электроде Кж„ = 65%. При этом возможная фак¬
тическая емкость отрицательного электрода примерно
на 30% (А =1,30) превосходила емкость положительного
электрода, которая на этом цикле была равна номиналь¬
ной емкости аккумулятора. Положительная активная паста
содержит р„ = 85,0% «свинцового» порошка,.отрицатель¬
ная активная паста — р"п = 82,1%. В «свинцовом» по¬
рошке 58% РЬО, остальное — металлический свинец.V	- 26 -Сколько положительной и отрицательной паст необхо¬
димо для изготовления аккумуляторной батареи из 6 по¬
следовательно соединенных аккумуляторов номинальной
емкостью <2= 125 А -ч, если потери пасты в процессе
изготовления составляют 1,5% (/СПОт= 1,015)?Какой объем электролита и какой концентрации дол¬
жен быть залит в новую батарею, если электролит пол¬
ностью заряженного аккумулятора должен иметь плот¬
ность 1,28, а в разряженном аккумуляторе —1,10 г/см3
(аккумуляторы выпускаются в разряженном состоянии
при разряженности электродов около 80% от их фак¬
тической емкости на десятом цикле)?Решение. 1) Суммарная реакция в аккумулятореРЬ + РЬ02+ 2Н2504разрядзаряд2РЬ504 + 2Н20 ± 2Р2)	Процентное содержание свинца в «свинцовом» порошке в пере¬
счете на металлический207 2Рръ = 42 + 58 223^2 “= 95>8% -где 207,2 —атомный вес свинца; 223,2 —молекулярный вес РЬО.3)	Электрохимический эквивалент свинца 9рь = 3,87 г/(А-ч).
Величина дрЬ одинакова для положительного и отрицательного элек¬
тродов, так как в обоих электродах изменение валентности свинца
одинаково.4)	Количество положительной активной пасты, требующееся для
одной батареи из 6 аккумуляторов (п — 6),«рь<? „	3,87.1258+=„ . п'К’ Дпот/г “0,958 • 0,85 ■ 0,551,015-6 = 6580 г.РръРп^ис5) Необходимое количество отрицательной активной пасты
9рь<2Д	3.87-125-1,308-РръРп^чс0,968-0,821 -0,651,015-6 = 7410 г.6)	При заряде полностью сформированной разряженной батареи
образуется Но304Мн 50 98,1=	= Ш 125'6 = 2750 Г,поглотится Н,018^ = 26Т 125 • 6 = 504 Г(не учитываем разложение воды при выделении Н2 и 02 на электро¬
дах).Обозначим массу электролита разряженной аккумуляторной бата¬
реи Тогда количество Н2304 после заряда§Н2304= 1435Л х + хи—	27 —
количество Н20 после зарядаен2о = °’8565Л1-*2.где 0,1435 и 0,8565 —доли Н2504 и Н20 в растворе серной кислоты
(пл. 1,10).Определим массу электролита Ах заряженной батареи из соот¬
ношения§Н28о4 0,1435/^+ 2750 36,87
йн„о = 0,8565/?!-504 =63ЛТ’где 36,87 и 63,13 —содержание Н2504 и Н20 в кислоте (й3= 1,28).
Отсюда Л1 = 8530 г.Объем электролита разряженного аккумулятора
Ах 8530
= ТТГо=7’75 Л'Масса электролита заряженной батареи равнаА^ = А1-\-х1 — х2— 8530 + 2750 — 504= 10 776 г.Объем электролита заряженной батареи10776 ЙЛО’ л-Количество Н2504 в электролите после зарядахз = Л3р|1^504= 10 776 • 0,3687 = 3976 г.Количество Н20 в электролите после зарядах4 — А2 — х3= 10 776— 3976 = 6800 г.7)	Емкость, которую необходимо затратить для заряда электродов
новой батареи (без учета выхода по току):а)	для положительных электродовС?! =125-0,8 =100 А-ч;б)	для отрицательных электродовС?3= 125 - 0,8 • 1,30=130 А-ч.При-прохождении первых 100 А-ч (когда заряжаются оба электрода)
протекает реакция2РЬ504+2Н30 -» РЬ + РЬ02+2Н2504 ± 2РПри этом выделится Н2504Мн с0 98,1
*5 = —^(^1 = 2^-100.6 = 2200 г,поглотится Н20Мп ~	18Пси протекании следующих 30 А • ч (когда заряжается только отри¬
цательный электрод) в аккумуляторах идет реакцияРЬ504 + Н20 -» РЬ + ~ 02+ Н2504 ± 2РПри этом выделится Н2504= 2 - 26,98 1= зо. 6 = 329 г;.разложится Н20хв =182	■ 26,!; 30-6 = 60,5 г.Всего выделится Н2504хд = хъ-\~х1 = 2200 + 329 = 2529 г,будет удалено Н20х10 = хв+ха = 403 + 60,5 = 463,5 г(в расчете не учитываем разложение воды при выделении Н2 и 02
на электродах).8)	В электролите, заливаемом в новую батарею, должно содер¬
жаться серной кислоты:хп = х3 — = 3976 — 2529 = 1447 г,водых12=х4 + х10 = 6800 + 463,5 = 7263,5 г.Концентрация исходной кислоты, заливаемой в новую батарею,
хи ...	1447[Н2304]ь100 =7263,5+1447100= 16,6%,что соответствует плотности 1,117 г/см3.
Объем исходного электролита*,*+*„ 7263,5+1447~ 1,117-1000= 7,80 л.11. Составить баланс потребности в материалах для
изготовления активных масс 100 никель-кадмиевых акку¬
муляторов номинальной емкостью ф„ом=125 А-ч.Исходные вещества: гидроокись никеля (II) с содержа¬
нием «общего» никеля ры, = 60,5%; окисное железо, содер¬
жащее 70% «общего» железа; окись кадмия с содержанием
«общего» кадмия 87%.Состав положительной активной массы: 75,2% (рьи (онь)
гидроокиси никеля (II); 16,2% графита; 5,3% Ва(ОН)2 X
Х8Н20; 3,6% раствора КОН (пл. 1,10) и 2,7% солярового
масла.29 —
Состав отрицательной активной массы: 44,7% окиси
кадмия, 52% окиси железа, 3% солярового масла, 0,3%
серы.Превышение фактической емкости аккумуляторов, огра¬
ничителем которой является окисно-никелевый электрод,
над номинальной 5% (/<1= 1,05). Избыток фактической
емкости отрицательного электрода над емкостью окисно-
никелевого электрода в начальном периоде циклирования
10% (/Сг — 1,Ю). Коэффициенты использования активных
веществ при полном заряде и разряде электродов: /Сисп
никеля 60%; /Сисп кадмия 65%; /Сисп железа 18%. Потери
активных масс при изготовлении электродов 2,0% {КШт =
= 1,02).Решение. 1) Емкость всей партии аккумуляторов (равная сум¬
марной емкости окисно-никелевых электродов)К,п= 125- 1,05. 100=13 100 А • ч,^факт ^ном 1	’	’где « — количество аккумуляторов.2)	Электрохимические эквиваленты активных веществ««■-т-ш-2’19 Г/(А',);^-йет“2-10 Г'<А"*55,85	лчо //а \<?Ре = 2Г2р=1-°42г/(А-Ч)-3)	Необходимое количество положительной активной массы на
партию аккумуляторов<7м- ,	2,198+ = -—-	<Эфакт^пот = о 605 • 0 752 13 1 °0 • 1,02 =РшР№(ОН),	’ ’= 64 300 г = 64,3 кг,.в том числе гидроокиси никеля (II)
графита64,3 ТШ' = 48,36 кг’гидроокиси бария64,3 ^ _ 10,4 кг,64,3 ?^= 1,48 кг,раствора КОН (пл. 1,10 г/см3)64>3 Ш = 2,32 кг’_ 30 —твердого КОН10	92,32 ^ = 0,253 кг,(где 10,9%—содержание КОН в растворе), солярового масла64,3ТМ = *>74 кг'4)	Фактическая емкость отрицательных электродов всей аккуму¬
ляторной партии01 = 0.’л /С„= 13 100 - 1,10= 14 400 А - ч.'гфакт ^факт '2	’5)	Удельная емкость отрицательной активной массы0_ = ДсгСс1 + Даре = - РслРсй^исп + п РреРре^исп =V	С<1	’Ре1-0,87 ■ 0,447 ■ 0,65+ 0,70 • 0,52 . 0,18 = 0,183 А • ч/г,—	2,10 ’ ’ ’ 1 1,042где р' _ содержание металла в соответствующем активном веществе;
р" _содержание данного активного вещества в смеси.6)	Удельный расход отрицательной активной массыт_ = — = оТГаз= 5,47 Г/(А ‘ ч)'7)	Потребное количество отрицательной активной массыв =/п 01 К =5,47- 14400- 1,02 = 80300 г = 80,3 кг,6- — "‘-'•‘факт 'пот ’	’в том числе окиси кадмия.44,7окиси железасолярового масласеры80,3 ТЖ = 35,9 кг’528°,3 уоо = 41 >75 кг>80,31§о = 2,41 кг’80,3	щ = 0,24 кг.12. Гидроокись никеля (II), идущую для приготовле¬
ния положительной активной массы щелочных аккумуля¬
торов, получают взаимодействием растворов №504 и №ОН:
№504 + 2№0Н -> Щ0Н).г+№2504При этом раствор №504 (пл. 1,18; [№504]=186 г/л)
постепенно приливают к раствору КаОН (пл. 1,30;
[ИаОН] = 352 г/л). В конце процесса в образовавшейся_ 31 -
пульпе должен сохраняться избыток МаОН ([№ОН]' =
= 9 г/л).Рассчитать суточный расход растворов №504 и №ОН,
необходимый для обеспечения выпуска щелочных аккуму¬
ляторов общей емкостью 0,5- 10е А-ч/сутки. Коэффициент
использования никеля в положительных электродах Кшп =
= 55%. Потери активного вещества на всех технологи¬
ческих операциях 2,0% (Д'пот= 1,02). Для простоты рас¬
чета принять, что объем конечного раствора равен сумме
объемов растворов ЫаОН и №504. Какова объемная
концентрация №(ОН)2 и Ыа2304 в полученной пульпе?
Каковы удельные расходы ЫаОН и №504 на 1 А-ч
емкости аккумуляторов?Решение. 1) Электрохимический эквивалент №(ОН)2^№(ОН)2	92’7 о л с I/ л \<7щон)2 =	&	= Г72Г8 = 3,46 Г/(А' ч)-2)	Удельный расход Ы1(ОН)2 на 1 А-ч емкости аккумулятора«ЫЦОН,2 = ^^ *пот = 1-02 = 6.42 Г/(А - ч).3)	Количество N1(01-1)2, необходимое для обеспечения суточной
производительности,=	<2 = 6,42 • 500 000 = 3 210 000 г = 3210 кг.4)	Суточный расход твердого N1804 (безводного)М№с0	154,7682	= 81 м °' ■ = 32Ю	= 5360 кг,/ИЖ(ОН)2	9/>'где М — молекулярные веса соответствующих соединений.5)	Необходимый объем раствора Ы15046)	Суточный расход твердого ЫаОН (100%-ного) для реакции2-Ммчон	2 - 4083	= 8г „ 9-~ = 32Ю = 2770 кг.ё ё1М№(0Н)2 9 ■7)	Стехиометрически необходимый объем раствора ЫаОН для
реакциио, 2 770 000
У2 ~ [ЫаОН] " 352 ~ Л‘8)	Объем конечной суспензии без избыточной щелочностиоа = у1-^-х>2 = 28 800-|- 7870 = 36 670 л.—	32 -9)	Объем раствора ЫаОН, необходимый для придания суспензии
избыточной щелочности,аз [ЫаОН]' 36 670-9__ай9 п
°4~ [ЫаОН] — [ЫаОН]' 352-910)	Суточный расход раствора щелочиЬб = оа+у4 = 7870+962 = 8832 л.11)	Общий расход твердого ЫаОН (100%-ного)52-88
1000352-8832 011П
= [ЫаОН] у5= гтщ =3110 кг.- "к12)	Объем подщелоченной суспензии, получаемой за сутки,
VII = V1+V^ = 28 800 + 8832 = 37 632 л.13)	Содержание Ы1(ОН)2 в суспензиив, 3 210 000 ... ,[ЫКОН)2]=^- =-37632-= 85,2 г/л.14)	Концентрация Ыа2304 в суспензииш , ^N«.30. _ 3210000-142.06 _
[Ыа25°4]-0бМн-(—- 37632.92,715)	Удельные расходы:а)	безводного Ы1504_ 82 _ 5 360 000 _ 72 г/(д . ч).
Ы1504 ~о~' 500 000 ’ /( ’’б)	100%-ного ЫаОНО 1 1 А АЛЛ-	= 6,22 г/(А-ч),#4 3 110 000тЫаОН = ~о 500 00013.	Провести конструктивный расчет никель-кадмие-
вого аккумулятора (номинальной емкостью <2Н0М = 125 А ■ ч).
При восьмичасовом режиме разряда электродная плотность
тока И должна составлять примерно 8,8 мА/см2. Край¬
ними электродами аккумулятора являются положительные
пластины. Кажущаяся плотность спрессованной отрица¬
тельной активной массы й_ = 4,2 г/см3, положительной
активной массы й+=1,9 г/см3 (состав активных масс см.
задачу 11).Решение. 1) Активная поверхность отрицательных электродовО	125-1000 170„ ,гПмГ = 1780 см-где т —время разряда, ч.2	Флёров В, Н.	— 33 —
В электрохимическом процессе участвуют обе стороны электро¬
дов. Поэтому их площадь 32 составитс 51 1780 о™$2 — тг	о— = 890 см2.2)	Из конструктивных соображений (чтобы аккумулятор имел
достаточную ширину) принимаем четыре отрицательных электрода
в аккумуляторе; высота электрода по тем же соображениям должна
быть на 1/3 больше его ширины (в реальных условиях проектирова¬
ния соотношения между отдельными сторонами аккумулятора выби¬
раются исходя из технического задания).Отсюда площадь одного электрода равна53	= ^ = —«=222 см2.Если ширина электрода а, то высота его равна 1,33 а. Зная пло¬
щадь электрода, находим его размеры:53=1,33 а? = 222 см2, а=12,9 см;
высота электрода Ь равна222Ь=У2~9= 17,2 см.3)	Объем спрессованной отрицательной активной массы на один
аккумулятор (без учета потерь)е~	80 300 , о,Ч~пй_Кпо1 ~ 100 • 4,2 • 1,02 _ см?(значения §_, п, Кпот взяты из задачи 11).4)	Толщина отрицательных электродных брикетов6_=— = = 0,210 см = 2,10 мм.02	оУи5)	Положительных электродов аккумулятора на один больше,
чем отрицательных, т. е. п+ = 5. По площади одиночные положи¬
тельные и отрицательные электроды равны. Находим площадь всех
положительных электродов:54 = 53л+ = 222 • 5 = 1110 см2.6)	Объем спрессованной положительной активной массы°2==Т1Г— = Тпп6!о0°1 П9 = 332 см3пй+Кпо-1 '00 • 1,9 • 1,02(значения п, КПОт взяты из задачи 11); д+ в задаче 11 рассчи¬
тано с учетом потерь, в данном случае потери не принимаются во
внимание, поэтому в знаменатель вводится поправочный коэффици¬
ент Киот7)	Толщина положительных электродных брикетове+=|г=ТП5 = 0,299 см = 2,99 мм.Примечание. При автоматизированном процессе получения
электродных брикетов определенной толщины расчет обычно ведется_ 34 —исходя из емкости, отдаваемой ламелем стандартной толщины и опре¬
деленной длины. При этом способе расчета у всех аккумуляторов
одинаковая электродная плотность тока т-часового режима разряда,
а избыток емкости электрода одной полярности по сравнению с элек¬
тродом противоположной полярности зависит от количества однопо¬
лярных электродных пластин в аккумуляторе, так как от этого за¬
висит соотношение активных масс.Объем электролита щелочных аккумуляторов рассчитывают,
исходя из необходимого межэлектродного зазора, наличия свободных
пространств в аккумуляторе и пористости электродных масс. При
расчете габаритов аккумуляторного сосуда учитывается необходи¬
мость некоторого газового пространства над электролитом и шламо¬
вого пространства под электродным блоком.14.	Емкость свежезаряженного щелочного аккумуля¬
тора типа НК-80 равнялась 80,3 А-ч. После месячного
бездействия в заряженном состоянии емкость того же акку¬
мулятора составила 63,4 А-ч.Определить самозаряд аккумулятора за месяц.Решениев,_ «^-5^=^100-21.14.15.	Цинковый электрод никель-цинкового аккумуля¬
тора, содержащий §°2б^ = 4,75 г общего цинка, обладает
разрядной емкостью <Энач = 2,82 А.ч. При полном заряде
электрода 97% общего цинка переходит в металли¬
ческое состояние (р2п = 0,97). После периода бездействия
при повышенной температуре электрод отдал емкость
(2К0Н=1,54 А-ч. Анализ активной массы такого электрода
после разряда показал содержание в нем металлического
цинка ёг2пН= г-Каков саморазряд цинкового электрода? Какая доля
саморазряда связана с коррозией металлического цинка и
какая — с ухудшением работоспособности активной массы?Решение. 1) Саморазряд цинкового электродаОе =	100=^|^^ 100 = 45,4%.е	<2нач	2.822)	Количество металлического цинка, остающегося в разряжен¬
ном электроде при циклировании,^>2пЧ = ^2п (общ)Р2п ?2гАшч = 4,75 ■ 0,97 1,22 - 2,82 = 1,16 г.3)	Потеря емкости электродом при хранении за счет понижения
электрохимической активности электродной массы?1пН-^2п' 1 >53 1 ■ 16Ягп2*	— 35Яг0Н-?7пЧ 1,53-1,16г^--0.303 А.,.
4)	Доля саморазряда электрода за счет понижения его электро¬
химической активностиД(7 _ АФакт	0,303 _ 09	Знач-Окон “2,82-1,54 -°-237'5)	Доля саморазряда электрода за счет коррозии цинкаДО? = 1,0 — ДО? = 1,0 — 0,237 = 0,763.1©» Окисно-никелевый электрод никель-кадмиевого
аккумулятора отдал при разряде емкость <5р = 2,38 А-ч.
При анализе активной массы такого электрода после раз¬
ряда установлено, что она содержит общего никеля
&№ (общ) = 7,10 г и «активного кислорода» (реагирующего
с К1) 8ог = 60 мг-экв. Какой условной формуле №От
соответствует активное вещество электрода в заряженном
и разряженном состояниях? Каков коэффициент исполь¬
зования активного вещества?Решение. 1) Коэффициент использования активного вещества
окисно-никелевого электрода рассчитывают, исходя из изменения ва¬
лентности никеля на единицу:<Эр	ОоЧт	2,38-2,19Кисп = ™~ ЮО = — — 100 = ^—^-100 = 73,5о/0.Чтеор	бШ(общ)	'>ш2)	Количество никеля в активном веществе электрода,	1 (общ) 7100^N1 = —Л^Г- = 5871= 121 м1"ат0м-3)	Грамм-атомное соотношение активного кислорода и никеля
в разряженном электродном веществе8о 60^2ЙГ = 2-Т2Г = °'248'4)	Значение от в условной формуле разряженного активного ве¬
ществат1=1,0 + /С=1,248.Условная формула разряженного вещества ШО^в-5)	Расход активного кислорода при разряде электрода (пренебре¬
гаем электродным саморазрядом в процессе разряда)<2р 2380
^ = ’гГ = 2Т2М=44>4 мг-атом-6)	Значение т в условной формуле заряженного активного ве¬
щества44,4Щ — ГП1 + -р— = 1,248 +_= 1,615.«N1Условная формула заряженного активного вещества №01|61В.— 36 —Примечание. Если известна условная формула разряжен¬
ного активного вещества и коэффициент его использования, тогда
величину от в условной формуле заряженного активного вещества
можно рассчитать более простым путем:”.-'”.+ 2ТЖ-1'248 + 21!)--1'615-17.	Для определения коэффициента диффузии цинката
через гидратцеллюлозную сепарацию, применяемую в ще¬
лочно-цинковых аккумуляторах, может быть использован
электрохимический метод [1]. В этом методе в катодную
часть экспериментальной ячейки, разделенной на две сек¬
ции гидратцеллюлозной сепарацией, заливается чистый
раствор щелочи. Катодом служит медная амальгамирован¬
ная сетка, полностью перекрывающая отверстие ячейки
с установленной в нем сепарацией. В анодное простран¬
ство заливается раствор той же общей щелочности, что и
католит, с исследуемым содержанием цинката. В качестве
анода используется монолитный цинковый электрод, рас¬
творение которого компенсирует потери цинката при диф¬
фузии.При напряжении на ячейке 0,15—0,2 В цинкат, диф¬
фундирующий через сепарацию в катодное пространство,
разряжается на предельной плотности тока на катоде.
При таком напряжении выделение водорода на амальга¬
мированном катоде еще не происходит, поэтому ток на
ячейке будет показывать количество диффундирующего
цинката (с поправкой на токи ионизации кислорода и за¬
ряжения двойного электрического слоя, определяемые при
использовании бесцинкатных растворов в качестве като-
лита и анолита). При достаточно высокой свободной ще¬
лочности можно пренебречь ошибкой в данных, связанной
с тем, что не учитывается миграция цинката под воздей¬
ствием электрического поля.В качестве католита в опытах по определению коэф¬
фициента диффузии применен раствор КОН, Юн.; аноли-
том служит цинкатный раствор КОНобщ (10 н.); АС2п =
= 25 г/л 2п2+. Толщина набухшей гидратцеллюлозной се¬
парации 6=120 мкм; площадь отверстия, перекрываемого
сепарацией, 5 = 6,0 см2. При этом установившийся (скор¬
ректированный) ток на ячейке при +20° С равен / =—	5,0 мА.Рассчитать коэффициент диффузии цинката через иссле¬
дуемую гидратцеллюлозную сепарацию.- 37 —
.‘.‘Я .Решение. Коэффициент диффузии рассчитывают, исходя из пер-
вого закона Фика:_Ахйвгде ^ — массоперенос в единицу времени;зии; Ад — коэффициент диффузии; б —толщина диффузионного слоя;
АС— разность концентраций диффундирующих ионов.В нашем случаей§— = 1а.
с1хОтсюда5ДС (Лд _ 5АСесли ? выражено в г/(А • ч), б —в мкм, АС—в г/л, / — в мА, 5 —в см2,
то уравнение примет вид1цб 10-7
" 3,6Подставляя соответствующие значения, получим коэффициент диффу¬
зии цинката через гидратцеллюлозную сепарацию:5,0.1,22.120
д~ 6-25.3,61,36 - 10 7 см2/с.18. Разряд малыми токами щелочно-цинкового источ¬
ника тока с порошковым отрицательным электродом со¬
провождается повышением концентрации цинката в элек¬
тролите до величин, при которых раствор начинает под¬
вергаться старению с выпадением твердой окисно-цинковой
фазы [2]. При наличии сепарации, разделяющей электрод¬
ные пространства, повышение содержания цинката наблю¬
дается в большей степени в анолите. Возникший градиент
концентрации цинката между анолитом и католитом при¬
водит к диффузии ионов цинката через сепарацию в ка¬
тодное пространство, где раствор может подвергаться
ускоренному старению под воздействием положительных
электродов.При стационарном режиме, когда концентрации цин¬
ката в анолите и католите достигнут постоянных значе¬
ний, количество цинката, диффундирующего через сепа¬
рацию в катодное пространство, будет равно количеству
цинката, подвергающегося здесь старению с выпадением
окисной фазы. Другая часть анодно окисленного цинка
будет оставаться в виде твердой окисной фазы в анодном
пространстве,- 38 ~В никель-цинковом аккумуляторе с электродной по¬
верхностью (равной приблизительно поверхности сепара¬
ции) 5 = 250 см2 при разряде током /=170 мА в стаци¬
онарном режиме установился градиент концентрации
ионов цинка между электродными пространствами, рав¬
ный АС =12 г/л. В этих условиях при суммарной тол¬
щине набухшей гидратцеллюлозной сепарации 6= 180 мкм
коэффициент диффузии цинката равен Ад= 1,2-10-7 см2/с.С какой скоростью происходит выпадение окиси цинка
в катодном пространстве такого аккумулятора? Какую
долю анодно окисляющегося цинка составляет это коли¬
чество?Решение. 1) Скорость массопереноса ионов цинка через сепа¬
рациюМ = -^3- АС = 250 ' Ш 7 ■ 12 • 3,6 • 104 = 0,072 г/ч.Ат о	1о02)	Скорость выпадения окиси цинка в катодном пространстве
(равная скорости массопереноса цинка через сепарацию)Ар М7пГ)	71,48т.пО = д| • -^7 = °’072 65Д =0’0785 г/ч = 78-5 мг^3)	Доля анодно окисляющегося цинка, выпадающая в осадок
в катодном пространстве (за сепарацией),р7иП А7п	0,0785 65,4Д°еад = 7^“Г ' М.~ 100 = 0,170 • 1,22 • 1 ' ТГд 100==34'7%-19.	В никель-кадмиевых аккумуляторах с электродами
металлокерамического типа причиной повышенного само¬
разряда может быть недостаточная отмывка окисно-нике-
левых электродов от примеси нитратов [3]. Ионы нитрата,
раскисляясь у кадмиевого электрода, превращаются в ни¬
триты, которые затем реагируют с окисно-никелевым элек¬
тродом, снова превращаясь в нитраты:N0^ + Н20 + 2е- П И02- + 20Н~При подобном «челночном» механизме саморазряду в рав¬
ной степени подвергаются оба электрода аккумулятора.При повышении содержания К1МОз в электролите
с 0,16 до 0,50 г/л саморазряд за т = 3 месяца бездействия
при +25° С полностью заряженных средних электродов
габаритами 30x50 мм увеличился на фс = 0,25 А-ч на
электрод. Количество электролита на один такой однопо¬
лярный электрод в аккумуляторе составляет примерно
у = 6,0 мл.
Считая, что в подобном механизме саморазряда одно¬
временно участвует 80% присутствующего нитрата (К =
= 0,8), рассчитать, какое количество циклов «челночного»
саморазряда за час должны делать нитрат- (и нитрит-)
ионы, чтобы иметь подобную величину саморазряда (пре¬
небречь более глубоким восстановлением нитратов до газо-
'Образных продуктов).Решение. 1) Электрохимический эквивалент КИОз
МКЫОз 101,1^КГ-Юз	— 2 . 26 8 = 1,89	’ Ч^'2)	Ток увеличения «челночного» саморазряда в расчете на один
электрод/==^== 3.30-24==0’П6 мА>3)	Количество КМ03, участвующее в увеличении челночного са¬
моразряда на электрод,§КК’03 = АС'оК = (0,50 — 0,16) 6,0 ■ 0,80= 1,63 мг.4)	Количество электричества, получающееся при редокс-превра-
щенйи 1,63 мг К1Ч03,1,63<2> =	= 0,862 мА • ч.<?КЫо3 ]>895)	Число циклов челночного саморазряда в часа’ 0,862К — у = -д [16 = 7,42 цикла.20.	В щелочном серебряно-свинцовом аккумуляторе
с порошковым свинцовым электродом без улучшающих
добавок и межэлектродной сепарацией обычного вида са¬
моразряд свинцового электрода вызывается преимущест¬
венно «челночным» механизмом за счет ионов свинца пе¬
ременной валентности [4]. Ионы плюмбита, остающиеся
в электролите после заряда аккумулятора, окисляются
у окисно-серебряного электрода до плюмбатов. Последние,
диффундируя через межэлектродную сепарацию к отрица¬
тельному электроду, взаимодействуют со свинцом, давая
уже удвоенное количество ионов плюмбита. Образующийся
плюмбит в свою очередь диффундирует через сепарацию
к окисно-серебряному электроду и т. д., пока растворы
не достигнут насыщения по плюмбиту и плюмбату. Затем
процессы будут протекать в условиях неизменности со¬
става электролита с выпадением дополнительно образую¬
щихся соединений свинца в твердую фазу.— 40 —При подобном механизме даже незначительные вначале
концентрации свинца в электролите будут приводить к су¬
щественному саморазряду свинцового электрода, который
в отсутствие ионов переменной валентности устойчив к кор¬
розии, так как потенциал свинца более положителен, чем
потенциал водородного электрода. Скорость коррозии
свинца при «челночном» механизме определяется стадией
днффузии растворенных ионов свинца через сепарацию.Коэффициент диффузии плюмбита (и плюмбата) через
трехпленочную гидратцеллюлозную сепарацию (ее суммар¬
ная толщина в набухшем состоянии 6 = 180 мкм) в усло¬
виях растворов, близких к насыщенным по свинцу, со¬
ставляет при комнатной температуре Ае = 3,1-10'8 см2/с.
Перепад концентрации свинца (в виде плюмбата или
плюмбита) между электродными пространствами составляет
в среднем АС = 6,0 г/л. Свинцовые электроды пластинча¬
того вида имеют толщину / = 2,2 мм и полную пористость
в заряженном состоянии П = 42% (после заряда элек¬
тродная масса, прессуемая на растворе щелочи, практи¬
чески нацело состоит из металлического свинца). Коэффи¬
циент использования активного вещества электрода /(исп =
= 50% (в расчете на переход РЬ^РЬ24').Рассчитать величину саморазряда порошкового свин¬
цового электрода, являющегося ограничителем емкости
щелочного серебряно-свинцового аккумулятора, за т =
= 6 мес. (183 дня) бездействия в условиях влияния только
«челночного» механизма саморазряда.Решение. 1) Масса свиица, приходящаяся на 1 см3 рабочей по¬
верхности электрода,врь = 5у^Рь(1-П) = 1.0^11.3-0,58=0,721 г.2)	Разрядная емкость выбранного участка электрода<2р=1^КИсп=Л^ 0,50 = 93,1 мА-ч.1 </РЬ	А'Ь73)	Плотность тока саморазряда°‘-^°3'к8'7ГТ8Г-3'6-|0,°0-00962 "А'“=-4)	Абсолютная величина саморазряда за 6 мес.<2с = Д.т = 0,00962 (183 - 24) = 42,25 мА • ч.5)	Саморазряд свинцового электродас,100-1^ 100-45,3%.-	41 —
21.	Габариты серебряно-цинкового аккумулятора типа
СЦ-50 равны 64x49x 165 мм, масса ^ = 0,84 кг. При
разряде током 5,0 А аккумулятор проработал т ==
= 12 ч 20 мин, из них 1 ч 25 мин (т' = 1 ч 25 мин) при
напряжении Уср=1,75 В, остальное время т" при 1/ср =
= 1,51 В, Каковы удельные характеристики аккуму¬
лятора?Решение. 1) Разрядная емкость аккумулятора
<2=/т =2)	Отданная энергия<2 = /т = 5,0(12 + -Ц-) = 61,7 А-ч.«7=^СР = С(Т^СР + Т1/Ср) =_а, 7/ 1-60 + 25 , , (12 - 60 + 20) —(1 • 60 + 25) , Г1\“Ь1’Ч12. 60 + 20‘-75 +	12. 60 + 20	1>51] == 61,7. 1,536 = 94,8 Вт-ч.3)	Объем аккумулятораа = 6,4. 4,9- 16,5 = 517 смЗ = 0,517 л.4)	Удельная емкость:
по массепо объему^ = ! = ТЩ- = 73,4 А'ч/кг:
^ = 1 = Й]7== 119,3 А'ч/Л-5)	Удельная энергия:
по массе^=7 = §Ж = ПЗВт-ч/кг:по объему= ^ =-|~-= 183,5 Вт • ч/л.22.	Хлор-серебряно-магниевая батарея разряжается
током ^=1,1 А на 1 см3 объема батареи при среднем
напряжении 1,35 В. Какова удельная объемная мощность
разряда батареи?Решение.Nъ —	1,1 • 1,35= 1,485 Вт-ч/см3= 1,485 кВт-ч/л.23.	Батарея свинцовых аккумуляторов типа ЗСТ-80
заряжалась током 7,4 А в течение 14 ч при среднем на¬
пряжении 6,8 В. При разряде током 8,0 А батарея отдала-	42 ^свою емкость за 10 ч 30 мин при среднем напряжении
5,95 В. Какова отдача батареи по току и энергии?Решение. 1) Отдача по току/,}Тр 8,0.10,5Тт = "ёг 100=Т4 Л4“ 100 = 81.1 % ■2) Отдача по энергииV	5 95Ъ = 7т|г = 81,1 ^-=70,90/0.24» При заряде током 15 А никель-железного акку¬
мулятора, ограничителем емкости которого является окис-
но-никелевый электрод, за первые 3 ч процесса выдели¬
лось у'= 5,1 л газа (объем приведен к нормальным усло¬
виям с вычетом паров воды) с парциальным давлением
кислорода Ро2 =0,192 атм и водорода Р'н» = 0,808 атм. В
последующие 3 ч заряда выделилось о" =11,2 л газа
с Рог = 0,395 атм и Рн2 = 0,605 атм.Рассчитать отдачу аккумулятора по току за первые
и последующие 3 часа заряда, а также общую отдачу по
току (глубину разряда электродов принять одинаковой
по циклам).Решение. 1) Так как ограничителем емкости аккумулятора явля¬
ется окисно-никелевый электрод, то отдачу по току рассчитываем по
количеству кислорода, выделяющегося на этом электроде. Электро¬
химический эквивалент кислорода22 400 ппп „. ,209 МЛ/(А'Ч>-2)	Количество кислорода, выделившееся за первые 3 ч,V, = 1)'Р^ =5,1 .0,192 = 0,978 л.1 '-'23)	Отдача по току за этот период заряда, У) ,,-о 978
/Т д0	209Ут=	7т = ГбТз 100 = 89,6о/0.4)	Количество кислорода, выделившегося за последние 3 ч заряда,с2 = 1)"Р^2 = 11,2. 0,395 = 4,42 л.5)	Отдача по току за последние 3 ч заряда15 . з	4420209?т' =	^ 100 = 53,00/0.6)	Средняя отдача по току
7т”ЬТт 89,6-{-53,0
25» Рассчитать э. д. с. свинцового аккумулятора
РЬ ! Н25041РЬ02 по значениям равновесных потенциалов
его электродов при +25° С и плотности раствора Н2504:а)	1,20 г/см3, б) 1,12 г/см3.Решение. 1) Электродная реакция на отрицательном электроде
РЬ + 50|-^±РЬ504+ге¬
на положительном электродеРЪ02+50Г + 4Н+ ^РЬ504 + 2Н20 - 2е”2)	Определяем э. д. с, аккумулятора:, ^ . [Ок.]Е= ф+ ф-> Ф = <Ро+тр1пгР [Восст.] ’, . ап , °>059 т„ взоГан+ .Ф+ = + 1,67+—к— 1п — -■—;^ ан2оп .Г- 0,059 ,Ф_ — — 0,35	— 1б я50|->Е = Ф+ - Ф_ = 2,02 + Ш 1В	= 2,02 + 0,059 1§	.^	ан2о	“н2оТак кака30|"аН+==аН2504> 'поэтомуЕ = 2,02 + 0,059 1§ан,оПри плотности раствора серной	кислоты 1,20 моляльность его
равна 3,84, коэффициент активности ^+ = 0,166 [5]; при плотностираствора 1,12 моляльность равна 2,1,	а у_ь = 0,125. Активность воды
в этих растворах ан 0 равна, соответственно, 0,790 и 0,907.Тогда при йНг8О4=1,20Ех =Прн ^Н2504= 1’12Ег = 2,02 +0,059 16 3;8^—=2,015 В.9 1 0 19^г2 = 2,02+ 0,059 1е- 0 9’? =1,988 В.ИИ» Рабочая поверхность 5 однополярных пластин
одиночного свинцового аккумулятора батареи ЗМТ-7 рав¬
на 130 см8. В межэлектродном пространстве с / = 3,0 мм
установлены деревянный сепаратор толщиной /2 = 1,0 мм_ 44и стекловойлочный толщиной /3 = 0,5 мм. Объемная пори¬
стость П: а) у деревянных сепараторов около 70%;б)	у стекловойлочных около 88%. Коэффициент извили¬
стости пор К у деревянных сепараторов и у стекловой¬
лочных соответственно 1,5 и 1,15.Рассчитать падение напряжения в электролите меж-
электродного пространства одиночного аккумулятора при
разряде его током 2,8 А: а) в начале процесса, когда
плотность электролита — раствора серной кислоты	== 1,28 и б) в конце разряда, когда йн2зо4 = 1,12. Удель¬
ная электропроводность электролитахЬ88 = 0,707 ом-1 • см-1; Хы2 = 0,607 ом*1 • см-1.Решение. Сопротивление, электролита складывается из сопротив¬
ления электролита ^эл в свободных зазорах между электродами и
сепараторами и сопротивления электролита в порах сепараторов —
деревянного и стекловойлочного Кст.1)	Сопротивление электролита в заряженном аккумулятореп р , п 1 п 1 к ,	!_ . Ы$1 _)	1_	_#1 = Яэл + Яд+Ясг-—--5+— 5П1+^ 5П2-1 /0,30-0,15 , 0,10-1,5 , 0,05-1,15 \= 0Т707 [30	^ ГЖТТ)Т70 + Т30Т0^8; = 0-00467 ом’где /1. = / —(^а + ^з) — толщина межэлектродного слоя электролита, не
занятого сепараторами.2)	Падение напряжения в электролите в начале разрядаДУ1=/^ = 2,8-0,00467- 1000=13,1 мВ.3)	Сопротивление электролита плотностью 1,121	/0,15 , 0,10-1,5 , 0,05 - 1,15 \	_^2	АСА'7 I ЮЛ "Ь 10А П -7П + I ЭП П Я»' 0,0054о Ом.4)	Падение напряжения в электролите в конце разрядаДК2 = //?а = 2,8. 0,00545- 1000=15,3 мВ.(в расчете не учитывалось падение напряжения в электролите внутри
пор активного вещества).21.	Каково внутреннее сопротивление аккумулятора
типа НК-125 в середине его разряда, если в этот момент
его напряжение при 20-часовом режиме разряда равно1,22 В, а при 2-часовом режиме 1,07 В?Решение: 1) Сила тока разряда при 20-часовом режиме/ — ^ — Н5 — 6 25 А
Лю-Т — ТО -Ь,Л А,при 2-часовом режиме125/2= | =62,5 А.—	45 —
2) Внутреннее сопротивление„ Ук-У, 1,22- 1,07 ППППЛ, Л
/2-/20 62,5—6,25 ~28.	Э. д. С. медно-окисного элемента, электролит кото¬
рого (5 н. ЫаОН) насыщен цинкатом, равна 0,89 В. Опре¬
делить с помощью термодинамического расчета, какая из
приведенных ниже элементных реакций является э. д. с.-
определяющей:а)	2п + 2Си (ОН)2 ^ 2пО + Си20 + 2Н20б)	2п + 2СиО ^ 2пО + Си20в)	2п + Си (ОН)2 ^ 2пО+Си + Н20г)	2п + Си0^2п0 + Сид)	2п + Сиа0^2п0 + 2СиРешение. Произведем расчет э. д. с. для каждой реакции. Э. д. с.
гальванического элемента может быть рассчитана через изменение
термодинамического потенциала Гиббса при э. д. с.-определяющей
реакции (см. гл. I):Е — —	^кон У АОнач-Изменение термодинамического потенциала Гиббса "при реакции (а)Д0а = Д02по + Д(?Си2О+ 2 ДОН20 ~ Д02п“ 2 ^СЩОН),—= — 76,05-34,98-2. 56,69 + 0 + 2-85,3 = - 53,81 ккал;53 810
а~~2 • 23 060 * ’при реакции (б)Д0б = Д02по + Д^Си20"~Д^2п —2Д^СиО ~= _ 76,05 — 34,98 + 0 + 2 ■ 30,4 = — 50,23 ккал;при реакции (в)Д0в = Д02пО +Д0си + Д0Н2О — Д02п~ДССи(ОН),—= _ 76,05 — 0 — 56,69 + 0 + 85,3 = — 47,44 ккал;47 440^ = ■2723060= 1’03 В;при реакции (г)Д0г = Д02пО +ДОСи —ДС2п —ДССц0 == --76,05 + 0 — 0 + 30,4 = — 45,65 ккал;45 650‘2-23 060-	46 -= 0,99 В;при реакции (д)Д0д = Д02пО +2ДСси —Д02п —Д0Си2О —= — 76,05 + 0 — 0 + 34,98 = — 41,07 ккал;Практически полное совпадение расчетной величины Ед с экспери¬
ментальным значением э. д. с. медно-окисного элемента указывает, что
э. д. с.-определяющей реакцией в этой системе является реакция (д).29.	Рассчитать изменение при +25°С термодинами¬
ческих функций АО, АН и А5Э при реакции
2п + Н§0 -» 2п0 + Нц
но электрохимическим параметрам ртутно-цинкового (РЦ)
элементаКОНК32п (ОН)42п(2пО)Н§0 (Н§)в котором протекает эта реакция.Э. д. с. РЦ-элемента 5= 1,353 В, температурныйс1Екоэффициент э. д. с. ~ = + 0,04 мВ,/°С [6]. Сравнитьполученные данные со значениями, рассчитанными по
табличным величинам термодинамических функций ком¬
понентов реакции.Решение. 1) Изменение термодинамических функций, рассчитан¬
ное по экспериментальным параметрам РЦ-элемента:„ -2-23 060-1,353 со ,Д01 = — гР^Е —	1	- = —62,4 ккал/моль;„ ЛЕ 2-23 060-0,04 , 0„г
Д5э = гРг =	шоо - = 1,845 кал/(моль ■ °С);Д#х = ДО]. + ГД5э = — 62,4 + 298 !щ-=-61,85 ккал/моль.2)	Изменение термодинамических функций, рассчитанное по таб¬
личным величинам:Д02 = Д02пО +д0неТ-А^2п — денвО 1=5=— 76,05 + 0 — 0+13,99 = — 62,06 ккал/моль;Д#2 = А Н2п0 + Д//Не — Д #2п — ДЯНе0 == — 83,17 + 0—0 + 21,68 = — 61,49 ккал/моль,'Д5" = 52п0 + 5Н^ — 52п — 5Не0 =,= + 10,5 + 18,5-9,95-17,2 = 1,85 кал/(моль • °С).Близкое совпадение термодинамических функций, рассчитанных
из экспериментальных и табличных данных, подтверждает, что вы¬
бранная элементная реакция действительно является э. д. с.-опреде¬
ляющей.
30,	Серебряно-цинковый аккумулятор типа СЦ-40 раз¬
ряжается током 100 А. Серебряный электрод аккумуля¬
тора, имеющий емкость 50 А-ч., при 10-часовом режиме
разряда был заряжен на 65% (в расчете на реакцию
А§г=А§0). Разряд аккумулятора при таком режиме идет
одноступенчато, при среднем напряжении 1/р=1,35 В.Рассчитать конечную температуру такого аккумулято¬
ра после 20 мин разряда, если начальная температура
+ 20° С, масса аккумулятора ^ = 840 г, а его средняя
теплоемкость с — 0,30 кал/(г ■ °С). Потери тепла в окружаю¬
щую среду принять равными 10% от количества выде¬
ляющегося тепла.Решение. 1) Доля серебра в виде А§0 в заряженном серебряном
электроде (при расчете на полное окисление металлического серебра
До А^О)р1 — (65 — 50) 2 = 30 %,Здесь 50%—степень заряженности электрода при его полном расчет¬
ном окислении до А§20. Следовательно, 70% серебра электрода (р„)
находятся в форме А§20.2)	Для упрощения расчета примем, что при разряде серебряного
электрода в первую очередь электрохимически восстанавливается вся
окись серебра по реакцииАВ.0 -» А§после чего начинается электродная реакция перехода:А§20 -» А§Это упрощение не изменит конечного результата расчета.Первая стадия разряда2п + А§0 -> 2пО + А^Изменение энтальпии при этой реакцииА#г = А#2п0 + &НАе — АН2п — ДЯАв0 == — 83,17 + 0 — 0 + 3,15 =— 80,02 ккал/моль.Тепловое напряжение разложения для этой стадии
, АН, 80 020 ,гГт 2-23 060 ’ В‘3)	Количество электричества, полученного за счет реакции АеО
-> А§,^ = ^^ = 5070Т3^2 = 23где <210 —полная емкость аккумулятора при 10-часовом режиме раз¬
ряда; рг и р2 —содержание А§0 и А§20 в активной массе, %; г —
изменение валентности серебра при реакции.4)	Вторая (условная) стадия разряда аккумулятора
2п + А&О -> 2пО + 2А@Изменение энтальпии при этой реакцииАЯ2 = АН2а0 + 2АНк% - АНгп - АН ^ =
= — 83,17 + 0 — 0 + 7,3 = — 75,87 ккал/моль.Тепловое напряжение разложения на этом этапе разряда75 870Ет =•2	• 23 060= 1,645 В.5)	Количество электричества, полученного за счет реакции2п + А§20 —> 2пО + 2 А §
а2 = /т-а1 = Ю0|-23=10,3 А-ч.6)	Количество тепла, выделившегося при разряде аккумулятора,=860 [<& (г;-1/р)+02 (Ет-1/р)] == 860 [23 (1,735- 1,35)+ 10,3(1,645- 1 35)] = 10 230 кал.Примечание. При разряде химического источника тока,
когда электрохимическая реакция протекает самопроизвольно, урав¬
нение (54), выведенное в гл. I для расчета джоулевого тепла, видо¬
изменяется. В этом случае необходимо вычитать рабочее напряжение
из теплового напряжения разложения, а не наоборот.7)	Потери тепла в окружающую среду= 0.1 • 10 230=1023 кал.А<3т = 0,1 •8)	Повышение температуры аккумулятора в течение разряда10	230-1023АТ =840 • 0,30= 36,5°.9)	Конечная температура аккумулятораТкон = 20 + 36,5 = 56,5° С.31.	Какое количество тепла выделится за 10 мин раз¬
ряда в 15-элементной батарее М§ | ЫаС11 А§С1, разряжаю¬
щейся током 0,80 А, если среднее разрядное напряжение
на один элемент батареи составляет 1,35 В?При разряде 60% прореагировавшего магния (рх) рас¬
ходуется на собственно электрохимический процесс
М§ + 2А§С1 -*МеС12 + 2Аё
а 40% (ра) на химическое взаимодействие с электролитом
м§+н2о->м§о+на—	49 —
Решение. 1) Изменение энтальпии при реакции электрохимиче¬
ского процессаДЯ, = АЯМеС,2 - ЛЯ' + 2ДЯАе - ДЯМ8 - 2ДЯАйС1 =__ 153,4 — 34,0 + 0 — 0 + 2 ■ 30,36 = — 126,68 ккал,где ДЯ' —изменение энтальпии при растворении.2)	Тепловое напряжение разложения при электрохимической
реакцииДЯ, _126680_
т гРт 2 • 23 060 ~ > 0 и-3)	Изменение энтальпии при реакции коррозии магнияЛЯ2 = ДЯМео + д^н2~д^ме~д^н2о == — 143,84 + 0-0 + 68,32 = —75,52 ккал/моль.4)	Количество тепла, выделившегося за 10 мин разряда при соб¬
ственно электрохимическом процессе,0_т = 860/т (Ех — Ур)п = 860 • 0,8 (2,75 - 1,35) 15 = 2410 кал,где я —количество элементов в батарее.5)	Емкость, отданная элементами батареи при разряде,<Э=/ТП==0,80^ 15 = 2,0 А-ч.6)	Количество магния, израсходованного на химическое взаимо¬
действие с электролитом,С , Ра	Ег®	 .12 — 0 0249 г-атомВ~1Р л “2-26,8 •60-°’°^ ГЭТ0М'7)	Количество тепла, выделяющееся в батарее при реакции маг¬
ния с электролитом,=_ дяай- = 75 520 • 0,0249= 1880 кал.8)	Суммарное количество выделившегося при разряде тепла(2Т= <2т+ <2т =2410+ 1880 = 4290 кал.32. Заряд серебряно-цинкового аккумулятора током
/ = 10 А до достижения конечного напряжения 2,10 В
длился х— 11 ч 40 мин, из них 4 ч 10 мин (т, = 250 мин)
на первой зарядной ступени при среднем напряжении
Ух= 1,65 В, остальное время на второй ступени при
У2= 1, 96 В. Количество электричества, принятого акку¬
мулятором при заряде, соответствует коэффициенту исполь¬
зования серебра в положительном электроде Кисп = 65%
(в расчете на изменение валентности, равное двум);
в конце заряда положительная электродная масса содер¬
жит еще р! = 5% серебра в металлической форме. Отдачи
по току у обоих электродов считать равными 100%.— 50 -Рассчитать количество джоулева тепла, выделяющегося
при заряде такого аккумулятора.Решение. 1) На первой зарядной ступени идет реакция
а) 2пО + 2А§ -> 2п + А§20
2) Изменение энтальпии при этой реакцииДЯ' = ДЯ2 0 + 2ДЯ' А&гп — д#а^2о== —83,17 + 0 — 0 + 7,3 = —75,87 ккал/моль(конечными веществами при расчете изменения термодинамических
функций считаются продукты самопроизвольного протекания реак¬
ции; в данном случае 2пО и А§).3) Тепловое напряжение разложения= = 7^1^=1,645 В.гРт2-23 060"в аккумуляторе в ходе4)	Количество тепла, выделяющегося
первой зарядной ступени,250<2; = 0,860/т (Кх — Е') = 0,860 • 10 ~- (1,65— 1,645) = 0,18 ккал.5)	На второй зарядной ступени для удобства расчета примем
возможность параллельного протекания наряду с реакцией (а) только
двух реакций:6)	2пО + Ад —> 2п + А§0в) 2пО -|- А§20 -> 2п + 2А§06) Изменение энтальпии при реакции (б)М" = АН2п0 + АНАё-
= — 83,17 + 0 — 0 + 3,15 = -
при реакции (в)‘ д^2п ~ д^А^О —• 80,02 ккал/моль;ДЯ'Д#2пО + Д#Ац20--Д Я2п-2ДЯА8о == — 83,17—7,3 — 0 + 2 • 3,15 = — 84,17 ккал/моль.
7) Тепловое напряжение разложения для реакции (б)
80 020Для реакции (в)5" =Е-2 • 23 060
84 170,735 В;= 1,825 В.‘2-23 060 ‘8) Суммарная зарядная емкость, принятая аккумулятором,(3=т/ = (11 + Э 10 =: 116,7 А-ч.9) Количество серебра в положительных электродах аккумуля¬
тора в пересчете на металлическоеОцг 116,7-2,012
0,65— 51 —= 361 г.
К' = --.'исп		 — 68 4°/лисп /1	„ п ок > /о-10)	Заряженный серебряный электрод содержит неокисленного
металлического серебра&1 = &кёР1 = ш -0,05 = 18,0 г.11)	Коэффициент использования серебра за вычетом неучаство-
вавщей в процессе металлической компоненты^исп _ 65
' (1 — р1> “ 0,9512)	Количество серебра в положительной электродной массе,
окисленного до А§0,/С' 2-100 68,4-2-100
& = Ю0	 (Вы-ед-	Шо	(361 —18) = 126 г(при умножении К'исп на 2 находим коэффициент использования
серебра в расчете на изменение его валентности, равное единице.
Превышение полученного значения над 100% соответствует процент¬
ному содержанию А§0 в массе).13)	Количество серебра, находящегося в серебряном электроде
в форме А§20,^з = ^А§~-(^1 + &2) = 361 ~ (18+ 126) = 217 г,в том числе количество Аё20, образующегося на первой зарядной
ступени,окпй = /т1?1= 10 ^4,025 =167 г,где ^ = 4,025 г/(А ■ ч)—электрохимический эквивалент серебра при
изменении валентности серебра на единицу.Количество серебра, превращающегося в А§20 на второй заряд¬
ной ступени,Й=й-8Н217-167 = 50 г.Количество А§20, находящегося в заряженном серебряном элек¬
троде (§3), превышает количество А§20, образующегося в ходе первой
зарядной ступени (§^). Это свидетельствует о том, что вся окись
серебра А§0, сформированная в ходе второй зарядной ступени, могла
образоваться по реакции (б). И хотя реакция (в), несомненно, про¬
текает в электроде, однако, учитывая закон Гесса о независимости
теплового эффекта реакции от ее промежуточных стадий, возможно
в данном случае провести тепловые расчеты только по реакциям (а)
и (б). Не скажется на суммарном тепловом эффекте и то, что при
расчете не учитывается внутриэлектродная реакция взаимодействия
А§0 с оставшимся металлическим серебромАвО + А8-»Ав30которая протекает на второй стадии заряда.14)	Количество тепла, выделившегося на второй зарядной сту¬
пени за счет реакции (а),<2; = 0,860 Й. (у%- Е’т) = 0,860 (1,96 - 1,645) = 3,36 ккал.- 52 —15)	Количество тепла, выделившегося за счет реакции (б),
0;"=0,860^-(К2 —Е;)=0,860 (1,96-1,735) = 12,1 ккал. .16)	Суммарное количество выделившегося тепла<2 =(2'+ <2"+ф"'=0,18 + 3,36 + 12,1 = 15,64 ккал.Примечание. Расчет количества джоулева тепла, выделив¬
шегося при заряде аккумулятора, дан для большей наглядности
в развернутой форме. Более коротким путем является подсчет по
формуле<?т = 0,860/г (Уср-Е^В’т-Е''В;) ккал,где Уср — среднее напряжение при заряде, В; т —полное время
заряда, ч; В' и В''—доли тока, затраченные на образование А§,0
и А§0, соответственно.Рассчитать количество джоулева тепла, выделяю¬
щегося за 30 мин зарядного процесса в ванне совмест¬
ного формирования электродов свинцовых аккумуляторов
в начале и в конце формирования при одноступенчатом
режиме заряда.Токовая нагрузка на ванне / = 200 А, напряжение
в начальной стадии процесса ^ = 2,40 В, при этом выход
по току Вт = 95%. На электролиз воды расходуется 5%
тока (Вт). Напряжение в конце процесса 2,65 В, выход
по току Вт = 10%.Решение. 1) Процессы в ванне:а)	2РЬ504+2Н,0 -> РЬ + РЬ02+2На50.,б)	Н20 -» Н2 + ~2 02-2Д#н2зо4 —2Д#' =2) Изменение энтальпии при реакции (а)&Н1 = 2ДЯ РЬЗо4 + 2Д Н На0 — ДЯрь — Д#рЬОз
= -2-219,5 — 2-68,32 — 0 + 66,12 + 2. 193,91 +2 - 17,0 =—-87,7 ккал,где ДЯ' —изменение энтальпии при образовании раствора Н2304.
При реакции (б)1ДЯ2 — Д#н о — Дн'н,<ГДЯ°>-68,32 — 0 — 0 = — 68,32 ккал.3) Тепловое напряжение разложения для реакции (а)
87 700Для реакции (б)2 • 23 06068 320
т ~~2 • 23 060= 1,90 В,= 1,48 В.53
4)	Количество тепла в ванне, выделяющегося за 30 мин в началь¬
ной стадии зарядного процесса,о,8бо/т [вт (^-е') + в; (Ух-е;)] =40= 0,860 • 200 ^ 10,95 (2,40 -1,90) + 0,05 (2,40- 1,48) = 44,8 ккал.5)	Количество тепла, выделяющегося за 30 мин в ванне в конеч¬
ной стадии процесса,30<2;' = 0,860 • 200[0,10 (2,65 - 1,90) + 0,90 (2,65 - 1,48)] = 97,0 ккал.34. Сравнить количество тепла, выделяющегося за
15 мин в открытых и герметичных никель-кадмиевых
аккумуляторах на разных стадиях их заряда током 1,0 А:а)	при недозаряде обоих электродов (зарядное напря¬
жение Уз =1,45 В; считать полезное использование тока
на обоих электродах 100%-ным);6)	при полном заряде окисно-никелевого и недозаряде
кадмиевого электродов (Уз = 1,48 В);в)	в конце заряда — полная заряженность обоих элек¬
тродов при У3" =1,85 В для открытого аккумулятора
и полный заряд для герметичного аккумулятора с Уа' =
= 1,48 В.Решение. 1) Суммарные токообразующие реакции в аккумулято¬
рах на стадии (а)Сс1 (ОН), + 2ЫЧ (ОН)2 -» Сс1 + 2№ (ОН)3(фактически в заряженном окисно-никелевом электроде образуются
у- и Р-ШООН, однако из-за отсутствия для них величин термодина¬
мических функций принимаем величины для № (ОН)3, что мало ска¬
зывается на окончательных результатах).Реакция на стадии (б) для открытых аккумуляторовСс1 (ОН).г —> Сс1 —]—02+ Н2В герметичных аккумуляторах первоначально образующийся
кадмий снова окисляется кислородом, выделяющимся на окисно-нике¬
левом электроде, т. е. на этой стадии заряда не происходит хими¬
ческих превращений электродных веществ.Реакции на стадии (в):для открытых аккумуляторовН20-*Н2 + ~02для герметичных аккумуляторов см. стадию (б)2)	Изменение энтальпии при реакции на стадии (а)АН1 = 2АНШ (ОН)г + ДНсй (онь-(ОН)3 == —2. 128,6 —133,3-0 + 2. 162,1=—66,3 ккал;- 54 —при реакции на стадии (б) в открытых аккумуляторахДЯа = Д#Сс1 (онь“а^Сс1 ~~ у Д/:/о2 — Д^н2о —= — 133,3 — 0 — 0 + 68,3 = —65,0 ккал;при реакции на стадии (в) в открытых аккумуляторахДнз = ДННг0 — дя2 - ^ АН0г = — 68,3 - 0-0 = — 68,3 ккал.3)	Тепловое напряжение разложения для стадии (а)66 300
т 2-23 060для стадии (б) в открытых аккумуляторахЕ" =-6.-.000- = 1 41 в
т 2-23 060для стадии (в) в открытых аккумуляторах68 300 . .. п
т 2-23 060 ’Тепловое напряжение разложения Ет для стадий (б) и (в)
в герметичных аккумуляторах равно нулю, так как на этом этапе
заряда отсутствуют превращения электродных веществ.4)	Количество тепла, выделяющееся за 15 мин на стадии (а)
в открытых и герметичных аккумуляторах,Сг; = 860/т(К'-В;) = 860.1,0^(1,45-1,44) = 2,1 кал.5)	Количество тепла, выделяющееся за 15 мин на стадии (б)
в открытых аккумуляторах,«3-(о) =860 • 1,0 ~ (1,48 — 1,41)= 15,05 кал,в герметичных-аккумуляторахд;(г) = 860 • 1,0— 1,48 = 318 кал.6)	На стадии (в) за 15 мин выделится тепла в открытых акку¬
муляторах-к	1 ^О'т (О) =860 - 1,0 (1,85 — 1,48) =79,5 кал,
в герметичных аккумуляторах<г;”(г)=<2г(г)=318 кал-Примечание. Количество тепла, выделяющееся в открытых
аккумуляторах, несколько меньше расчетного, так как образующиеся
азы уносят с собой некоторое количество паров воды, на образование
оторых затрачивается теплота.- 55 -
ЗАДАЧИ85= Разрядная емкость окисно-никелевого электрода
щелочного аккумулятора должна равняться 1,5 А-ч. Поло¬
жительная активная масса, из которой изготавливается
электрод, содержит 45,6% никеля в пересчете на металличе¬
ский; коэффициент использования никеля при разряде ра¬
вен 60%.Какое количество активной массы необходимо заложить
в электрод? Напишите основную электродную реакцию.36. Окисно-никелевый электрод щелочного аккумуля¬
тора содержит 16,2 г активной массы. В составе активной
массы 47,2% никеля в пересчете на металлический. Коэффи¬
циент использования активного вещества при разряде ра¬
вен 63%.Какой разрядной емкостью обладает электрод?87. В разряженном окисно-никелевом электроде, от¬
давшем при разряде емкость 3,74 А-ч, аналитически обнару¬
жено 11,9 г общего никеля и 0,88 г активного кислорода.Какой условной формуле вида №Оот соответствует раз¬
ряженная и заряженная активная масса электрода?38, Электродная ламель, внутрь которой запрессовано7,0	г железной активной массы с содержанием 69,8% «об¬
щего» железа, отдала емкость 1,18 А-ч.Каков коэффициент использования железа? Напишите
основную электродную реакцию.3©» Отрицательный (железный) электрод щелочного ак¬
кумулятора должен иметь разрядную емкость 3,2 А-ч. Ак¬
тивная масса электрода содержит 70,2% «общего» железа.
Коэффициент использования железа при разряде электрода
равен 25%.Какое количество активной массы должно быть затра¬
чено на изготовление,электрода (без учета потерь)?40= Железный электрод щелочного аккумулятора со¬
держит 22,8 г активной массы. В ее состав входит 69,3%
«общего» железа: коэффициент использования железа при
разряде электрода равен 23%.Определить разрядную емкость электрода.41» Отрицательный электрод щелочного аккумулятора,
содержащий 7,2 г чисто кадмиевой (без железа) активной
массы с 79,2% «общего» кадмия, обладает разрядной емко¬
стью 1,70 А-ч.Каков коэффициент использования кадмия?— 56 —42- Кадмиевая активная масса (без добавки железа),
идущая для приготовления отрицательных электродов ще¬
лочных аккумуляторов, содержит 78,5% «общего» кадмия;
коэффициент использования кадмия при разряде равен
около 65%.Какое количество активной массы необходимо заложить
в электрод, чтобы получить с него разрядную емкость2,6	А-ч?43:. Отрицательный электрод щелочного аккумулятора
содержит 18,2 г чисто кадмиевой массы с 80,1% «общего»
кадмия; коэффициент использования кадмия при разряде
равен 63%.Какова разрядная емкость электрода?44» Отрицательный электрод щелочного аккумулятора
изготовлен из кадмиево-железной активной массы, содер¬
жащей 57,8% «общего» кадмия и 21,3% «общего» железа.
При таком составе массы коэффициент использования кад¬
мия 65%, железа — 18%.Какова доля каждого компонента в токообразовании?
Какой емкостью будет обладать электрод, содержащий 10,2 г
активной массы?45=, Порошкообразный железный электрод в щелочных
железо-никелевых аккумуляторах содержит 13,4 г общего
железа. В заряженном электроде 66,1% общего железа
находилось в металлическом состоянии, 6,7% — в виде со¬
единений двухвалентного железа и 27,2% —в трехвалентном
состоянии. После разряда электрода в его активной массе
43,3% общего железа оставалось в виде металлического; со¬
держание двухвалентного и трехвалентного железа возросло
соответственно до 10,6 и 46,1% [7].Считая, что все изменение состава электродной массы
связано с процессом электрохимического разряда, рассчи¬
тать: а) отданную электродом разрядную емкость; б) доли
разрядных емкостей, полученных (условно) за счет электро¬
химических переходов Ре->Ре2+ и Ре^Ре3+.46» В качестве положительной активной пасты для
электродов свинцового аккумулятора применена масса сле¬
дующего состава: 100 кг «свинцового» порошка (состоящего
на 60% из РЬО, остальное — металлический свинец); 10 л
воды и 7,5 л раствора Н23 04 (пл. 1,32).Какое количество пасты необходимо для изготовления
положительных электродов для 100 аккумуляторов емко¬
стью каждый 120 А-ч, если Кисп свинца в активной массе— 57 —
электродов равен 60%, потерн пасты при изготовлении
0,7%? Каков удельный расход «свинцового» порошка на1	А-ч емкости аккумуляторов? Напишите основную элект¬
родную реакцию.47. Отрицательная паста для электродов свинцовых
аккумуляторов имеет следующий состав: 100 кг «свинцо¬
вого» порошка (на 60% окисленного до РЬО), 13 л воды,
5 л раствора Н2504 (пл. 1,32), «расширитель» — 3,5 кг.Какое количество пасты должно быть заложено в отри¬
цательные электроды, чтобы последние обладали фактиче¬
ской емкостью 140 А-ч (/Сисп свинца 65%)? Напишите основ¬
ную и побочную электродные реакции.48» Ограничителем емкости серебряно-цинкового (СЦ)
аккумулятора, имеющего фактическую разрядную емкость8,0	А-ч, является серебряный электрод. Коэффициент
использования серебра при разряде электрода равен Кисп —
= 60% (в расчете на изменение валентности, равное двум).Какую навеску серебряного порошка необходимо взять
для изготовления электрода?49.	Серебряный электрод СЦ-аккумулятора весит 4,3 г
(без токоотвода). Коэффициент использования серебра
(в расчете на изменение валентности, равное двум) состав¬
ляет 60%.Какой разрядной емкостью обладает электрод?50.	Серебряный электрод СЦ-аккумулятора, содержа¬
щий 6,27 г металлического серебра (без токоотвода), отдал
емкость 1,98 А-ч,Чему равен коэффициент использования серебра в рас¬
чете на изменение валентности, равное 1 и 2. Напишите
соответствующие электродные реакции.51.	Порошковый цинковый электрод СЦ-аккумулятора
содержит 5,67 г отрицательной активной массы (неподсу-
шенной); фактическая емкость электрода 2,22 А-ч. Актив¬
ная масса изготовлялась смешением 100 вес. ч. сухой смеси
с 20 вес. ч. связующего. Сухая смесь в свою очередь была
приготовлена из 25% цинковой пыли (содержащей 10%
окиси цинка) и 75% окиси цинка.Рассчитайте коэффициент использования цинка в элект¬
роде. Напишите основную электродную реакцию.52.	Фактическая емкость порошкового цинкового элек¬
трода СЦ-аккумулятора равна 3,5 А-ч. Коэффициент ис¬
пользования цинка в электроде /(исп =65%. Потери ак¬
тивной массы при изготовлении электродов 2%,__ 58 —Какое количество цинковой пыли, окиси цинка и свя¬
зующего должно быть затрачено для изготовления партии
в 1000 электродов? Состав активной массы см. задачу 51.53» Сухой марганцево-цинковый элемент, ограничите¬
лем емкости которого является положительный электрод,
имеет емкость 18,5 А-ч. На изготовление одного элемента
расходуется положительной активной массы 225 г (без учета
потерь). Положительная активная масса готовится смеше¬
нием угле-марганцевой смеси с нашатырем МН4С1 и электро¬
литом. Угле-марганцевая смесь содержит 81,5% активиро¬
ванного пиролюзита (имеющего 71,2% Мп02), 15,2% гра¬
фита и 3,3% сажи. На 100 г угле-марганцевой смеси добав¬
ляется 14 г нашатыря ЫН4С1 (сухая смесь); на 100 г сухой
смеси — 27 г электролита (связующее).Каковы коэффициент использования Мп02 и удельный
расход угле-марганцевой смеси? Напишите основную токо¬
образующую реакцию в электроде.54» В ртутно-цинковом элементе типа РЦ-4 положи¬
тельная активная масса равна 16,0, она состоит из 95%
Н§0 и 5% графита.Каков коэффициент использования окиси ртути в рас¬
чете на номинальную емкость элемента, равную 2,6 А-ч
(ограничитель емкости элемента — окисно-ртутный элект¬
род)? Напишите электродную реакцию.55. Фактическая емкость медно-окисного элемента типа
АЮЭ-250 составляет около 270 А-ч. На изготовление его
положительного электрода (ограничителя емкости эле¬
мента) идет активная масса, состоящая из 100 вес. ч.
окиси меди (содержащей около 92% СиО) и 11 вес. ч. свя¬
зующего.Какова должна быть навеска активной массы на элект¬
род элемента, если коэффициент использования СиО на
нормальном режиме разряда равен примерно 97%? Каков
Должен быть в элементе объем электролита — раствора ед¬
кого натра плотностью 1,20 (216 г/л №ОН), если коэффи¬
циент использования щелочи равен 70%? Напишите основ¬
ную токообразующую реакцию в элементе.ЗСва В резервном свинцовом элементе с хлорной кисло¬
той РЬ | НСЮ4 | РЬ02 на 1 А-ч фактической емкости рас¬
ходуется около 20 г 50%-ного раствора НСЮ4.Каков коэффициент использования НСЮ4?Суммарная элементная реакцияРЬ + РЬ02 + 4НС104-> 2РЬ (СЮ4)2 + 2Н2059
57.	В одном из типов резервного свинцово-цинкового
элементу 2п | Н2304 | РЬ02 электролитом служит 36%-ный
раствор серной кислоты (467 г/л Н2804) со специальными
добавками.Рассчитать необходимый объем электролита для элемента
емкостью 8,5 А-ч, если коэффициент использования На304
при разряде равен 44%.Суммарная элементная реакция2п -{- РЬ02 2Н2504 —> 2п504 -{- РЬ304 + 2Н2058.	Резервная 18-элементная последовательно соеди¬
ненная батарея М§ | ЫаС1 | СиС1 имеет емкость 1,5 А-ч.
Средний коэффициент использования однохлористой меди
при разряде батареи равен 60%.Какое количество СиС1 (без учета потерь) необходимо
для изготовления положительных электродов батареи?Суммарная элементная реакцияМ§ + 2СиС1 М§С12 + 2Си59> В резервном магниевом элементе смешанной депо¬
ляризации М§ | ЫаС1 1 ^ в качестве положительнойактивной массы использована смесь из 23,3 вес. ч. А§С1 и
76,7 вес. ч. К23208 (без учета связующего). На батарею из
15 последовательно соединенных элементов израсходовано
232 г смеси А§С1 и К23208.Каков коэффициент использования К23208, если факти¬
ческая емкость батареи составляет 2,65 А-ч, а коэффициент
использования А§С1 при разряде равен 98%? Какова доля
А§С1 и К23208 в токообразовании?Токообразующая реакция в элементе:( —■ + т^ М§ + пА§С1 + тК23208 -» М§С12+ тМ§304 + мК2504 + пА§где п и т — коэффициенты, зависящие от содержания А§С1
и К23208 в активной массе и от режима разряда.©СВ, В разработанном Кирком и Фрайем [8] сухом маг¬
ниевом элементе в качестве положительного активного ве¬
щества использован метадинитробензол (ДНБ) С6Н4(1\Ю2)2.
С 2 вес. ч. ДНБ смешивалась 1 вес. ч. электропроводной
добавки (графит + сажа). На 100 вес. ч. такой смеси добав¬
лялось 3 вес. ч. ВаСг04. Агломератная масса изготовля¬
лась смешением 2 вес. ч. полученной сухой смеси с 3 вес. ч,
электролита.— 60 —1Рассчитать коэффициент использования ДНБ в элементе,
если его агломератная масса — 47 г, а отданная емкость —
18 А-ч.Электрохимическая схема элемента
М§ | М§Вг21 С6Н4 (N02), (С)Полная элементная реакциябМе + С0Н4 (Ш2)2 + 8Н20 н> 6М§ (ОН)2 + С6Н4 (Ш2)261. А. В сухом магниевом элементе видаМ§ I М§Вг2 I (СН3)2	у_шдоля активного вещества паранитрозодиметиланилина
(НДМА) в агломератной массе составляет 26%.Рассчитать необходимое количество агломератной массы
(без учета потерь) для элемента емкостью 25 А-ч, если коэф¬
фициент использования НДМА при нормальном режиме
разряда равен 87%.Элементная реакция2М§ + (СН3)2 КС6Н4Ж) + ЗН20 -> 2М§ (ОН)2 + (СН3)2 КС0Н4Ш2Б. То же для элемента видаМ§ I М§Вг2 I Н(Ж=<^ ^>=шн
с элементной реакциейЗМ§ + С„Н4 (КЮН)2 + 4Н20 -> ЗМй (ОН)2+С6Н4 (ЫН3)2
^Коэффициент использования парахинондиоксима равен62» В опытном магниевом элементе «сухого» типа
М§ |М§Вг2 |Мп02 доля расхода магния на собственно элек¬
трохимический процесс составляет около 55% его общего
расхода (при непрерывном разряде элемента). Остальные
45% расхода металла (без учета неиспользованной части
электрода) обусловлены химическим взаимодействием маг¬
ния с электролитом, которое сопровождается выделением
водорода.Какой приведенный объем водорода выделится за сутки
Из 20-элементной последовательно соединенной батареи,
Разряжающейся непрерывным током 200 мА?Реакция разрядаМ§ + 2Мп02 + 2Н20 М§ (ОН)2 + 2МпООНРеакция коррозииМ§+2Н20->Мй (ОН)2+Н2|— 61 —
®3» Рассчитать количество активных масс, необходи¬
мых для изготовления 100 никелево-железных аккумуля¬
торов номинальной емкостью 100 А-ч.Железная активная масса содержит 70,2% «общего»
железа; фактический коэффициент использования железа
в отрицательных электродах при их полном разряде 21%.
Положительная активная масса содержит 46% «общего»
никеля; расчетный коэффициент использования никеля
в положительных электродах 60%.Ограничителем емкости аккумулятора должен быть по¬
ложительный электрод, фактическая емкость которого
должна превышать приблизительно на 5% номинальную
емкость аккумулятора. Фактическая емкость железного
электрода должна быть примерно на 20% больше емкости
положительного электрода. Потери активных масс при из¬
готовлении 1,0%.Каковы значения коэффициентов использования никеля
и железа в расчете на номинальную емкость аккумулятора?
Напишите суммарную реакцию в аккумуляторе.64. Твердоэлектролитный элемент А§ | А§С1 | К1С14(С)
[91 имеет начальную толщину электролита (А§С1) 13 мкм и
рабочую поверхность каждого из электродов 5 = 0,24 см2.
Удельная электропроводность А§С1 при 25° С равна
3• 10*9-—2-10“8 Ом-1-см”1 (для расчета принять 8 = 10“9).
Э. д. с. системы 1,133 В.Считая, что разница между рабочим напряжением Ураб
элемента и его э. д. с. полностью обусловлена омическими
потерями в электролите, рассчитать Ураб элемента в начале
его разряда и после периода разряда током / = 0,56 мкА
в течение 2000 ч. Плотность А§С1 <1 = 5,56 г/см3.Элементная реакция2А§+ К1С14 —> 2А§С1 К1С1288» Гарантийный максимум саморазряда свинцового
аккумулятора составляет 21% за месяц. Какой минималь¬
ной емкостью может обладать свинцовый аккумулятор типа
СТ-80, фактической емкостью 84 А-ч после месяца бездей¬
ствия в заряженном состоянии?Свежезаряженный никелево-железный аккумуля¬
тор имеет емкость 25 А-ч. Ограничителем его емкости яв¬
ляется окисно-никелевый электрод. Фактическая емкость
железного электрода на 50% превосходит емкость поло¬
жительного электрода. После месячного бездействия в заря¬
женном состоянии аккумулятор отдал при разряде 15 А-ч,— 62 —В этом случае ограничителем емкости аккумулятора слу¬
жил железный электрод.Принимая, что глубина разряда обоих электродов не ме¬
няется после периода бездействия и что саморазряд поло¬
жительного электрода за это время равен 20%, рассчитать
приведенный объем газа, выделившегося из аккумулятора
при его месячном бездействии (не учитывать саморазряд
железного электрода за счет взаимодействия его активной
массы с растворенным кислородом). Каковы парциальные
объемы выделившихся кислорода и водорода? Написать
реакции саморазряда на обоих электродах.Цинковый электрод щелочно-цинкового аккумуля¬
тора изготовлен из смеси, содержащей 7,1 г 2пО, улучшаю¬
щие присадки и связующее. После некоторого циклирова-
ния при полном заряде электрода примерно 97% окиси
цинка переходит в металлическое состояние. Непрерывно
циклирующий электрод обладает разрядной емкостью
3,27 А-ч. После продолжительного бездействия в заряжен¬
ном состоянии при повышенной температуре электрод отдал
емкость 2,02 А-л. Разряженная активная масса такого
электрода содержала 1,96 г металлического цинка.Рассчитать, какая доля саморазряда электрода вызвана
коррозией металлического цинка и какая —- понижением
его активности.©8. При длительном хранении заряженных окисно-
никелевых электродов при повышенной температуре в ходе
разложения их активного вещества выделилось в среднем
на электрод 102 мл 02 (объем приведен к нормальным усло¬
виям). Средняя разрядная емкость таких электродов после
периода бездействия составляла 1,76 А-ч; содержание об¬
щего никеля в одном электроде было 7,4 г, а количество
активного кислорода — 0,585 г. В аналогичных электро¬
дах, циклировавших без периода бездействия, количество
активного кислорода на один полностью разряженный
электрод составляло в среднем 0,461 г.Считая одинаковым содержание общего никеля в элек¬
тродных массах и активного кислорода во всех заряженных
электродах, рассчитать: а) величину саморазряда электро¬
дов; б) долю саморазряда электродов за счет разложения
их активного вещества и за счет ухудшения его электрохи¬
мической активности; в) условную формулу МЮ„, активных
ьеществ электродов в заряженном состоянии; г) услов¬
ную формулу №От активных веществ разряженных элект--- 63 —
родов, непрерывно циклировавших и после периода хра¬
нения.	'	/69. Коэффициент диффузии цинката через гидратцел¬
люлозную сепарацию определяется электрохимическим ме¬
тодом (см. задачу № 17). Католитом в экспериментальной
ячейке являлся 10 н. раствор КОН, в качестве анолита был
использован цинкатный раствор 10 н. КОНобщ + 1,0 г-экв/л
цинка. При толщине набухшей гидратцеллюлозной сепара¬
ции 60 мкм, площади отверстия между катодным и анодным
пространствами 4,0 см2 и напряжении на ячейку 0,20 В
сила тока (скорректированного) в цепи была 9,8 мА. Какова
величина коэффициента диффузии цинката?70^ В режиме разряда слабыми токами использован
никеЛь-цинковый аккумулятор с рабочей поверхностью
однополярных электродов 300 см2. Сепарацией служит
гидратцеллюлозная сепарация, суммарная толщина ее слоев
в набухшем состоянии 180 мкм. При разряде аккумулятора
током 200 мА и достижении стационарности процесса, когда
концентрация цинката в электродных пространствах до¬
стигла постоянства, градиент концентрации цинката между
анолитом и католитом составлял 0,45 н. В этих условиях
коэффициент диффузии цинката через сепарацию был равен
1,3-10-7 см2/с.С какой скоростью происходит в этих условиях разложе¬
ние цинката в католите аккумулятора (в расчете на коли¬
чество выпадающей окиси цинка)? Какая часть анодно
окисленного цинка остается в анодном пространстве? (Ис¬
ходные положения см. задачу № 18.)11.	В никель-цинковом аккумуляторе использованы
металлокерамические окисно-никелевые электроды, изготов¬
лявшиеся пропиткой в растворе азотнокислого никеля
с последующей обработкой в щелочи. С такими электродами
при не очень тщательной обработке в электролит могут быть
занесены нитраты, которые будут подвергаться редокс-
превращениям (нитрат нитрит) у разнополярных элект¬
родов, приводя их к саморазряду по «челночному» меха¬
низму.Аккумуляторы имеют электроды площадью 56x28 мм,
емкостью 0,80 А-ч (у электрода — ограничителя емкости
аккумулятора). Электроды разделены гидратцеллюлозной
сепарацией, суммарная толщина которой в набухшем со¬
стоянии 180 мкм с коэффициентом диффузии ионов нитрата
(и нитрита) через нее 8,00-10~8 см2/с. В электродных про¬— 64 —странствах, разделенных сепарацией, находится электролит
с содержанием 0,10 г/л КЖ)3 у окисно-никелевого и 0,10 г/л
КИ02 у цинкового электродов (градиент концентрации диф¬
фундирующих соединений 0,10 г/л).Считая, что скорость редокс-превращений при челночном
механизме полностью определяется диффузией ионов нит¬
рата (и нитрита) через сепарацию, рассчитать скорость
саморазряда электродов за полгода (183 дня) при подобном
механизме (расчет вести по нитрат-ионам).72, Батарея свинцовых аккумуляторов типа ЗСТ-70
имеет габариты 194 X 257 X 230 мм и массу 19,2 кг. При
разряде током 7,0 А батарея должна работать не менее 10 ч;
при этом среднее разрядное напряжение батареи равно6,0	В.Каковы удельные емкость и энергия батареи на этом
режиме?73» Щелочной аккумулятор типа НЖ-60, имеющий га¬
бариты 45 X 349 X 128 мм и массу 4,07 кг, отдал свою
емкость за 8 ч 52 мин при разряде током 7,5 А; среднее раз¬
рядное напряжение аккумулятора Уср = 1,18 В.Каковы удельные характеристики аккумулятора?74» Сухой марганцево-цинковый элемент типа1,6	ФМЦ-у-3,2 диаметром 34 и высотой 64 мм имеет массу
105 г. При разряде на сопротивление 10 Ом элемент прора¬
ботал 34 ч при среднем напряжении Уср =1,10 В.Каковы удельные характеристики элемента?75» Батарея из 70 марганцево-цинковых элементов типа
100 АМГЦ-у-2,0, габаритами 218 X 138 X 73 мм имеет
массу 3,35 кг. При ее полном разряде на сопротивление
7000 Ом батарея имела среднее напряжение Уср =78 В.Каковы удельные характеристики батареи, если за
время разряда на катоде медного кулонометра, последо¬
вательно включенного в электрическую схему, выделилось
2,43 г меди?76. Батарея из 10 последовательно соединенных свин¬
цово-кадмиевых резервных элементов Сс1 | Н2304 | РЬ02
имеет объем 1,03 л и массу 2,22 кг. Напряжение такой бата¬
реи в начальной стадии разряда на сопротивление 0,6 Ом
составляло 18,5 В, после отдачи 1,0 А-мин на 1 см3 объема
батареи — 17,0 Вив конце разряда — 10,0 В.Какова удельная мощность батареи на этих стадиях раз¬
ряда?з	Флёров В, Н.— 65 —
17* Батарея свинцовых аккумуляторов типа ЗСТ-95
имеет номинальную разрядную емкость 95 А-ч.Какова должна быть длительность ее заряда током 9,0 А,
если отдача батареи по току в этом режиме равна 80%?18.	При заряде отформированного никелево-кадмие¬
вого аккумулятора примерно 70% зарядной емкости прини¬
мается при среднем напряжении 1,45 В и около 30% — при1,85	В.Какова отдача по току и по энергии у аккумулятора типа
НК-125, заряжающегося током 25 А в течение 6 ч, если при
последующем разряде током 12,5 А он проработал 8 ч 22 мин
при среднем напряжении 1,18 В?1Э. Заряд никелево-железного аккумулятора типа
НЖ-60 проводился в течение 6 ч током 15 А при среднем
зарядном напряжении 1,65 В.Какова отдача аккумулятора по току и по энергии, если
его разряд током 7,5 А продолжается 8 ч 18 мин при сред¬
нем разрядном напряжении 1,18 В?80» Заряд серебряно-цинкового аккумулятора типа
СЦ-50 током 6,0 А длился 10 ч 20 мин, из них 3 ч 45 мин при
среднем напряжении УсР = 1,62 В, остальное время — на
второй зарядной ступени при Уср ~ 1,95 В, При последую¬
щем разряде током 5,0 А аккумулятор проработал 12 ч
20 мин, из них 1 ч 25 мин при Ус” = 1,75 В, остальное время
при Уср =1,51 В.Какова у аккумулятора отдача по току и по энергии?81* Отдача по току в серебряно-кадмиевом (СК) акку-
АрОмуляторе Сс1 | КОН д равна примерно 100%, т. е.такова же, как и в серебряно-цинковых (СЦ) аккумуля¬
торах.Учитывая, что форма и ход потенциальных кривых сере¬
бряного электрода примерно одинаковы в СК- и СЦ-аккуму-
ляторах, а омические потери напряжения и поляризации
кадмиевого и цинкового электродов мало отличаются по
численной величине, рассчитать отдачу по энергии у СК-ак-
кумуляторов, использовав данные задачи 80 для СЦ-акку-
муляторов. Равновесный потенциал кадмиевого электрода
примерно на 0,42 В выше потенциала порошкового цинко¬
вого электрода.82а Рассчитать величину равновесного потенциала мо¬
нолитного цинкового электрода в цицкатном растворе 5 и.—	66 —/ЫаОНобщ, содержащем цинка 10 г/л при +25° С. Принять
коэффициенты активности ионов гидроксила уон- и ионов
цинката У2п(0Н)|- равными единице. Плотность раствора
1,195 г/см3.Потенциалопределяющая реакция2п + 40НГ П 7м (ОН)Г + 2е~®3§я Определить расчетную э. д. с. полностью заряжен¬
ного и наполовину разряженного серебряно-кадмиевого
(СК) аккумулятора исходя из значений потенциалов его
электродов.А.	Электрохимическая схема полностью заряженного
СК-аккумул ятора:Сй 110 н. КОН | А§0
Потенциалопределяющая реакция на серебряном электроде
2А§0 + Н.,0+2е- П А&О + 20Н-
на кадмиевом электродеСй + 20Н- Л СсЮ + Н20 + 2е~Б. Электрохимическая схема полуразряженного СК-ак¬
кумул ятора:Сй | 10 н. КОН | А§20Потенциалопределяющая реакция на серебряном элект¬
родеА§20 + НаО + 2е" П 2А§ + 20Н'
на кадмиевом электродеС<3 + 20Н- 71 СсЮ + НаО + 2е~84е Величина э. д. с. частично разряженного медно-ЫаОН	г „окисного элемента /п .. „	СиО, электролит ко-Ыа22п (ОН)4торого содержит некоторое количество цинката, равна
0,90 В. Концентрация свободного ЫаОН в электролите
4,2 моль/1000 г Н20. Активность воды в нем 0,7. Равновес¬
ный потенциал цинкового электрода в таком электролите
-1,30 В.Рассчитать, пользуясь уравнением Нернста, величину
э. д. с. элемента для каждой из приведенных ниже реак¬
ций. Какая из этих реакций определяет равновесный по¬
тенциал реального медно-окисного электрода?Возможные реакции в медно-окисном электроде:а)	Си(ОН)2 + 2е~ ^ Си20 + 20Н' + Н20б)	2СиО + Н20 + 2е" ^ Си20 + 20Н~3*	_ 67 —
в)	Си(0Н)3 + 2е-^Си + 20Н-г)	СиО + Н20 + 2ег ^ Си + 20 Н~д)	Си20 + Н20 + 2е ^2Си + 20Н~85. Рассчитать падение напряжения в электролите
межэлектродиого пространства щелочного аккумулятора
типа НЖ-22, имеющего две положительные пластины
габаритами 140 X 95 мм и три отрицательные пластины
габаритами 145 X 99,5 мм при разрядном токе 22 А. Меж-
электродное расстояние 1,2 мм. Электролит —раствор КОН
плотностью 1,20 (21,15%-ный раствор КОН) с удельной
электропроводностью х15 = 0,520 Ом1 - см-1.88* Медно-окисный элемент разряжается при электрод¬
ной плотности тока 50 мА/см2. Удельная электропровод¬
ность калиевого электролита (7,0 н. КОНобщ) при 18° С
х18 = 0,538 Ом'1-см-1. Температурный коэффициент элект-1 /дк \ропроводности а = — (= 0,0225.Каково падение напряжения в электролите элемента
при +18° С и —5° С при межэлектродном расстоянии:
(а 8 мм, б) 4 мм?87= Каково внутреннее сопротивление медно-окисного
элемента типа МОЭ-ШОО: а) в начале его разряда, когда при
токе 1,0 А разрядное напряжение элемента равно 0,68 В,
а при токе 6,0 А — 0,63 В; б) после отдачи номинальной
емкости, когда при тех же токах разрядные напряжения
соответственно равны 0,62 и 0,53 В?8®. Резервная хлористо-медно-магниевая батарея, со¬
стоящая из 15 последовательно соединенных элементов
М§ 1NаС11 СиС1, электроды которых имеют рабочую поверх¬
ность 15 X 25 мм, разряжается током 0,35 А. Межэлектрод-
ное пространство с б = 2 мм- заполнено гигроскопическим
веществом с объемной пористостью около 90% и коэффи¬
циентом извилистости пор 1,1.Каково падение напряжения в электролите межэлектрод-
ных пространств батареи: а) в начале ее разряда и б) после
15 мин работы (с учетом постепенного насыщения электро¬
лита хлористым магнием)? Межэлектродное расстояние,
температуру электролита и его объем в ходе разряда счи¬
тать для простоты расчета постоянными. Начальный элект¬
ролит — 3%-ный раствор ЫаС1 (0,52 г-экв/л ЫаС1); яыаа =
= 0,0413 Ом-1-см'1; й = 1,02. Производительный расход
магния на собственно электрохимическую реакцию 55%
(остальные 45% расходуются на химическое взаимодействие— 68 -магния с электролитом); производительный расход СиС1 «
« 100%.Реакции в элементе:а)	разрядМ§+2СиС1 -» М§С12 + 2Сиб)	химическое взаимодействием§+н2о->м§о+н2Удельная электропроводность смешанного раствораN801 и М§С12 при 18° С№С1, г-экв/л	 0,52 0,52 0,52 0,52МеС1, % (по массе) . . . 14,6 19,4 24,3 29,1
хс;, ом-1 • см-1 	 0,150 0,148 0,138 0,11089г У частично заряженного серебряно-цинкового ак¬
кумулятора с электрохимической схемойКОНК32п (ОН)42пА&Ои э. д. с.-определяющей реакцией2п + А§20 7^- 2пО + 2 А§э. д. с. равна 1,59 В и ^ = —0,169 мВ/°С [10].Для полностью заряженного аккумулятора с э. д. с.-
определяющей реакцией2п + 2А§0 2пО + А§20э. д. с. равна 1,83 В и ^ = +0,057 мВ/°С [10].Рассчитать изменение термодинамических функций АО,
АН и Д5Э при указанных реакциях. Сравнить полученные
значения с величинами, рассчитанными по табличным дан¬
ным для отдельных компонентов реакций.90. Рассчитать изменение термодинамических функций
АС, АН и А5Э при реакцииРЬ + РЮ2 + 2Н2504 2РЬ304 + 2Н20по электрохимическим параметрам свинцового аккумуля¬
тора РЬ 1Н25041 РЬ02, в котором протекает эта реакция.Э. д. с. аккумулятора = 2,04 В; ^ = 1,36 мВ/°С.Сравнить полученные данные с величинами, рассчитан¬
ными с помощью табличных значений термодинамических
Функций отдельных компонентов реакции.— 69 —
@1. Определить термодинамическим расчетом, какие из
перечисленных электрохимических реакций могут являться
э, д, с,-определяющими в сухом марганцево-цинковом эле¬
менте 2п	Мп02, значение э. д. с. которого 1,45 В(в частично разряженном элементе). Какие значения э. д. с.
соответствуют каждой из приведенных электрохимических
реакций:а)	2п+-Мп02 + Н20 ^ 2пО + Мп(ОН)аб)	2п + Мп02 ^ 2пО + МпОв)	2п + 2Мпб2 + ЗНа0 5±2п0 + 2Мп(0Н)зг)	2п + 2Мп0а + На0^2п(0Н)2 + Мпа03д)	2п + 2Мп02^2п0 + Мпа03©2» Серебряно-цинковый аккумулятор типа СЦ-40 раз¬
ряжается током 15 А. Серебряный электрод аккумулятора
фактической емкостью 50 А-ч заряжен на 65% (в расчете
на полное превращение А§ А§0; пренебречь остаточным
металлическим серебром). Разрядная кривая аккумулятора
содержит две ступени длительностью 35 мин: одна при сред¬
нем напряжении V'ср = 1,74 В, другая — при УсР = 1,48 В.Рассчитать конечную температуру аккумулятора после
3 ч разряда (/нач =+20° С); масса аккумулятора 840 г,
а его средняя теплоемкость 0,30 кал/(г-°С). Потери тепла
в окружающую среду принять равными 50% от суммарного
количества тепла, выделенного при разряде.98. Какое количество тепла выделится за 10 мин за¬
ряда током 10 А в одиночном серебряно-цинковом аккуму¬
ляторе: а) на первой зарядной ступени, при среднем рабочем
напряжении Уср = 1,65 В; суммарная реакция на этой сту¬
пени2пО Ц- 2—> 2п -[- А§аОб)	после полного заряда положительного и иедозаряда отри¬
цательного электрода аккумулятора, при 1/ср = 2,08 В;
суммарная реакция2пО ~ > 2п + у 02медно-окисного элемента 2пСиО появляется©4. После периода бездействия на разрядной кривойНаОН
Ыа22п(ОН)4дополнительная ступень с напряжением более высоким, чем
это характерно для установившегося процесса разряда [11]._ 70 -Рассчитать, какое количество тепла выделяется за 10 мин
в медно-окисном элементе в ходе его разряда током 2,0 А:
а) на верхней разрядной ступени при среднем напряжении
0,75 В и б) на основной разрядной ступени при Уср = 0,61 В.Верхней разрядной ступени соответствует электрохими¬
ческая реакция2п+Сиа0-*2п0 + 2Си(электролит насыщен цинкатом).Полная реакция на основной разрядной ступени
2п + СиО —> 2пО + СиРассчитать количество тепла, выделяющегося за
30 мин зарядного процесса в ваннах: а) совместного форми¬
рования отрицательных и положительных электродов свин¬
цовых аккумуляторов при напряжении на ванну У3 =
= 2,45 В и б) отдельного формирования положительных
пластин (с холостыми электродами) при У3 = 2,65 В. Вы¬
ход по току для основной электрохимической реакции в
обеих ваннах 95% (5% затрачивается на разложение воды).
Сила тока на ванну 200 А.Основные электрохимические реакции:а)	в первой ванне2РЬ504 + 2На0-> РЬ + РЬ02 + 2Н2304б)	во второй ваннеРЬ504 + 2НаО -» РЪ02 + Н2304 + НаРеакция электролиза водын2о->на+1о2©Ль Какое количество тепла выделяется за 30 мин про¬
цесса при заряде аккумуляторов током 10 А после полного
заряда их электродов (т. е. при выделении Н3 и 02 на элект¬
родах) для: а) свинцовых аккумуляторов, имеющих на
этой стадии зарядное напряжение У3 =2,65 В; б) никель-
кадмиевых аккумуляторов, ]/3 =1,85 В; в) никель-желег-
ных аккумуляторов, Уя = 1,70 В?
Глава ИГЭЛЕКТРОЛИЗ ВОДНЫХ РАСТВОРОВ
БЕЗ ВЫДЕЛЕНИЯ МЕТАЛЛОВ97. С хлорного электролизера диафрагменного типа
нагрузкой / = 22 кА за 24 ч получено а = 5450 л электро¬
литической щелочи, содержащей 138 г/л ЫаОН.Каково значение выхода по току для щелочи?Решение. 1) Реакция суммарного электрохимического процесса
в ванне№С1 + Н20~> ЫаОН + уН2 + ~ С122)	Электрохимический эквивалент для ЫаОНМЫаОНгР40,0,49 г/(А • ч).3)	Теоретическое количество ЫаОН, которое должно было бы
образоваться в ванне за сутки,^теор = <7ЫаОН/'г=1.49-22.24 = 787 КГ.4)	Фактически полученное количество ЫаОН138 • 54501000= 752 кг.5)	Выход по току для щелочиВт=^1ю0 = -^1 100 = 95,5%.^теопеор@8. Щелока, выходящие из диафрагменного хлорного
электролизера, должны содержать 130 г/л ЫаОН. Элек¬
тродная плотность тока в электролизере И = 800 А/м2;
выход по току для щелочи Вт = 95%.С какой скоростью должен протекать рассол через
диафрагму электролизера (без учета изменения объема
раствора)?Решение. 1) Количество ЫаОН, получаемое с 1 м2 электродной
поверхности и примерно рапной ей поверхности диафрагмы,^ЫаОН = ^ЫаОН^^т”	' 0,95 = 1133 г/(м2 • ч).2)	Скорость протекания рассола
^ЫаОН 1133ЫаОН■ 130 ~
— 72 —8,71 л/(м2-ч).99» Объемная концентрация С12 в хлор-газе диафраг¬
менного хлорного электролизера рСь = 98,5 %, содержа¬
ние С02(рсог) составляет 0,8%. Выходы по току Вт для
хлора и щелочи равны 95%.Рассчитать расход анодного окислившегося графита
на 1 т 100%-ного ЫаОН (без учета механически выкра¬
шивающегося графита и наличия анодного скрапа) и долю
анодного тока, идущую на окисление графита (на обра¬
зование С02).Решение. 1) Реакция окисления графита (образование СО не
учитываем)С + 40Н- - 4е- -> С02 + 2Н202)	Электрохимические эквивалентыЛг 12,0
«с=!Г=4^Г=°’112г/(А-ч)(наличием примесей в графите пренебрегаем);^ЫаОН == 1 . 26,8 = 1 ’49 Г/,^А ' Ч^’3)	Доля анодного тока, расходуемая на образование С02 при
электрохимическом окислении графита Вт, рассчитывается исходя
из состава анодного газа:2	рГп 2-0,8
в, = в = 95 = , >550/оРеи т 98-5(на один объем С02 расходуется вдвое большее количество электри¬
чества, чем на С12).4)	Расход анодно окислившегося графита в расчете на 1 т
100%-ного ЫаОНдгЪ'	0,112.1,55§Гр = ^к 1000 = -М9Т95- 1000=1’23 КГ/Т'100. В диафрагменный хлорный электролизер с гра¬
фитовыми анодами, работающий под токовой нагрузкой
/ = 50 кА, подается рассол с содержанием [ЫаС1] = 315 г/л
Ц,= 1,20 г/см3). Выходящие щелока имеют плотность
йщ = 1,22 г/см3 (при комнатной температуре) и содержат
(в г/л) щелочи [ЫаОН] = 135; хлората [ЫаС103] = 0,20;
карбонатов [Ыа2С03] = 0,30. Хлор-газ, выходящий из
электролизера, содержит (в расчете на высушенный газ):
С12— 97,0 об.% (рс12), Ы2—■ 0,25 об. % (Ри2); С02
1,20 об. % (рСо2); 02 — 0,13 об. % (ро2); Н2 — 0,89 об. % (рн2)-Состав выходящего водорода (на сухой газ): Н2 —99,0	об. %, С12 — отсутствует.- 73 -
В 1 м3 влажного хлора содержится Ьс 1,-0,.89 кг С12
и ^н2о=0,38 кг пароз воды; в 1 м3 влажного водорода —
ы = 0,0257 кг Н2 и &н2о=0,38 кг паров воды. Выход
по току для щелочи В^'аОН = 96,5%. Электрохимическое
окисление графитовых анодов составляет рэ = 40% от их
общего разрушения.Рассчитать: а) выход по току для хлора, водорода и
побочных процессов; б) объем рассола, который необхо¬
димо подавать каждый час в электролизер; в) концентра¬
цию КаС1 в выходящих щелоках; г) объем щелоков,
получаемых за час с ванны; д) расход анодов на разру¬
шение (электрохимическое и механическое) в расчете на1	т 100%-ного ЫаОН (без учета анодных остатков).Решение. 1) Суммарные реакции, протекающиев электролизере:а) N аС1 + Н20 -> NаОН + Н 2+~ С12(втМа0Н)б) ЫаС1 + ЗН30-^аСЮ3 + ЗН2(В')в) С1_ —-5 СЮ, —^ С1~ (+утечки тока)(втп)г) Н20-> Н2 + у 02(В 14)д) 2Н30 + С-^2Н3+С03(в.:у)е) 2ЫаС1 + С+ЗН20 -*■ Nа2С03 + ЗН2 + С13(вту)2) Электрохимические эквиваленты для реакции«б»:. МЫаС1 58,45
9ыаС1=—= 6-26,8 ==0"3°4 Г/(А’4);МЫаСЮ,106,45==0,662 г/(А • ч).гР 6 ■ 26,83)	Выход по току для реакции «б»ГЫаСЮо! (?ыяОН м пн 0,20-1,49К1— I-	^аОН тзЫаОН _	’	г п п99о/^ЫаСЮз [Nа°н] т	0,662-135 ’ ’3 2/о'4)	Электрохимические эквиваленты для реакции «е»:п ^ «^N801
?ЫаС1 —■гР!2б5х=°’727 г/(А-ч)-12,0= 0,0747 г/(А • ч);гР 6-26,8
Ч’Ыа.СО, = Мг^С°3 = 'б"-Тб,8” = 0,659 Г^А ' Ч^'106,0745)	Выход по току для реакции «е»V	[Ыа2СОз] ^НаОН вЫаОН_ °_’3° ' 1,:.49.. ад	лько?Вт Тыа2С03 [^аСЗЙТ Вг “ 0,659-135 96,5-0,4856)	Выход по току для хлорава2== втЫа0Н + -д- ВУ = 96,5 +-‘ - 0,485 = 96,66о/0(при реакции «е» две трети анодного тока тратятся на окисление
анодов и только треть на выделение хлора).7)	Количество кислорода, образовавшегося при электрохими¬
ческом процессе (при реакции «г»), определяется исходя из несоот¬
ветствия объемных соотношений кислорода и азота в хлор-газе тому
соотношению, которое имеется в подсасываемом воздухе (21 : 79).Объемный процент кислорода, образованного электрохимически,Ро2 = Ро2 ~	= °>13 ~‘ °>25 ~ °>064 об’% •8)	Выход по току для реакции «г»2рк	2 - 0,064ВШ =_^ В^!2 = —=——96,66 = 0,128%.Реи	’9)	Выход по току для реакции «д»2	рт	2-1,20В1У =	вс12 =	96,66 = 2,39%.РС12	9 >10)	Выход по току для обратимых редокс-превращений и утечек
тока (для реакции «в»)В'1 = 100 - ( ВтЫаОН + В ’ + В'11 + В'у + ВУ) == 100-(96,5 + 0,322 +0,128 + 2,39 + 0,485) = 0,175%.11)	Доля водорода, потерянная с хлор-газом,о	вдв	ВТС1‘ = 96,66 = 0,797 %.т Рс12	97*°12)	Выход по току для водородав^ = втМаОН + в’ + в'и + в'у + ву - ДВ^ ===96,5 + 0,322+0,128 + 2,39+0,485—0,797 «= 99,03%.13)	Количество ИаОН, получаемое за час работы ванны,^аон = ^ыаонв?а0н = 50. 1 - 1,49 - 0,965 = 71,9 кг.14)	Объем щелоков, получаемых с ванны за час,= ^он_ = ^ = 533 л/ч,щ [№ОН] 135	'■
15)	Расход ЫаС1 за час работы ванныД&ЫаС1 = &ЫаС1 + §ЫаС1 + &ЫаС1 == 1г (‘?НаС1В^а0Н + '?ЫаС1Вт+‘?ЫаС1ВУ)=== 50. 1 (2,18 • 0,965 + 0,364 ■ 0,00322-]-0,728 • 0,00485) яа 105,4 кг.16)	Количество хлора, получаемого с ванны за час,§С1г = /Т(?С]2В^1а = 50• 1- 1,325-0,9666 = 64,0 кг.17)	Количество водорода, получающегося за час с ванны,Ян> =/т?Н2В“2 = 50. 1 .0,0376-0,9903=1,86 кг.18)	Количество паров воды, уносимое за час влажными газами,й'НгСГ&С12^н2Н2°Х^н,о= 0,3864,00Ж+ 0,381,860,0257= 54,8 кг.19)	Количество воды, расходуемое в электрохимических реакциях
за час работы ванны,Й.О - Л [?коВтМаОН + я'1о (В‘ + В'П + В«V + вУ)] == 50- 1 [0,677-0,965 + 0,339(0,00322 + 0,00128 + 0,0239 + 0,00485)] == 33,2 кг20)	Общий расход воды за часд^н2о = &н2о + йн.о = Е4 >8 + 33,2 = 88,0 кг.21)	Для расчета количества №С1 и Н20 в подаваемом рассоле
составим систему уравнений:для рассола&ЫаС1	, ч= РЫаС1>	(а)ё'Ыаа + б'НгО
для щелоков^ЫаОН + (&Н20 — Д^Н2о) + (&ЫаС1 ~~ Д^ЫасО = УиАц>(б)где	и й'НгО — соответственно количества №С1 и воды в объемерассола, подаваемом за 1 ч в электролизер (содержанием хлората и
соды в щелоках пренебрегаем).Доля №С1' в растворе[№С1] 315
РЫаС\ — Л1200= 0,262.Подставляем:ёыаа- = 0,262; ^=2,82^Яыаа + §н20	-*ЫаСЬ71 >9 + (&н2о —‘88.0) + (§ыаС1— 105,4) = 533 • 1,22,
^Н20 = 772'2-^аС1.(а)(б)— 76Решаем совместно уравнения (а) и (б):772,2II у у3,82^аС1 = 772,2; §ЫаС1= -^- = 202 кг; §Нг0 = 2,82 - 202 = 570 кг.
22) Объем рассола, подаваемого за час в ванну,бЫаС1 + §Н20 202 + 570
аР“ с/р - 1,2023)	Концентрация №С1 в щелокахГ1Т	§N301“Д^ЫаС1 202 000-[№С1]щ =-			= -24)	Степень разложения соли= 643 л/ч.-105 400533= 181 г/л.КпАЯыоп	105,4ЫаС1. Ю0 = -&ЫаС1	20225) Расход анодов при работе ванны за час/т(<?сВ^ + ?свУ) __100 = 52,2%.ёаРэ50 000 • 1 (0,112 - 0,0239 + 0,0747 - 0,00485) _ 380
—	0,40	“	Г'26) Удельный расход анодов (без учета анодных остатков)г. 38071,9= 5,28 кг/т ЫаОН.&ЫаОН101. Катодно поляризованная ртуть протекает слоем
толщиной б = 4,0 мм по днищу хлорного ртутного элек¬
тролизера, имеющего длину электродной части /, = 8,0 м.Какова должна быть скорость течения ртути, чтобы
при выходе из электролизера она содержала р^°ан = 0,30%
металлического натрия? При входе в электролизер ртуть
содержит р«аач = 0,02% Ка. Катодная плотность токаДк =
= 5400 А/м2, выход по току Вт = 96%. Плотность ртути
йн8 = 13,5 г/см3 (пренебречь изменением плотности при
образовании амальгамы).Решение. 1) Электрохимический эквивалент натрия находим в при¬
ложении II: дЫа = 0,858 г/(А-ч).2)	Выберем условно участок ртутного катода с поверхностью
5=1 дм2. Масса ртутного слоя с такой поверхностьюЯНг = 56йНй = 100-0,4; 13,5 = 540 г.3)	На участке ртутного катода с 5 = 1 дм2 за время прохожде¬
ния его через ванну должно выделиться металлического №^Ыа	(рКОЛ’Ыа ‘нач) = 540 (0,0030 — 0,0002) = 1,51 г.
— 77 —
Это соответствует количеству протекшего электричества
л—9ыаВт ~~ °.858-0,96“^ ’4)	Ток, приходящийся на принятую единицу поверхности като¬
да— на 1 дм3,/1 = 1>к5 = 5400 • 0,01 =54 А.5)	Время протекания ртуш через ваннут = -у - = = 0,0339 ч = 2 мин 2 сI,	546)	Скорость протекания ртути1	800 А	,;~Т = Т22 ’ СМ/^С' '102. Хлорная ванна ртутного типа имеет длину катод¬
ного участка /=13,2 м, ширину а =1,42 м и работает
под токовой нагрузкой / = 100 кА при выходе по токуВ,г = 96%. Катодная ртуть протекает по днищу электро¬
лизера непрерывным слоем средней толщиной 6 = 3,5 мм.Для двух вариантов состава вытекающей амальгамы
натрия: в первом случае рк°н = 0,3 вес.% 1Ча; во втором
р™" = 0,5 вес. % Ыа рассчитать: а) необходимую скорость
течения ртути по днищу электролизера; б) закладку ртути
в электролизер (без учета ртути в ртутном кармане);в)	необходимую скорость подачи ртути, содержащей р"аач =
= 0,01% натрия, в электролизер. Принять (условно) сред¬
нюю плотность обеих амальгам одинаковой и равной
<4 = 13,2 г/см3.Решение. 1) Закладка ртути в электролизер
=1аЬй& (1	= 132 • 14,2 ■ 0,035 • 13,2 • (1 —0,002) = 865 кг(расчет ведем на плотность амальгамы, для которой указана толщина
катодного слоя; разницей в средних содержаниях № в амальгаме
пренебрегаем).2)	Количество натрия, выделяющегося за 1 мин процесса,=/т?Мавт = 100 зо 0,858 ' 0,96 = 1 ’375 кг-3)	Необходимая скорость подачи ртути в электролизер— 78 -4) Скорость обновления ртути в электролизере
а) тг =-^-=1,89 мин;
457Янг 865 о 1й
б> ^ = ^= 274- = 3'16МИН-5)	Скорость течения ртути в ваннеI	13 200 ... ,
а> ^=тТ = Т89Тб0=11’6 Ш/С;I	13 200 СП7 ,6)	^=^ = -зЛбТбо=6’97 см/с-(Повышение содержания натрия в амальгаме позволяет, не изменяя
заметно закладки ртути в электролизере, уменьшить количество ртути
в разлагателе — более богатая амальгама быстрее разлагается и дает
возможность снизить расход энергии для ртутного насоса.)Хлорный электролизер ртутного типа с графи¬
товыми анодами, токовой нагрузкой / = 100 кА работает
с выходом по току для амальгамы Вта = 97,5%. Хлор-
газ, выходящий из электролизера, содержит 96,5 об.% С12
(реи), 0,25 об. % С02 (рСо2) и 0,55 об.% На (рНг) (в высу¬
шенном газе). Хлор-газ выходит из ванны с температу¬
рой + 70° С и содержит на 1 кг С12 &н2о=И2 г паров
воды. Количество хлора, растворенного в анолите, состав¬
ляет [С1.,]р = 0,010 моль/л. Поступающий рассол (йр =
= 1,195 г/см3) содержит [ЫаС1]р = 310 г/л; отходящий
анолит — [ЫаС1]ан == 260 г/л (йан= 1,165 г/см3).Рассчитать: а) необходимый объем рассола, подаваемого
в электролизер за час; б) часовое количество получаемого
анолита; в) степень разложения соли; г) выход по току
для хлора; д) количество хлора, получаемое за час на
электролизере.Решение. 1) Суммарные процессы, протекающие в электролизере:а)	ЫаС1 + пН§-> ЫаН§„+-п-С12 (газ)б)	№С1+геН§->№Не„+-^-С12 (раствор)в)	2Н20 + С-*2Н2 + С02Т Нз+ 2~г)	НС1->-0-Н2+^С13Я) СГ “595 С12 (раствор) ^ СГ(в реакции «в» и «г» включается и процесс обратного разложения
амальгамы).— 79 —
РиаС1	л — “ ТТ95 - 0,259;2)	Расход КаС1 за час работы электролизераА^аС1 = /т<?НаС1В^а=100-1-2,18.0,975 = 213 кг/ч.3)	Находим ориентировочное количество получаемого хлора для
расчета уноса водяных паров. Из-за относительно малого отличия
в выходах по току для амальгамы и хлора и сравнительно неболь¬
шой насыщенности хлора парами воды принимаем в расчете значение
выхода по току для амальгамы:&С12 = ^Т(7с12Вт 3 = 100 • 1 • 1,325-0,975 = 129 кг/ч.4)	Количество паров воды, уносимое с хлор-газом за час,А^н2о = ^н2о^С12 =0>112 • 129= 14,4 кг.5)	Состав растворов по №С1а)	рассола[№С1]р 3106)	анолита[№С1]ан 260 по„Ршс]	3^;б)	Количество №С1 (^аС1) и воды (^Нг0) в рассоле, подаваемом
за час в электролизер, находим из соотношений, характеризующихрассол	= РЫаС1= 0.259,	(а)&Н2Р ' &ЫаС1анолит	^ЫаС1~ А^.МаС1		^ИаС!-213	(^Н20 —Д^Н2о) + (?НаС1—А^Ыаа) ®Н20 — 14'4 + §ИаС1 — 213—	Р’ы аС1=0’223	(б)(пренебрегаем расходом воды при электролизе). Отсюда#Н,0=2>®®#ЫаС1»	(а)0,777§ЫаС1 —0,223^НгО = 162,3.	(б)Решая совместно эту систему уравнений, получаем:^аС1 = 1170 кг; ^Н20=3340 кг;7)	Необходимый объем рассола для подачи в ванну за час2ыаС1+2н.О 1170 + 3340 070„ л„0 ,,
ор =			 			= 3780 л/ч = 3,78 м»/ч.8)	Часовой объем получаемого анолита^ЫаС1 ’ А^КаС1 1170 — 213
Уан" [ЫаС1]а„ ” 260— 80 —= 3,68 м3/ч.9)	Степень разложения соли при электролизеА^МаП	213Кр = —100=-ТТтп 100= 18>2%-ёЫаС1	и/и10)	Потери хлора с анолитомА^СЦ =[С12]рУан = (°'010- 70’9) 3,68 = 2,61 кг/ч.11)	Доля затрат анодного тока на потерянный с анолитом хлорДстг,	2,61Нп— Ы2 100	 100 = 1 97 о/т_ /т<7с,2	100-1-1,32512)	Выход по току для хлора В^1г находим из соотношений,
характеризующиха)	катодный процессВ^а = 100-В^_в(Р>,б)	анодный процесс= 100 - В"—В^°2 - В<Р>,где В^2, В?0*, В*,р) — соответственно выходы по току для выделения
Н2, С02 и реакции, связанной с восстановлением растворенного хлора
на катоде. НоВ»2 = В“2 = 4^- В$*‘ = 0,0057В^Ь .Реи	9б'5ВС02 = !Рсо^ всц = 29°’25. в“2 = 0,00518В^2.Рс\2	’Подставляем:97,5= 100-0,0057В^12 — В'р),В(Р>=2,5 - 0,0057В^2;	(а)В^‘2 = 100 -1,97 - 0,00518В^2 — В®,В<р) = 98,03- 1,00518В^2.	(б)Решая эту систему уравнений, получаем В^2 = 95,58%.13)	Количество хлора, получаемое за час на электролизере,
^си=/тг/с1оВ^2= 100- 1 - 1,325-0,9558= 127 кг/ч.104» Хлорный ртутный электролизер токовой нагруз¬
кой /э = 30кА и выходом по току по амальгаме Вт = 95,0%
работаете горизонтальным разлагателем длиной / = 7,9 м
и шириной а — 25 см.Рассчитать: а) условную плотность тока разложения
амальгамы в разлагателе; б) объем щелочи концентрацией
[ИаОН] = 700 г/л (й = 1,495 г/см3), который получается— 81 —
за час в ванне; в) количество конденсата, которое необ¬
ходимо подавать каждый час в разлагатель (с учетом
уноса водяных паров с водородом); принять, что 1 м3
влажного газа содержит Ьн2 == 0,021 кг Н3 и Ьн2о — 0,424 кг
паров воды; г) объем влажного водорода, получаемого
за час в разлагателе.Решение. 1) Суммарная реакция разложения№аН§п-|- Н20 —> ЫаОН ^ Н3-|- яН§2)	Условная плотность тока разложения амальгамы.В разлагателе разложению подвергается вся амальгама натрия,
образующаяся в электролизере. Поэтому условный ток разложения
в разлагателеОтсюда30 • 0,951а7,9-0,253)	Объем щелочи, получаемой за час,^Т(?ЫаОнВт 30-1-1,49-0,950,70= 60,7 л/ч.щ_ [МаОН]4)	Масса щелочи, получаемой за час§-щ= йощ= 1,495 ■ 60,7 = 90,75 кг/ч.5)	Масса воды в часовом количестве щелочиЙ20 = ^_[№°н] о =90,75-0,70-60,7 = 48,3 кг.6)	Расход воды на образование щелочи (из суммарной реакции
разложения амальгамы)90,75 — 48,3§н,о =	Мн.п=	л*	18=19,1 кг/ч.МЫаОН7)	Количество получаемого Н3§Н2 = /т?Н2Вт = 30.-1 -0,0376-0,95 = 1,071 кг/ч8)	Объем влажного водорода, получаемого за час .с разлагателя,
§Н2 1.071Он =-0,021= 51,0 м3.9)	Количество паров воды, уносимое с водородом,«'н;О = &нА = 0>424 • 51 =21,6 кг/ч.10)	Необходимое количество конденсата для разлагателя
2Н,0=2н,0 +^Н20 + &Н.О = 48’3 + 19’* + 2*>&= 89,0 КТ^4'—	82 —IIПри электролизе раствора №С1 получаются
в эквивалентных количествах три продукта: хлор и менее
дефицитные щелочь и водород. Это заставляет изыскивать
такие способы производства, в которых получался бы
только хлор (при низком удельном расходе электроэнер¬
гии). Среди таких способов наиболее интересны процессы,
позволяющие утилизировать «абгазный» хлористый водо¬
род—побочный продукт при получении ряда хлорпроиз-
водных веществ.Одним из подобных способов является электролиз
солянокислого раствора СиС12 [12]. Электролит непре¬
рывно просасывается через катод, изготовленный из по¬
ристого графита; при этом ионы Си2+ восстанавливаются
до одновалентной меди, образующей комплексные ионы
типа СиС1!~. На аноде электролизера выделяется хлор.
Отработанный электролит подается на окисление однова¬
лентной меди кислородом воздуха и донасыщение соляной
кислотой, после чего возвращается в электролизные ванны.Рассчитать выход по току и удельный расход элек¬
троэнергии при получении хлора электролизом соляно¬
кислого раствора СиС12, если суточный объем выходящего
отработанного электролита (католита) из электролизера
нагрузкой / = 4000 А составил = 11,2 м3 с содержанием
одновалентной меди 28,2 г/л в расчете на СиС1 (считать,
что поступающий в ванну раствор не содержит СиС1).
Напряжение на ванне Ув= 1,85 В.Решение. 1) Суммарный электрохимический процесс в ванне
СиС1*+2НС1 -> Н2СиС1э + -~ С13ИЛИСиС12 —> СиС1 (р) -}- ^ С13Так как выходы по току для С13 и СиС1 (р) практически одина¬
ковы, то расчет выхода по току для хлора проводим по имеющимся
данным для СиС1.2)	Суточное количество образовавшегося СиС1Яфакт = Ст)3 = 28,2 • 11,2 = 316,0 кг.3)	Теоретическое количество СиС1, которое должно образоваться
за сутки,. . 3,70-.ООО-24
^геор ^СиС1	ПШ ~ ’ ’гдеМСи г, 99,0
?СиС1 = -~Г~ = 1Т26 8- = 3'70 Г/(А • ч)-— 83 -
4) Выход по токуВтёфакт100 =316,0Ятеор	355,55) Удельный расход электроэнергии
Уа 1,85-1000100 = 89,0%.Ц7 =-е ?С1,Вт'1,325-0,890 = 1570 кВт • ч/т С12*106» Нагрузка на фильтрпрессную ванну для элек¬
тролиза воды, состоящую из 180 последовательных ячеек,
составляет 10 кА. Напряжение на ванну около 385 В.
Чистота производимого водорода рнг = 99,9% (без учета
паров воды), кислорода — 99,7%02. Выход по току — 96,5%.Рассчитать: а) объем насыщенных водяными парами
газов, получаемых с ванны за 1 ч (при 760 мм рт. ст.
и 20°С); б) удельный расход электроэнергии на 1 м3 Н2
(для приведенного объема); в) мощность, потребляемую
лектролизером.Решение. 1) Суммарный электрохимический процесс в ванне
Н20-> Н2 + ~022)	Электрохимические эквиваленты для продуктов электролиза:22 4002^26 8" = 418 мл/(А.ч) = 0,418 м3/(кА-ч),22 400а0г=4 . 26 8 ~209 МЛ/(А ' ч) = 0,209 м3 /(кА • ч).3)	Объем водорода, получаемого за 1 ч с ванны (при нормаль¬
ных условиях),у.0 = ?н/тВтп=0,418. 10- 1-0,965-180 = 726 м3,где п—количество электрохимических ячеек в ванне.4)	Объем влажного водорода в реальных условияху„-760 (273 +0 1 726-760(273 + 20) 1щ—		273 (б-да) рНг273(760—17,5) 0,999= 798 м3/ч,где В—давление, мм рт. ст.; ш=17,5 мм рт. ст. — парциальное дав¬
ление насыщенных водяных паров при + 20°С [13].5)	Объем 02, получаемого за 1 ч с ванны (при н. у.),V' = ^п /тВ л = 0,209- 10-1 -0,965-180 = 363 м3.6)	Объем влажного кислорода в реальных условиях363-760.(273 + 20) 1273 (760—17,5)0,997= 400 м3/ч.7) Удельный расход электроэнергии на 1 м3 Н2
1У% 10-385-1726
— 84 —= 5,30 кВт • ч/м?.8) Мощность, потребляемая электролизером,N =1У ==№ ■ 385 = 3850 кВт.107. Раствор, подаваемый в анодное отделение верх¬
ней ванны каскада, состоящего из а = 27 последовательно
включенных электролизеров для получения персульфата
аммония, содержит 260 г/л Н2504 и 213 г/л (ЫН4)2 504.
Нагрузка на электролизер 2000 А. Выход по току для
персульфата Вт = 85% (15% анодного тока расходуется
на выделение 02). Концентрация (1ЧН4)25208 в выходящем
анолите должна составлять около 250 г/л.Рассчитать необходимую скорость вытекания анолита
из каскада и концентрацию компонентов в выходящем
анолите (считать объем поступающего и выходящего раст¬
воров равными). Принять средние числа переноса: пц+ =-
= 0,68, пын+ = 0,08, язо1-=0,24 (участием 52ОГ—в переносе
тока пренебрегаем, так как эти ионы находятся только
в анолите).Решение. 1) Составляем анодный баланс:а)	разряд12 • 0.85501--2 - 0,85е- 0,853201-
0,15Н20 —2-0,15е--»0,15-у 02+2-0,15Н+б)	перенос-2пн+Н+-2%н+ЫН+ + п502_50|-4	4в)	суммарное уравнение анодного баланса-2 • 0,8550|_+0,85520|_ — 0,15Н20 + 0,15 - 0., + 2 - 0,15Н+-
— 2«н+Н+ — 2/г1у,н+ЫН| + Идо2_50| +2е =4	4= _ 2 - 0,8550Г + 0,853201--0,15Н20 + 0,15 - у 02+2 - 0,15Н+-
— 2/гн+Н+—2пын+ЫН^+^1 — «н+—ПЫН+) ЗС>4~+2е == - 0,85301- + 0,1550Г + 0,85520|--0,15НгО + 0,15 • у 02 ++ 2 • 0,15Н+ - 2пн+Н+ - 2пын+ЫН+ - ян+30|- - иын+30|- + 2е~ =4	4= — 0,85301- + 0,15Н2804 + 0,853,0^- — 0,15Н20 + 0,15 • 02 —— пн+Н2304 — Пмн+ (^Н4)2 304+2е-± 2 - 0,85ын+.- (0,85 +и^н+) (НН4)2 504 («н+ 0,15) Н2304 ++ 0,85 (ЫН4)25208-0,15Н20 + 0,15-у02 + 2е-
(при преобразованиях учитывали, что пн+ + пын+-\-п50«. =1).4	4— 85 —
Основываясь на полученном анодном балансе, проводим все
материальные расчеты.2) Количество электричества, проходящее за 1 ч через все
ванны каскада,<2 = /та = 2000 • 1 ■ 27 = 54 ООО А • ч, или	= 2015 Р.26,8када,3) Количество (1ЧН4)а 3208, образующееся за 1 ч в ваннах кас-8— Ф5(ЫН4)2 з2оВт-2015228,20,85=195'г/ч,где 228,2 — молекулярный вес (МН4)2Зг08.4) Объем анолита, вытекающего из каскада в час (скорость выте¬
кания анолита),а	195 400- = 782 л/ч.[№)2 5208] ^ 250
5) Убыль концентрации Н2304 в электролите2015 (0,68 — 0,15)Д [Н2304] =О^н.зо, (пн+—°>15)782-=67 г/л.6) Убыль концентрации (МН4)2304 в электролите
^5(ын4)3 зо4 (0,85 -[- ^мн+)Д[(ЫН4)2304]=-142 12015 ——- (0,85+0,08)782-=158 г/л.7) Концентрации компонентов в вытекающем анолите[Н2504] = 260 — 67 = 193 г/л; [(ЫН4)2504] = 213— 158 = 55 г/л.108» При получении надсерной кислоты Н23208 элек¬
тролизом раствора серной кислоты применен каскад из
27 последовательно соединенных ванн нагрузкой / =
= 1000 А. Свежий электролит, поступающий первона¬
чально в катодное отделение верхней ванны каскада, со¬
держит [Н2304]кат = 510 г/л. Католит, последовательно про¬
шедший все ванны каскада, используется затем в качестве
анолита.Какова должна быть скорость циркуляции католита
(и анолита), если концентрация Н23208 в вытекающем
анолите должна составлять 250 г/л, а выход по току для
персульфата Вт = 76%. Какая концентрация Н2504 будет
достигнута в электролите после прохождения его через
катодные и анодные пространства ванн каскада?— 86 -Решение. 1) Суммарный электрохимический процесс в ваннах
2Н2504 ->Н23208 + Н2
2) Электрохимические эквиваленты компонентов реакции:М^Н25208Чн230<МН2520ягРН2304194,2-26,898,1= 3,62 г/(А ■ ч);-=3,66 г/(А-ч).гР ~ 1 ■ 26,83)	Количество Н23208, образующееся за 1 ч в каскаде,§- = /Т(?Н2д2О8пВт=1000- 1 .3,62-27-0,76 = 74 300 г.4)	Необходимая скорость циркуляции электролитая 74 300 лп
° = [Н23208] ~~250~” Л/Ч’5)	Убыль концентрации Н2304 в ходе электролизаД[Н2304] =/т<7НЗояВг 1000-1.3,66-27-0,76= 253 г/л.о ~	2976) Концентрация Н2304 в вытекающем анолите[Н2504]ан = [Н2504]кат — А [Н2304] = 510 — 253 = 257 г/л.Миграция ионов в этом расчете не должна приниматься во вни¬
мание, так как один и тот же раствор проходит последовательно ка¬
тодные и анодные отделения электролизеров.109» В электролизер непрерывного действия нагруз¬
кой / = 12 кА для получения хлората натрия НаСЮ3 пода¬
ется раствор, содержащий №С1 280 г/л, ЫаСЮ3 55 г/л.
Концентрация КаСЮ3 в выходящем электролите должна
составлять около 290 г/л.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи раствора
в ванну, если выход по току хлората Вт = 85%, б) содер¬
жание ЫаС1 в электролите, вытекающем из ванны;
в) удельный расход электроэнергии на 1 т хлората (в раст¬
воре), если напряжение на ванне V = 4,0 В.Решение: 1) Суммарный электрохимический процесс в ванне
№С1 + ЗН20 -> N300-, + ЗН32) Электрохимические эквиваленты компонентов реакции:МЫаС1<7ЫаС1	грМУыаСЮ3~ИаСЮ,М?н2о —гРн2о58,45
6 • 26,8 =
106,45= "бТ2бЖ
18,0гР' 2 • 26,8 '
— 87 —= 0,363 г/(А ■ ч);
= 0,662 г/(А • ч);
= 0,336 г/(А • ч).
Часовая производительность ванны по ЫаСЮ3
гнаС10з = /т‘?МаС10.1Вт= 12 ООО. 1 .0,662.0,85 = 6750 г7ч.4)	Часовой расход воды на электролизЯн2о =/Т(?н2оВт= 12 °00'1-0,336. 1,0 = 4030 г/ч 4,0 кг/ч(вода расходуется в эквивалентных количествах на основной и по¬
бочный процессы, поэтому В' = 1,0).5)	Определим скорость вытекания раствора из ванны. При рас¬
четах примем для упрощения, что объем раствора в ходе процесса
уменьшается на объем воды, израсходованной на электролиз.Обозначим овых —- скорость вытекания раствора из ванны. Тогда
увеличение содержания ЫаС103 в раствореДЯыаСЮ3 = V,* [МаС1°з]ко„-(авых + 2н2о) [НаСЮ3]нач6750 = увых290 — (г>вых + 4) 55,отсюда^вых = 27>8 л/ч.6)	Необходимая скорость подачи свежего раствора в ванну°вх==рвых+*н,о =27,8 + 4,0 = 31,8 л/ч.7)	Часовой расход ЫаС1 на электролиз^аС1= ^?ЫаС1Вт = 12 000 ’ 1 1 °>363 • 0,85 = 3700 г/ч.8)	Концентрация ЫаС1 в выходящем электролите[ЫаСП V — §МйГ, 280-31,8 — 3700„Т.ЛИ	1 ■‘нач вх бМаСЛ	’	1Я7[НаС1]кон =			=		= 187 г/л.^вых9)	Удельный расход электроэнергии№ =	^-5- = л4^-о1!°д = 7110 кВт-ч/т ЫаСЮ3.г ?ЫаСЮ3Вт 0,662-0,85110. При электролитическом получении хлората калия
КСЮ3 в верхнюю ванну каскада из 15 ванн нагрузкой
/= 1000 А подается смешанный электролит, содержащий
190 г/л ЫаС1, 120 г/л КС1, 80 г/л КС103 ([КСЮ8]нач) и
присадку бихромата натрия. Раствор, выходящий из послед¬
ней ванны каскада, содержит [КС103]кон = 190 г/л и
[ЫаСЮ3]К0Н= 100 г/л.Каков выход по току для КС103 и ЫаС103, если
с каскада получено за сутки увых= ЮЗО л раствора выше¬
указанного состава? Какова концентрация ЫаС1 и КС1
в выходящем электролите?Решение. 1) Реакция основных электрохимических процессов
в ванне№С1 + ЗН»0-> ШСЮ3 + ЗН2
КС1 + ЗН2Ъ КС103 + ЗН2КС103	Н0,7бз г/(А-ч);(реакции для простоты даны в условной форме, без сопутствующего
процесса выделения кислорода).2)	Электрохимические эквиваленты компонентов реакций:^КСЮ, 122,55
Чксю,— гр — 6-26,8
Мкг, 74,55‘?КС1 = -^_ = 'бТ2М= 0,464 Г/(А-Ч);^аСЮз = О-662 Г/(А • Ч); ?МаС1 = °'363 ГАА ' ч>-
^0 = 0,336 гДА-ч).3)	Расход воды на электролиз за суткиЯНг0 = /т9н20Вт« = 1000 - 24 - 0,336 - 1,0 - 0,15 = 121 ООО г(в расчете примем следующие допущения: неполное использование
тока на получение хлората обусловлено только электролитическим
разложением воды; уменьшение объема раствора при электролизе
равно объему воды, израсходованной на электрохимический процесс).4)	Объем раствора, подаваемого за сутки в ванны каскада,Увх = г'вых + ^Н2О = 1030+121 = 1151 л-5)	Количество КС103, полученного за сутки,§факт = [КСЮзкон °вых [КС103]нач Овх == 190. 1030 — 80 - 1151 = 103 600 г.6)	Выход по току для КСЮзй! Ю3 600 Ю3 600
в, = йфакт- ш0	1(Юг=	100 = 37,7%.т ^теор	/т(/ксЮз/г 1000-24-0,763-157)	Выход по току для N80103_„_§факт ю()_ [^аСЮ3]К0Н г>вых Ю0=
т ётеор	/Т(?ЫаС10з/1100-1030 100= 43,3%.~ 1000 • 24 • 0,662 ■ 158)	Расход КС1 на электролизД§КС1 = /т<?КС1В'п = 1000 • 24 • 0,464 • 0,377 -15 = 63 000 г.9)	Расход №С1 на электролизДЯМаС1 = /^аС1В>= 1000 ' 24 ’ °-363 ’ °>433 ' 15 = 56600 Г-10)	Концентрация хлоридов в выходящем электролите[КС1]ияЛ*-^КС! 120-1151-63000
[КС1]кон=	^	*_=>	ш	=73 г/л,ГNаС11 V -Дв„ 190-1151—56 600ШаСП - 1 нач вх а^'аС1 _ 	 	= 157,5 г/л.и^Чкон—	Ццых	1030
На биполярном электролизере для производства
гипохлорита натрия ЫаСЮ, состоящем из 22 последова¬
тельных ячеек, нагрузкой каждая / = 50 А, за 10 ч не¬
прерывной работы получено уэ = 960 л белильного раст¬
вора с концентрацией ЫаСЮ 10,2 г/л. Исходный раствор
содержит №С1 180 г/л. Напряжение V на электролизере
составляет в среднем 108 В.Рассчитать: а) выход по току для ЫаСЮ; б) удельный
расход электроэнергии на 1 кг ЫаСЮ; в) удельный рас¬
ход ЫаС1; г)коэффицнент использования ЫаС1 при элек¬
тролизе (считать объемы растворов при электролизе неиз¬
менными, пренебрегая расходом воды на разложение и
испарение).Решение. 1) Основной электрохимический процессNаС1 + Н20 -> ИаСЮ + Н22)	Электрохимические эквиваленты^ЫаС! 58,46
Яшс1=—^р— = 2Т2бД=1’09 Г/(А'4);_/ИЫаСЮ 74’45 , „п	,^NаС10	2*26 8	Г/(А ’ ч)*3)	Теоретическое количество №С10, которое можно получить
с электролизера за 10 ч работы,^теор==/т‘7маСЮге = 50' 10-1,39.22=15 300 г,4)	Фактическое количество полученного ЫаСЮЯфакт = [ИаСЮ] оэ = 10,2 - 960 = 9790 г.5)	Выход по току9790Вт-С-^Г '“-ТЛИ6)	Удельный расход электроэнергии1Ух 50-108-10 с „
йфакт= Э^ЭО — 5,52 квт-ч/кг.7).	Удельный расход ИаС1 на 1 кг МаСЛОуэ [МаС1] 960-0,180 „ „ИМаС1=“^Г = “979~=17'7 КГ' '8)	Количество прореагировавшего №С1^ЫаС1==^Т(?Ыае1/гВт==®0 ' Ю - 1,09 • 22 • 0,64 = 7670 г.9)	Коэффициент использования №С1 (выход по веществу)Ямап	7670Вв“у7ЩаСГ] 1°0==96(ГТ80 100 = 4>44%-— 90 -110» В ванну периодического действия для получения
перхлората натрия МаСЮ4 нагрузкой / = 12 кА залито
унач = 7,0 м3 раствора, содержащего [ЫаСЮ3]нач = 700 г/л.
Процесс электролиза проводится до достижения
[МаС103]кон = 50 г/л со средним выходом по току Вт = 80%.
и напряжением V = 6,0 В.Рассчитать: а) длительность одного цикла работы
ванны; б) объем электролита в ванне в конце цикла ее
работы (считать, что изменение объема раствора полностью
обусловлено электролитическим разложением воды);в)	концентрацию ЫаСЮ4 в конечном растворе; г) удель¬
ный расход электроэнергии на 1 кг №СЮ4 (в растворе);д)	коэффициент использования ЫаСЮ3.Решение. 1) Реакция основного электрохимического процесса
КаС103 + Н20 -> МаСЮ4 + Н22)	Электрохимические эквиваленты основных компонентов реакции:Мы г-щ 106,45^аСЮ3 = ^Р=2Т26^=1’98ГЛА-Ч);М., г,г, 122,45
^ = -^=27Щ = 2,28г/(А.ч);М-и о	18,0?Н20 = ^=2ТЖ8=°’336 Г/(А-Ч)-3)	Для расхода воды при электролизе выход по току Вт_близок
к 100%. Для нахождения количества воды §Нг0, расходующейся при
электролизе, выразим количество протекшего электричества С,) через
расход МаСЮ„ и воды при электролизеп ёЫаСЮз ён2о
с^NаСЮ3^^ ?Н20ВтВыражая расход №СЮ3 при электролизе через концентрацию
соли [КтаС103] и объем электролита V, получаем уравнение[№СЮ3]нач ушч Г^аС108]кои (Утч~8ц,о) = ^н.о^^ЫаСЮ^т	‘?Н20Вт
Подставляем числовые значения:700 - 7000 — 50 (7000 — Ян2о) ЯНзО 10°0 _1798 • 0,80	~ 0,336- 1,0 >отсюда находим §Нг0 = 975 кг.4)	Объем электролита в ванне в конце цикла ее работыо	=у	„ = 7000-975 = 6025 л.кон нач5)	Количество №СЮ3, реагирующего при электролизе (см. урав¬
нение в п. 3),700 - 7000 — 50 (7000 — 975)	крёыаСЮ3—	ЮОО91 —
242 ч.6)	Коэффициент использования №С10з (выход по веществу)^ЫаПО	4600Вв = [ЫаС10з]„ач унач 100	100 = 93>9%-7)	Продолжительность цикла работы ванныЙ)аСЮ,	4 600 000Т-^аСюА~ 12 ООО- 1.98-0,808)	Концентрация №СЮ4 в конечном растворе^<?ыяпп В 12 000.242.2,28.0,80-	Ы;Со‘^ Т =	6025	= 879 ^9)	Удельный расход электроэнергии на 1 кг МаСЮ4V	6^0‘7ыаСЮ4Вт 2.28 ' 0,80		5- = оов-Ьг™=3,29 кВт-ч.113. Перманганат калия КМп04 получают электроли¬
зом щелочного раствора К2Мп04 путем окисления
иона МпОГ на нерастворимых анодах. Анодный выход
по току Вт для КМп04 при таком процессе составляет
около 50%.Какое количество электролизеров нагрузкой / = 1400 А
необходимо установить в цехе с годовой производитель¬
ностью §ц = 2000 т КМп04, если потери КМп04 при его
кристаллизации составляют 5% (.К = 0,95), а машинное
время работы ванн равно 0,90?Решение. 1) Суммарная реакция основного электрохимического
процесса в ваннеКаМп04 + Н20 -> КМп04 + КОН + у н22)	Электрохимический эквивалент КМп04__ ^кмп04_ ^Ц_=5 90 г/(А • ч).чКМпО.,	гр	1-26,8	м3)	Годовая производительность одного электролизера с учетом
выхода по току Вт, машинного времени работы ванны [ и по¬
терь КМп04 при кристаллизации„ 1,4 - 24 - 365 ■ 5,90 - 0,50 - 0,95 • 0,90 .йэ = /т?Вт/С/ = 					 =31,0 т4)	Необходимое количество ванн в цехе2000п = ~ = =64,5 кз 66 ванн
ёэ з1,0(устанавливается обычно четное число ванн из-за удобства располо¬
жения их в серию).— 92 —114. Искусственная двуокись марганца Мп02 может
быть получена электрохимическим окислением ионов Мп2+
в ванне с нерастворимыми анодами и сернокислым элект¬
ролитом.В электролизер периодического действия нагруз¬
кой 1000 А залито у =1,5 м3 раствора, содержащего
[Мп504]нач = 300 г/л, [Н2504]нач = 180 г/л. Цикл работы
ванны продолжается до [Мп504]кон = 50 г/л. Средний вы¬
ход по току Вт для Мп02 около 80%.Рассчитать: а) продолжительность рабочего цикла
ванны; б) количество Мп02, получаемого за этот период;в)	концентрацию Н2504 в отработанном электролите (при¬
нять, что уменьшение объема раствора при электролизе
равно объему воды, принявшей участие в электрохимиче¬
ском процессе); г) выход по веществу.Решение. 1) Суммарная реакция основного электрохимического
процесса в ваннеМп304 + 2НаО -> Мп02 + Н2 + Н23042) Электрохимические эквиваленты компонентов реакции:<7мп02 = -^Р = 272к8 = 1’62^А-Ч);Л4Мп504151,01— гР2-26,8^Мп0286,9	гР' 2 - 26,8гР98,1‘"“■Мн2Я04 ’“2 - 26,8мн2о18,0
, * о °,'<?нго=-^ = ГТ2р = 0-672 Г/<А-Ч>-3) Определим количество воды	реагирующей при электро¬лизе. Для этого процесса выход по току близок к 100%. Согласно
условию задачи 80% проходящего тока (Вт) соответствует расходу
воды с <?н20 = О’672 г/(А • ч), а 20% тока (В,;) расходуется на реакциюН20->Н2+т02в которой ‘?н2о ^0,336 г/(А • ч).Количество протекшего электричествас §Мпзо4 [Мп5°4]|,|,)1р-[мп504]кон(р-гн,о) _<?Мп504Вт	<?Мп304Вт^н2о
9н2овх + ?н2оВ^'— 93 —
Подставляем соответствующие числовые значения и решаем уравне¬
ние относительно 0;300-1500-50 (1500-еН|О)	* 10002,82 • 0,80	0,672 • 0,80 + 0,336 ■ 0,20 »^Н20=103 кг-4)	Количество реагирующего МпЗО^Ямп304 = 300-1500 - 50 (1500 - 103) = 380 100 г.5)	Длительность рабочего цикла ванны^Мп5Р4	380 100	16д/?Мп8оА 1000 - 2,82 - 0,80	Ч"6)	Количество Мп02, образовавшегося за рабочий цикл,, п 1000-169-1,62 - 0,80^>Мп02 1(?Мп02 -г	1000	— кг'7)	Количество Н2304) образовавшейся за рабочий цикл,,	„ 1000-169-1,83 - 0,80 ...ЙН2804 —/т?Н,301Вт	1000	= КГ'8)	Концентрация Н2504 в отработанном электролитегН с/л 1 [Н2804]нач0 + гн,8о1 180. 1,5 +248[Н2504]кон		= - 1,5-0,103 = 371 Г/Л'9)	Выход по веществугМп сп	380 100Вв=ш СП1 100 =	100= 84,5%.в [Мп504]нач о 300 -1500	’ /0115= Одним из способов получения свинцовых белил
(2РЬС03) РЬ (ОНа) является анодное растворение металли¬
ческого свинца в ацетатно-содовом электролите при раз¬
деленных диафрагмой анодном и катодном пространствах.
Расход карбоната, удаляющегося с твердыми продуктами
из ванны, восполняется продувкой С02 через электролит.Рассчитать среднесуточную производительность по свин¬
цовым белилам ванны нагрузкой /=1200 А, если выход
по току Вт = 97%. Каков удельный расход электроэнер¬
гии на 1 т свинцовых белил (напряжение на ванне V =
= 3,5 В)? Какой срок служат свинцовые аноды толщиной
6=10 мм, если анодная плотность тока Ьа = 300 А/м2
(аноды полностью погружены в электролит; работают обе
плоскости анодов)? Неиспользованные остатки анодов
(скрап) составляют 13% от их первоначальной массы;
машинное время работы анодов / = 0,95; анодный выход_ 94 —по току равен катодному. Какой объем (приведенный) С02
нужно подавать в католит для восполнения расхода кар¬
боната (считать использование С03 100%-ным, не учиты¬
вать миграцию ионов ОН")?Решение. 1) Суммарная реакция электрохимического процесса
ЗРЬ + 6Н20 + 2№2С03 -> (2РЬС03) РЬ (ОН)2+ЗН2 + 4№ОН2)	Электрохимические эквиваленты компонентов реакции:?РЬ = 3>87 Г/(А’4);Л^бел 775,6 4 §3 г'С \ ч)9бел ~2р~ - 6Т2М- ’ /( )'3)	Суточная производительность ванны по свинцовым белилам
(при непрерывной работе)1200-24.4,83.0,97 ... ,
гвел = Л%елВт =		[обо	= 135 Кг/СУТКИ’4)	Удельный расход электроэнергии__У_в= 3,5-1000 7 /
г_?белВт 4,83,0,97	КВТ 1/Т-5)	Определим часовой расход С02. Продуваемая двуокись угле¬
рода нейтрализует образующуюся щелочь по реакцииСОг+2№ОН -> №2С08 + Н20Следовательно, для нейтрализации образующихся 4 молей №ОН,
согласно суммарной реакции, потребуется 2 моля С02. Отсюда кажу¬
щийся электрохимический эквивалент С022-22 400 07о	.^С02=-б7Ж8- = 279 МЛ/(А'Ч)-Тогда подача С02 в ванну составит„ 1200 - 1 - 279 • 0,97
исо2 — /т<?со2вг— 1000 — Л/^4'6)	Вес 1 м2 анодов^ь = 5б^рЬ = 10 000- 1,0 • 11,3= 113 000 г,из них растворяющаяся часть8^ = 113 000(1 —0,13) = 98 300 г.
Продолжительность службы анодовёръ	98 300	,гТа “ 79рьВт/ ~ (300 - 2) • 3,87 - 0,97 - 0,95 ’где I — сила тока, приходящаяся на 1 м2 площади анодов, равна 20а.Для изготовления прорезиненных тканей может
быть использован метод электрофореза, при котором
лента ткани непрерывно скользит вдоль поверхности
анода, погруженного в каучуковую эмульсию.Какова должна быть скорость движения ленты ткани
шириной 90 см, если усредненная толщина нанесенного
слоя резины 5 равна 0,5 мм, а удельный расход электро¬
энергии УРе на 1 кг осажденного каучука составляет
0,10 кВт-ч? Длина анодной коробки /=1,0 м (ее ширина
равна ширине ткани). Напряжение на аппарате V = 60 В;
плотность тока И = 500 А/м2. Плотность резины принять
с1—1,07. Какова часовая производительность аппарата?Решение. 1) Определим продолжительность процесса нанесения
каучука на 1 м2 ткани. На него нужно осадить каучукаё = 56^ = 10 000- 0,05- 1,07 = 535 г.Необходимо затратить электроэнергии для изготовления 1 м2 про¬
резиненной тканиГ =2^* = 535-0,1=53,5 Вт-ч/м2.Мощность, отнесенная к 1 м2 анодной поверхности,N = ВУ = 500 ■ 60 = 30 000 Вт.Время прохождения ленты ткани через всю анодную коробкуШ 53 5
Т = ЛГ=30Ш60 = 0’107 мин — 6,42 с.2)	Скорость движения тканиI	1,0
“=Т = 0Т07 ’34 м/мин-3)	Часовая производительность аппаратаА = 9,34- 60 = 560 м/ч,или560-0,9 = 504 м2/ч.117.	Для электрохимического обессоливания воды
использован трехкамерный электродиализатор, катодное
пространство которого заполнено слабым раствором ЫаОН,
анодное пространство — слабым раствором Н,504; в сред¬
нюю камеру подается обессоливаемая вода, содержащая
14 г/л соли (для простоты считать, что солевая примесь
полностью состоит из Ыа2304).Какую амперную нагрузку должен нести электро¬
диализатор, чтобы производить за 1 ч 20 л воды (у =
= 20 л), содержащей половину первоначального содер¬
жания соли?Числа переноса: а) на границе католита и средней
камеры Пон-=0,82; Яш+ = 0,18; б) на границе анолита
и средней камеры п30^ =0,18; пн+ = 0,82.Решение. 1) При прохождении 1Р электричества из катодного
пространства в среднее мигрирует 0,82 г-иона ОН~, в обратном
направлении перейдет 0,18 г-иона Ыа+; из анодной камеры в сред¬
нюю при этом перейдет 0,82 г-иона Н+ и в обратном направлениимигрирует тг0.18 г-иона 501“ (соответственно числам переноса дляотдельных ионов).Суммарное изменение содержания компонентов в средней камере
после прохождения 1^ электричества+ 0,820Н” —0,18Ыа++ 0.82Н+ — 0,18~5042- == +0,82Н20 —0,18 у N а2504,2)	Убыль содержания Ыа2804 за 1 ч в среднем отделении8ыаг501 = ц/^==‘^ ‘ 7 = 140 г>или 1,97 г-экв Ыа2304.3)	Необходимая амперная нагрузка на электродиализатор/ = 1^=10,95 /7ч = 293 А.118.	Гексаметилендиамин Н2Ы (СН.2)в ЫН3 — исходный
продукт для получения некоторых синтетических веществ—
можно получить электрохимическим путем: катодным
восстановлением адипонитрила N=С(СН2)4С=Н в соляно¬
кислом растворе при разделении диафрагмой катодного
и анодного пространств ванны. При катодном процессе
адипонитрнл может восстанавливаться до гексаметилен-
диамина (ГМД), гексаметиленимина (ГМИ) и до амино-
капронитрила (АКН):а)	Ы=С(СН2)4СЕ=Ы + 8Н+ + 8е--> Н2Ы(СН2)вЫН2гексаметилендиаминб)	К=С(СН2)4=еСИ + 8е- -*• (СН2)вга + ЫН3гексаметилениминв)	Ы=С(СН2)4С=Ы + 4Нь + 4е--> И=С(СН2)5ЫН2аминокапронитрилИз ванны нагрузкой I = 5000 А получено за 1 ч
уэ = 29,5 л католита, содержащего 39 г/л ГМД,
32 г/л АКН, 8 г/л ГМИ и 9 г/л адипонитрила.Какая доля катодного тока затрачена на каждую из
трех перечисленных реакций? Какова степень участия
в катодном процессе адипонитрила (для упрощения
расчета не принимать во внимание возврат аминокапро-
нитрила в процесс)? Каков объем водорода, выделяемого
за 1 ч в ванне?4	Флёров В. Н.— 97 —
——.Решение. 1) Электрохимические эквиваленты компонентов реак-^гмд116гр8 • 26,8МАКН112гР~ 4 • 26,8мтпи99гР~ 8 • 26,89гми2)	Количества катодных продуктов, полученных за 1 ч в ванне:а)	^гмд = ГГМД] = 39 • 29,5 = 1150 г/ч;б)	&АКН = 1АКН] ~оь — 32- 29,5 = 944 г/ч;в)	§гми = [ГМИ] Оэ, = 8 ■ 29,5 = 236 г/ч.3)	Выходы по току для отдельных катодных продуктов:
а) для ГМДв, _6факт 1(Ю =
ьтеорб) для АКН^гмд
/т<?100 =ГМД1150: 5000 • 1 • 0,541 100 = 42,5% ;в:944’т 5000- 1 • 1,045 100 — 18>°% <’в) для ГМИВт 5000 -1-0 462 100 — 10>2%-236на4) Количество прореагировавшего адипонитрила (АН) в расчете
1 л вытекающего католитаД [АН] = [ГМД]= 39МАН^ГМД
108 . „„ 108-[АКН]МАН^АКН
108[ГМИ]МАНмгми116+ 32П2 + 8 99 =75-9 г/д'5) Степень участия адипонитрила в катодном процессе (степень
разложения)к»'Р А [АН] + [АН]6)	Выход по току для водородавтн* = 100 - (В; + в; + в;”) = Ю0 - (42,5 + 18,0 +10,2) = 29,3%.7)	Объем водорода, выделяемого в ванне за 1 ч,, пНо 5000-1.418-0,293
''н, — /т<7н2Вт ~ ЮОО-ЮОО -0,613 мз/ч.119» На приготовление католита для ванн электро¬
химического получения гексаметилендиамина (см. задачу— 98 -118) идет 10%-ная соляная кислота (пл. 1,047), являю¬
щаяся отработанным анолитом тех же ванн.Рассчитать, какую концентрацию НС1 и какой объем
должен иметь анолит, поступающий в ванну нагрузкой
I = 5000А, чтобы на выходе из ванны он содержал 10% НС1
(без учета потерь воды и НС1 на испарение), а объем
выходящего анолита должен быть достаточен для приго¬
товления католита. Необходимая скорость подачи като¬
лита в ванну 30 л/ч. Считать, что такой же объем дол¬
жен иметь и выходящий анолит (уан = уКат)- Числа пере¬
носа в НС1:/гн+ = 0,83; пс 1 = 0,17. Аноды нерастворимые.Решение. 1) Составляем анодный баланс для ванны:а)	разрядС1 — е ~2 ^2б)	перенос+ «сг-С! — пн+Н+в)	суммарный анодный баланс— С1“ + е_+ С12 + пС| _С1_ — /гн+Н+ = — пн+НС1 + С12 + е(при приведении подобных членов учитываем, что 1—яС|^ = /гн+.Согласно полученному анодному балансу при прохождении 1^
электричества в анолите произойдет убыль ян+ молей НС1.2)	Изменение за 1 ч содержания НС1 в анолите ванны составитА^НС! = ~Т “н+МнС1 = -	0,83 ■ 36,5 = - 5650 г/ч.3)	Выходящий анолит должен иметь массуёан = уан^ = 30 • 1,047 = 31,4 кг,в том числе:2нс1=31>4Ш=3>14 кг; 2Нго = (31>4-3>14) = 28>26 кг*4)	Поступающий анолит должен содержать следующее количество
НС1 и НгО:§НС1 = 2кс1-Д^НС1 = 3140 + 5650 = 8790 Г = §НгО = 2826° Г‘5)	Процентное содержание НС1 в поступающем анолитеёнп	8790[НС1]1ШЧ = «Н20 + 2НС1 = 28 260 + 8790 100 = 23.7%-Такая кислота имеет плотность йнач = 1,118 г/см3.6)	Объем поступающего анолитаЙн20 + ?нс1 28 260 + 8790 ^ ^ ^
ан~ <4ач ~ 1,118 ’
120.	При анодном окислении натриевой соли мономе-
тилового эфира адипиновой кислоты Н3СООС(СН2)4СО(Жа
образуется диметиловый эфир себациновой кислоты
Н3СООС(СН2)8СООСН3, из которого путем гидролиза
можно получить себациновую кислоту НООС(СН2)8СООН—
исходный продукт в производстве некоторых синтетиче¬
ских волокон.Рассчитать выход по току для диэфира, если за 8 ч
работы ванны нагрузкой / = 7000 А получено ^диэф= 155 кг
диэфира. Каков удельный расход электроэнергии в рас¬
чете на 1 т себациновой кислоты, если выход по веществу
при гидролизе Вв = 95%, а напряжение V на электроли¬
зере составляет 14,9 В?Суммарная реакция процесса электролиза2Н3СООС(СН2)4СОСЖа + Н20 ->-* Н3СООС(СН2)8СООСНз + №2С03 + С02 + Н2Реакция гидролиза диэфираН3С00С(СН2)8С00СН3 + Н20 н> НООС(СН3)8СООН +2СН3ОНРешение. 1) Электрохимический эквивалент диэфира
Мди9ф 230,49диэф гр 2 • 26 8	г/(д • ч).2)	Теоретическое количество диэфира, которое можно получить
с ванны за 8 ч процесса,ётеор = <7диэф/т = 4,3 ■ 7,0 • 8 = 240,5 кг.3)	Выход по току для диэфира^диэсь	155В'“^100-5ад1”"64'5У-4)	Выход себациновой кислоты из 8-часовой продукции ванныI, .	^ В. - 155 Що.95 -129,4 кг.5)	Удельный расход электроэнергии на 1 т себациновой кислоты__ /1/т 7000.14,9 - 8	п129,4 =645° КВТ'Ч/Т-121.	Рассчитать, исходя из термодинамических данных,
теоретическое напряжение разложения для процесса, про¬
текающего при электрохимическом получении МпО, из
Мп50*:Мп504 + 2Н20 Мп02 + Н25 04 | - На
- 100 -Решение. 1) Для расчета йразл воспользуемся уравнением, связы¬
вающим э. д. с. системы с изменением свободной энергии ДО приДОосновном электрохимическом процессе Сразл = —Д0=У>0„„ - У ДО =кон А-А нач .= А0Мп5О4 + 2Д0Н2О — Д0МпО2 — Д0Н2ЗО.,— ДСН2 == — 228,48-2 - 56,7 + 111,4 + 177,3 - 0 = — 53,18 ккал/моль(«конечными веществами» при расчете считаются те вещества, которые
получаются при самопроизвольном протекании процесса, в данном
случае Мп504 и Н20),53,18 1|СП
Сразл — 2 . 23,06 * и-122. Рассчитать, основываясь на термодинамических
данных, теоретическое напряжение электрохимического
разложения воды при +80° С и 1 атм:на0 -> Н2 + ~2 02Решение. 1) Изменение термодинамического потенциала Гиббса
при реакцииД 0„--АОн.о— ДОн — -д-Д0о =—56,69 ккал/моль.2) Напряжение разложения при 25° С
с _ Д0298 56,69= 1.23 В.2-23,06' '3) Напряжение разложения при температуре Тгг-г,„,+«■§;так как0ЕатА Зэ
' гР, 'Е —Е +—-А Т.сг — ьопоТ ,г *отсюда^Г==С298'Г1Р1
4) Изменение энтропии при реакцииД5_= 16,7= 5н2о-(5н2 +
115
2 ^31 у2+-1. 49,01 = — 39,0 кал/(моль • ?С).5) Напряжение разложения при + 353 К
39,0Ё353— 1,23-"2-23 060
_ 101(80 — 25) = 1,183 В.
123. Как изменится напряжение электрохимического
разложения воды при +80° С, если давление газов при
процессе (без учета парциального давления паров воды)
повысить с 1 до 10 атм?Решение. 1) Напряжение разложения при 1 атм и 80° С =
= 1,183 В (см. задачу 122).Зависимость э. д. с. кислородно-водородной системы от давления
газов выражается следующим уравнением, полученным на основании
уравнения Нернста:Е,н" =шп —фн = ЕП) | 0.0002Т . п|/2п _разл ТО2 ТО, сразл * §	^Н,—3= 1,183 + 0,0001 (273 + 80) 1§ 10^" = 1,236 В.124-. Рассчитать по термодинамическим данным теоре¬
тическое напряжение разложения водного раствора ЫаС1
при 90 С для электрохимического процесса в диафраг-
менном хлорном электролизере:N аС1 + НаО -> №ОН + ~ С1, + ~ Н2Температурный коэффициент э. д. с. для электрохи¬
мической системы Н2|ОН+С1-| С12 равен-0,0004 В/0 С.Решение. 1) Изменение энтальпии при реакцииД^298 — (Д^1\'аС1 ~ АН') + Д#НгО ~ ЫаОН + АИ”) ~- 4 Д//С1г - у А^н2 = (- 98.2 + 0,46) - 68,3 -—	(— 102,0—10,3) — 0 — 0 = —53,74 ккал/моль,где АН' и АН" — изменения энтальпии при растворении №С1
и N аОН.2) Из уравнения Гиббса — Гельмгольца находим напряжение
разложения:Езвз = _	+ Т § =	- 363 - 0,0004 = 2,185 В,где Г = 363 К.125.	Каковы значения теоретического расхода элек¬
троэнергии на 1 т едкого натра и на 1 т хлора при диа-
фрагменном способе электролиза хлорида натрия, если
теоретическое напряжение разложения Е водного раствора
ЫаС1 равно 2,18 В?Суммарная реакция процесса№С1 + Н20 —» ЫаОН + -(у С1а + ~ Н3- 102 -Решение. 1) Электрохимические эквиваленты продуктов реакции"с-1’325 ^/(А"■,'2)	Для значений теоретического расхода электроэнергии выход
по току принимается равным 100%:Е 2,18-1000ЫаОН'
^01.=^аОН	1,49Е 2,18-10001,325-= 1462 кВт • ч/т;1645 кВт-ч/т.126.	Сечение графитового анодного стержня в хлор¬
ном электролизе диафрагменного типа (до работы) равно
50x50 мм; общая длина анода 1,0 м; длина его рабочей
части 0,75 м. Нагрузка на один анодный стержень 50 А.
Удельное сопротивление графита р = 8 Ом-мм2/м.Рассчитать падение напряжения в анодах электроли¬
зера в начале и в конце рабочего цикла, считая, что
к концу периода эксплуатации ванн сечение рабочей части
анодов уменьшается на 65%.Решение. 1) Проходное сечение анодного стержня в начале экс¬
плуатации (в нерабочей части анода оно остается неизменным)51	= 50-50 = 2500 мм2.2)	Падение напряжения в нерабочей части анода
/,	„0.25ду ==//? =/р,±2500/1== 1,0-0,75 = 0,25 м,0,04 В,где 1г — длина нерабочей части анода.3)	Падение напряжения в рабочей части анода в начале эксплуа¬
тации ванны ДУ2.При расчете необходимо принимать во внимание изменение силы
тока по длине анода, которая при этом уменьшается от 50 А до 0.
Поэтому при расчете этого анодного участка принимаем среднюю
величину тока^ср	Тогда= 25-150 + 02, 0,75
2500 '= 25 А.4)	Суммарное падение напряжения в анодах в начале эксплуата¬
ции ваннАУ =0,04 + 0,06 = 0,10 В5)	Сечение рабочей части анодов в конце их эксплуатации52	= 2500-0,35 = 875 мм2.- 103 -
6)	Потери напряжения в рабочей части эксплуатировавшихся
анодовДК3 = 25. 8-^ = 0,172 В.7)	Суммарное падение напряжения в работавших анодахДУ" = ДУг + ДК3 = 0,04 + 0,172 = 0,212 В.127.	Диафрагменный хлорный электролизер с графи¬
товыми анодами начальной толщиной 8х = 50мм работает
при анодной плотности тока Оа = 1000 А/м2 с выходом по
току для щелочи Вт = 96%. Выходящие щелока содержат
[№ОН]=130 г/л и [Ыа2С03] = 0,25 г/л. В высушенном
хлор-газе находится хлора рС12 = 97,0 об.% и двуокиси
углерода рсо2 = 0,90 об.%. Высота рабочей части анодов
/а = 90 см (аноды работают двусторонне). Удельное сопро¬
тивление анодов при рабочей температуре электролиза
ра = 8,0 Ом-мм2/м (условно считаем неизменным в период
работы); плотность материала анодов с1а = 1,9 г/см3. Элек¬
трохимическое окисление графитовых анодов составляет
Р» = 40% от их общего разрушения (электрохимического
и механического). Начальное межэлектродное расстояние
/1=12 мм. Эксплуатация ванны должна быть прекращена
при достижении толщины анодов в их рабочей части
б2= 15 мм. Удельная электропроводность электролита
(средняя) при температуре процесса х = 0,60 Ом-1-см-1.
Газонаполнение раствора в начале тура работы электро¬
лизера Гг = 20%, в конце тура работы Г2 = Ю%. На¬
пряжение на ванне в начале тура работы электролизера
Уг = 3,42 В.Рассчитать: а) напряжение на ванне в конце тура ее
работы; б) длительность тура работы ванны; в) средний
удельный расход электроэнергии на 1 т 100%-ного ЫаОН;г)	перерасход электроэнергии на 1 т ЫаОН в ваннах с гра¬
фитовыми анодами (с заданными условиями) по сравнению
с ваннами, имеющими аноды неизменной формы (окисно-
рутениево-титановые), если напряжение на ваннах послед¬
него вида постоянно в период эксплуатации и равно У=
= 3,42 В, а выход по току по щелочи Вг = 97,5%.Решение. 1) Повышение напряжения на ванне за тур ее работы
равно сумме увеличений омических потерь напряжения в электро¬
лите (с учетом увеличения межэлектродного расстояния и понижения
газонаполнения раствора) и в теле анодов (вследствие уменьшения
их проходного сечения):Д1/в = ДИэ + Д1/а.- 104 —Увеличение омических потерь напряжения в раствореД1'7э= ~ Д (кК),ле ^_коэффициент газонаполнения. Для расчета коэффициента
газонаполнения используем формулу Машовца [14]:1КДля начала тура работы
КгДля конца тура работы
К* =1-1,78-0,2 + 0,221.46.-=1,20,1 _ 1,78 - 0,1 +0,12
^=1,2. 1,46 = 1,75.Межэлектродное расстояние в конце тура работы,г=/1 + ^2=12 + ®^ = 29,5 мм;
г2К2=2,95-1,20 = 3,54;ДК9 = -^ (3,54—1,75)=0,298В.2)	Найдем увеличение падения напряжения в теле анодов^за тур
работы электролизера. Сила тока, проходящая через одиночный анод,/=2Сагаа,где а —ширина анода (2 — коэффициент, учитывающий двухсторон¬
нюю работу анодов).Падение напряжения в анодах:1О У°пргде 5™ — проходное сечение анодов, равное 5пр = ба (ток по длине
анода меняется от полной величины до нуля, поэтому в расчете при¬
нимаем его половинное значение). Подставим:У а — 2 Р'1/а = АЛаР — 6ДКа = Оар|=0,10-8,0.10-^90г= 0,185 В.		 5,0-1,53)	Напряжение на ванне в конце тура работыКа[= Кх +ДУ'Э +ДКа = 3,42 + 0,298 + 0,185 = 3,903 В.4)	Средний удельный расход электроэнергии на 1 т МаОН
Уср	Ух + У2 _ (3,42 + 3,903) 1000 _2.1,49-0,96= 2560 кВт • ч/т.— 105 -№
5) Средняя экономия электроэнергии на 1 т ЫаОН в ваннах
с окисно-рутениево-титановыми анодами3,42 + 3,903 3,42 \ 1000№1-(щ1000|_\ т /гр \“т/орт^ ^ЫаОН3,42 \ 1000	2060^75^ М9 = 206 кВт'ч/т> или 2560 100 =8’05%'2 ■ 0,966)	Электрохимическое сгорание графита происходит	при двух
суммарных процессах:2НаО + С -> 2Н2 + С02	(а)2ЫаС1 + С + ЗН20 -> Ыа2С0з + ЗН2 + С12	(б)Выход по току для реакции (б)оЫа.со [^а2С03] ?маон п/ 0,25-149~^>ОН| ^ = ЩЛЖ!Э6,0 = 0,417о/о.7)	Выход по току для хлораВ^'2 = В; + у ВтЫа2СОз = 96,0 + 1 0,417 = 96,14%.8)	Выход по току для реакции (а)т 2РсО п 2 ’ °>90
Вт = Вт = -дтдГ ’ 96’14= 1’785%-9)	Скорость электрохимического окисления анодного веществае'а = ?6В?°4 + ?сВтМа2С°3 =0,112 - 0,01785 + 0,0747 - 0,00402 == 0,0023 г/(А • ч).= 2,3 г/(кА ■ ч).10)	Скорость разрушения анодов8а 2,3^ = 7;7 = мо=5’75 г/(кА-4)-11)	Найдем длительность тура работы электролизера. Количество
разрушенного анодного вещества за весь тур работы^ = 65<4,[а ра:б = /т^а. Следовательноя	6Х —62где о = —^—- — глубина разрушения анода с одной стороны. Но/т^а = 65йа; Ват^а =» — 2Отсюда-М^+э.ЮОО
Т = Оа8а = 0,10 - 5,75 = 5780 ч, или 241 день.128. В качестве электролита в ваннах для электрс
лнза воды использованы: а) 17%-ный раствор ЫаОН,- 106 —б) 27%-ный раствор КОН. Электродная плотность тока
2000 А/м2. Межэлектродное расстояние 5 мм. Газонапол-
нение электролита 20%. Температура процесса +80°С.Каково падение напряжения в электролите ванны (не
учитывается некоторое увеличение сопротивления за счет
наличия диафрагмы в межэлектродном пространстве)?Удельные электропроводности при +80° С: для раст¬вора ЫаОН х1=1,0 Ом
= 1,28 Ом-1 • см '■ см-для раствора КОН х2-1Решение. 1) Определяем увеличение сопротивления электролита
за счет газонаполнения. Расчет поправочного коэффициента сопро¬
тивления раствора проводим по формуле Машовца [14]:1к-1 — 1,78 Г + П-1,78-0,2 + 0,22= 1,46,где Г —степень газонаполнения раствора.2) Падение напряжения в натриевом электролитеК I I К1 2000 1.46-0.5Д	’-.1щ 5~5'~и1 10 000 1,03) Падение напряжения в калиевом электролите= 0,146 В.■■ 0.21,46-0,5; 0,114 В.х2 ' 1,2812®. Между двумя последовательно соединенными
хлорными ваннами диафрагменного типа (рис. 1), рабо¬
тающими под нагрузкой /в = 25 000 А при среднем напря-+(№</)-
_ ГБТЛПЛI ОПТ. Г. Л.	IV•]у-КуРис. 1. Схема распределения тока утечки между
соседними последовательными ваннамижении на ванну 1/„ = 3,5 В, сопротивление электролита
в рассоло- и щелокопроводах составляет == 0,10 Ом.
Рассчитать снижение среднего выхода по току ДВТ на эти
две ванны за счет утечек тока между ваннами.Решение. Ток утечки /у вызван прохождением тока по парал¬
лельному сопротивлению утечки между электродами I—III (/у),— 107 —
II—IV (/;) и I—IV (1у). Учитывая, что электроды поляризованы
значительно большим основным током, можно пренебречь измене¬
нием электродной поляризации под действием токов утечки. Пре¬
небрежем также и сопротивлением электролита внутри ванн, которое
во много раз меньше сопротивления утечки. Тогда величины токов
утечки между отдельными электродами будут определяться полностью
сопротивлением утечки и разностью потенциалов между электродами.
Ток утечки между электродами I и III:/у—яГ"=оХ = 35 А(потенциалы электродов III и II одинаковы,)Этот ток приведет к выделению хлора на аноде I и ионизации
хлора на электроде III (вернее, компенсации на нем части анодного
тока). Конечных продуктов эта часть токов утечки в системе I—III
не даст; полезные продукты от этого гока утечки будут получены
только на электродах I и IV, т. е. на половине электродов цепи.
Ток утечки между электродами II и IV:У П	IV 3,5г = -^ = оТ=35А-Прохождение этого тока утечки связано с выделением водорода на
катоде IV и ионизацией водорода на электроде II (вернее, с компен¬
сацией на нем части катодного тока). Выход конечных продуктов —■
эта часть токов утечки даст тоже только на электродах I и IV.Ток утечки между электродами I и IV:^1—IV 7>° ™ ,У Ну 0,1Этот ток утечки является также частично производительным, при¬
водя к выделению хлора на аноде I и водорода на катоде IV.Как мы видели, все рассмотренные виды токов утечки дают по¬
лезные продукты, но только на половине электродов цепи. Поэтому
прямой потерей для электрохимического процесса будет половина
всех токов утечки. Тогда!(';+';+'») 1(35 + 35 + 70)я»,-	7-	100-	25055	100 - 0,28%.При серии (ряде) последовательных ванн распределение токов
утечки между электродами отдельных ванн будет довольно сложным.
Рассмотрим только более простой случай—токи утечки между край¬
ними ваннами ряда из п ванн, где п > 2 (рис. 2). Пусть напряже¬
ние на одной ванне Ув, сопротивление утечки /?у.Общий ток на серии /с.В этом случае к токам утечки /^щ, /ц—IV и ^1—IV'(я —1) Кв.	(л-О^в. ,	пУвТГу ’ '"-1У= Яу - '1-1У = ^добавится ток утечки /ц_ц1:(п-2) УвКу- 108 -Токи /,_]]], /ц	IV и /1_1 V Дают конечные продукты в одной издвух рассмотренных ванн (вернее, на половине их электродов), те¬
ряясь полностью для всех остальных ванн ряда. Тогда ^производи-п — 1 _тельная доля этих токов утечки будет составлять —-—. 1ок утечки
/ ш приводит к ионизации водорода на электроде II и хлора на
электроде III (вернее, компенсации части общего гока ванны). Этот
ток утечки поэтому как бы расходует электродные продукты однойРис. 2. Схема распределения тока утечки между крайними
ваннами последовательного ряда электролизеровванны, через которую протекает такой ток. На обеих конечных элек¬
тродах ванн этот ток, кроме того, дает полезные продукты. Как
можно видеть, в целом во всех п ваннах ряда ток утечки /ц_П1будет непроизводительным.Снижение выхода по току на серии за счет токов утечки между
ее крайними ваннами составляет— (71_Ш + Л1-1У + /1-1У) + /11-111ДВТ = —		т	 10°-* С130= В диафрагменном хлорном электролизере с гра¬
фитовыми анодами, токовой нагрузкой /=25 кА парал¬
лельно протекают следующие суммарные процессы, каж¬
дому из которых соответствует определенный выход по току:а)	ЫаС1 + Н20 -»■ К'аОН + у Н2+ у С12б)	№С1 + ЗН20-> №СЮ3-]-ЗН2в) 01-анодСЮ'катодСГ (+ утечки тока)г) Н20->Н2 + у 02В' =96,5%
В” =0,35%
В”1 = 0,32%
В'у =0,13%ВУХ =2,25%
В^1 =0,45%д)	2Н20+С -> 2Н2 + С02е)	2ЫаС1 + С + ЗН20 -> Ыа2С03 + ЗН2 + С12Выходящие щелока содержат щелочи [ЫаОН]= 135 г/л,
поваренной соли [ЫаС1]щ = 181 г/л и имеют плотность
— 1,22 г/см3.— 109 —
В поступающем рассоле [№С1]Р=315 г/л; плотность рас¬
сола ^р= 1,20 г/см3; теплоемкость ср = 0,787 ккал/кг-°С.
Влажный хлор-газ, выходящий из ванны, содержит
на 1 кг С12 Ьн2о = 0,571 кг паров воды [15]; в катодном
газе на 1 кг Н2 содержится 6н2о = 20,1 кг паров воды.
Теплосодержание паров воды в электролизных газах I =
= 635 ккал/кг. Ванна работает при 1В =+95° С; отходя¬
щие газы имеют температуру /Г = 90°С. Потери тепла
корпусом ванны составляют р = 5% от общего расхода
тепла ванной в процессе электролиза. Ванна работает под
напряжением У = 3,70 В. Рассчитать необходимую темпе¬
ратуру рассола, подаваемого в электролизер.Решение. В мощных хлорных электролизерах диафрагменного
типа поддержание оптимального (технологического) теплового режима
процесса электролиза достигается подбором нужного количества
тепла, вносимого с рассолом, т. е. подбором его температуры. Это и
является конечной целью расчета теплового баланса ванны. Для
нахождения этого параметра сначала рассчитывают все расходные
статьи теплового баланса электролизера, затем все приходные статьи
баланса, кроме прихода тепла с рассолом. Последнюю величину на¬
ходят по разности и по ней уже рассчитывают нужную температуру
рассола.1)	Изменение энтальпии при электродных реакциях:а)	ДЯ1 = (ДЯЫаС| + ДЯ^аС1) + ДЯН20 —(ДЯЫаОН + ДЯ^аОН) ——	I ДЯНа - 1 ДЯС11 = (-98,2 + 0,46) + (—68,32)—(—102,0-10,3)-—	0 — 0 = —53,76 ккал, где Д#^ —изменение энтальпии при раство¬
рении твердого соединения;б)	ДЯп=(ДЯМаС1+ДЯ^аС1)+ЗДЯН20—(Д#маС1о5+ДЯ^аСЮ )——	ЗДЯНг = (—98,23 + 0,48) + 3 (—68,32) — (—85,73 + 5,3) — 0 =
= —222,28 ккал;в)	ДЯш=0;'Н20~“"Н,-у “"О,Д) ДЯУ = 2ДЯНг0 + ДЯС - 2ДЯНг - ДЯСОг = 2 (-68,32) + 0 - 0 -—	(—94,05) = —42,59 ккал;е) ДЯ' 1 = 2 (ДЯЫаС1 + ДЯ^аС1) + ДЯс + 3 • ДЯНа0 — (Д#кагсо3+
+ дяМа,со3) - зд#н, - ДЯС1, = 2 (-98,23+0,48) + 0 + 3 (-68,32) -—	(—270,3—5,5) — 0 — 0 = —124,66 ккал(расчеты проведены без учета температурного коэффициента энталь¬
пии).2)	Тепловое напряжение разложения при электродных реакциях:
_ч ДЯ1 53,76а) ^ = ~1?7 = 'Г2зЖ = 2’ЗЗВ:
три- АЯ" _ 222-28 _1 61 к-} Т	г/ч ~ 6 • 23,06 ’ ’г) ДЯ1У = ДЯН 0 — ДЯН — ~^г ДЯ0 =—68,32 ккал;— 110 —в) еттп=°;г) ЕIV .ДЯIV68,32
: 2 • 23,061,48 В;гРдЯу _ 42,59 0 4б2 в			м	Г\п	»2рг: 4 • 23,06
124,66гР т0,90 В,3)	Джоулево тепло, выделяемое в ванне за час:с$ж=0,860/т (к - г ■ в' - 5Т’1 в ” - г ’11 в ’11 - е ' ув'у - ну ву -
-ЕУ'вУ1) =0,860 • 25 000 (3,70-2,33 • 0,965-1,61 • 0,0035 —— 0— 1,48 - 0,0013-0,462 • 0,0225-0,90 ■ 0,0045) = 30 700 ккал/ч.4)	Находим количество хлора, получаемое в ванне за час. Выход
по току для хлора (см. задачу 100)В^1* = В’+-|- ву! = 96,5 +-^- 0,45 = 96,65%.ОтсюдагС11 = /т<7а>В?‘ = 25. 1 • 1,325-0,9665 = 32,05 кг.5)	Часовое количество получаемого №ОН&ЫаОН = ^Т(?ЫаОНВт = 2^ ■ 1 ■ 1,49 - 0,965 = 36,0 кг.6)	Выход по току для водородав«2=в‘+в”+в^у+ву+ву' == 96,5 + 0,35 + 0,13 + 2,25 + 0,45 = 99,67)	Количество водорода, получаемое за час с электролизера,8н2 = /т(?ИгВ“! = 25 000 - 1 • 0,0376 ■ 0,9968 = 936 г.8)	Количество щелоков, получаемое за час,^Ыаон _ 36 000 ОС7
0щ~"[ЫаОН] 135 -267 л'9)	Расход ЫаС1 за час работы ванныД^ЫаС1 = ^т (^ЫаС1Вт + (7ЫаС1Вт1 + ?ЫаС1Вт ') == 25-1 (2,18 - 0,965 + 0,364 • 0,0035 + 0,728 - 0,0045) = 52,8 кг/ч.10)	Количество ЫаС1 в выходящих щелоках&ЫаС1 = [МзСПщ Ущ=181 -267 = 48 300 г/ч = 48,3 кг/ч.11)	Объем поступающего рассолаД?ЫаС1 + ^ЫаС1 52,8 + 48,3ур =	[й5сЩ	л/4-- 111 -
12)	Определяем теплоемкость щелоков. При концентрации рас¬
твора выше 20% его теплоемкость с допустимой точностью может
быть рассчитана по уравнениюс = (РА + Ргс2 + • • • + Р1С$,где ри. р2, ..., р; —долевое содержание компонентов в растворе; с,,
с2, .. • , с,- — их теплоемкости.В щелоках:_[МаОН] 135
Ры.он	г^~=1220 = 0'1105:„ ..[№С1]Ш 181 „ ,Рк'аС|	^Г~ = Т220 = 0’1485;?Н20 = 1 >° - (°.1105 + 0,1485) = 0,741(содержанием других компонентов в растворе пренебрегаем),сш — сЫаОнРЫаОН + сЫаС1РыаС1 + сИг0Рн20 == 0,48 ■ 0,1105-(-0,20 ■ 0,1485-)- 1,0 • 0,741 =0,824 ккал/кг ■ град.13)	Количество паров воды, уходящее за час с газами,
«'п^НзОгсь + ^о^н^0.5?! .32,05 + 20,1 .0,936 = 37,1 кг.14)	Потери тепла электролизером за час:а)	со щелокамиС}1Т =	= 267 . 1,22 • 0,824 . 95 = 25 500 ккал;б)	с хлоромОт ”^С12^С12^г “ 32,05 • 0,114 ■ 90 = 328 ккал;в)	с водородомОт* =^н2сн2^г = 0,936 ■ 3,4! -90 = 287 ккал;г)	с парами водыОт =йгс1=37,1 -635 = 23 500 ккал.15)	Общие потери тепла электролизером за часл(п)_«г+<31г + <3,гП + С,гУ			=25 500 + 328 + 287 + 23 500 	•	одд-	= 52 300 ккал.16)	Приход тепла с рассолом0т=0{т}-ОТ = 52 ЭОО —30 700 = 21 600 ккал.17)	Необходимая температура поступающего рассола<ЭТ	21 60032ЬТ^0^87 ==71,3°С
__ 112 -Тепловой баланс электролизераПриход теплаРасход теплаСоставляющаяМкал/ч%СоставляющаяМкал/ч%Джоулево тепло30,758,7Тепло со щело¬Тепло с рассо¬ками 	25,548,9лом 	21,64.1,3Тепло с хлором0,3280,65Тепло с водоро¬дом 	0,2870,55Тепло с парамиводы	23,544,9Потери тепла кор¬пусом ванны ....2,625,0Общий приход . .52,3100Общий расход . . .52,3100131.	Хлорный электролизер ртутного типа с графито¬
выми анодами работает под токовой нагрузкой / = 30 кА
при температуре электролиза /Э = 78°С с напряжением
на ванне У = 4,30 В. Поступающая ртуть с температурой
(н§ = 98° С содержит рЫа=0,01 вес. % Ыа; выходящая
из электролизера амальгама содержит металлического
натрия Р™ = 0,30%. Теплоемкость поступающей ртути
Сн§ = 0,0329 ккал/кг • °С; амальгамы сам=0,0335 ккал/кг • °С.
Энтальпия полного разложения амальгамы натрия в 50%-
ном растворе ЫаОН ДЯ1 = —19,2 ккал/г-атом Ыа [16].Электролизер питается рассолом с содержанием хло¬
рида натрия [№С1]р = 310 г/л (плотность рассола с1р =
= 1,195 г/см2; теплоемкость ср — 0,785 ккал/кг -°С). Выхо¬
дящий анолит содержит [ЫаС1]ан = 260 г/л (плотность
анолита 4ш=Ы65г/л; теплоемкостьсан=0,810ккал/кг -°С).
Степень разложения соли /Срязл — 18,0%. Влажный хлор-
газ, отходящий при /Г = 73°С, содержит на 1 кг С12
ЪНго == 133 г паров воды теплосодержанием г = 628 ккал/кг.
Теплоемкость сухого хлора сс\г = 0,114 ккал/кг •0 С. Тепло-
потери корпусом электролизера в окружающую среду
составляют р — 3,0% от общего расхода тепла.В электролизере протекают следующие суммарные
процессы с соответствующими выходами по току:а)	№С1 + лН§ -> №Н§/г + ^ С1, (газ)	В* «= 95,9%б)	№С1 + яН§ -> ЫаНёя + -к С12 (анолит)	В’1 = 1,90%- 113 —
в)	2Н20 + Сн> 2Н2 + С0а	В*11 = 0,50%г)	НС1 -> ~ Н2 + ~ С1,	В*у = 0,10%д)	С1-5нодс12 (раствор) *^-т^.СГ	Ву =1,60%Рассчитать температуру подаваемого рассола, необхо¬
димую для поддержания теплового режима электролизера.Решение. 1) Выходы по току:а)	для хлораВ^'г = В|+В^'= 95,9+ 0,1 =96,0%;б)	для натрия в амальгамеВтМа = В^ + В^1 = 95,9 + 1,9 = 97,8%.2)	Количество получающихся за час:а)	хлора= /т(7с12В^2 = 30 • 1 ■ 1,325 • 0,96 = 38,2 кг;б)	натрия= /т9маВ*а = 30 • 1 • 0,858 • 0,978 = 25,2 кг.3)	Количество ртути, проходящей через электролизер за час,
^а[100-(/Са-Рыа)] 25,2 [100-(0,30-0,01)] ^ кг8Не	Р?Га-РЫа	0,30-0,014)	Количество водяных паров, уносимых хлором за час,ёп ~^н20^С12 — 6,133 • 38,2 = 5,08 кг.5)	Расход ИаС1 за час работы электролизера:Л^аС! = /^аС1В?а = 30 • 1 • 2,16 • 0,978 = 63,5 кг,6)	Количество ЫаС1 в анолите, выходящем с ванны за час,АЯыаС1 к*“.С, + Д*ЫасГ РаЗЛ:^асО-^раэл) 63,5(1-0,18)^аС1“ “^ _ 0,187)	Объем анолита, выходящего из ванны за час,289Уан= [1М аС1 ] ан = 260 = 1,11 м3'' 8) Объем рассола, подаваемого в ванну за час,ЙГаС1 + Д^аС1 289 + 63,5ДОаС1]р	310— 114 -= 1,135 м3.9) Энтальпию образования амальгамы натрия находим из срав¬
нения изменений энтальпии при реакциях с водой металлического
натрия и амальгамы натрия:КаН6„ + Н20-^Ыа0Н + у Н. + пНе+Д//!
N3 + Н20 —NаОН Н2 + ДЯ2(1)(2)Для второй реакции:ДЯг = Д#Ма0Н + А^ИаОН — Д^Н20 ==—102,0— 13,4 — (—68,32) = —47,08 ккал,где ДЯ{^аОН —энтальпия растворения ЫаОН.Отсюда энтальпия образования амальгамы натрия
ДЯам = ДЯ2 — ДЯХ = —47,08 —(—19,2) = —27,88 ккал/г-атом Ыа,10)	Изменение энтальпий при электрохимических процессаха)	ДЯ1 = (ДНша + ДН'ша) - ДЯая = (-98,2+0,46) - (-27,88)=
= — 69,86 ккал/г-атом Ыа;б)	для реакции (б) примем изменение энтальпии с некоторым
приближением:дя’^дя1;в)	ДЯ и 1 = 2ДЯНг0 - ДЯШ2 = 2 (—68,32) — (—94,05) == —42,59 ккал/г-атом С;г)	ДЯ1У=Д#НС1+АЯ^С1=—22,06—17,0 = —39,06 ккал/моль НС1.д)	ДЯу=0.11)	Тепловые напряжения разложения при электрохимических
процессах:ДЯ' 69’8(\ = 3,03 В;„л р 1	—.&>^Т- грт-\Е^ = 3,03 В;б)	е1т1в)	Е™ =г)	Е\У =-ДЯIIIгРтДЯ1У42,59
= 4-23,06
39,06= 0,462 В;гР т1 • 23,06= 1,69 В;д) Е]. = 0,0 В.12) Джоулево тепло, выделяемое за час в электролизере,СЯГ = 0,860/т (V -Е1 В1 -Т тНпП.-5УВ.-4пв'п--4Вт)= 0,860 • 30 000 • 1 (4,30 — 3,03 • 0,959 — 3,03 • 0,019 — 0,462 ■ 0,0050 —
-1,69-0,001-0) ==34 400 ккал.13)	Тепло, приходящее за час с ртутью,<2^ =сн„ян^н„ = 0,0329 ■ 8650 -98 = 27 900 ккал.14)	Потери тепла с амальгамой=сам	^ = 0,0335 (8650 + 25,2) 78 = 22 700 ккал/ч.- 115 —
15)	Потери тепла с анолитом<?>У =са„ (уа„<2ан) = 0,810 (1110 1,165)78 = 81 500 ккал/ч.16)	Потери тепла с хлоромС?^. = сС12ёгС13^г = 0,114 • 38,2 • 73 = 318 ккал/ч.17)	Потери тепла с водяными парами0. т !==г'Яп = 628 • 5,08 = 3190 ккал/ч.18)	Суммарные потери тепла электролизеромпЫ)	+ Фг'Ь<2г1цт =	_	== 22 700+ 81^500+318+ 3190 _ ш ^ ^19)	Приход тепла с рассолом(^ ) = 111 000 — (34 400 + 27 900) = 48 700 ккал/ч.20)	Необходимая температура поступающего рассолаОт	48 700/ 	 1					4^ 7° Ср—ср (г)рйр) —0,785 (1135 • 1,195) ’Тепловой баланс электролизераПриход теплаРасход теплэСоставляющаяМкал/ч%СоставляющэяМкал/ч%Джоулево тепло
Тепло с рассолом
Тепло с ртутью34,448,727,931.0
43,925.1Тепло с анолитом
Тепло с амальга¬
мой 	Тепло с хлором
Уносимые парыводы	Потери тепла кор¬
пусом ванны 	81,522,70,3183,193,3073,420,470,292,872,97Общий приход111,0100Общий расход111,0100132.	Ртутный хлорный электролизер токовой нагруз¬
кой / = 100 кА работает с выходом по току по натрию
в амальгаме В.г = 97,0% при содержании натрия в посту¬
пающей ртути Рш = 0,01 вес. % (теплоемкость амальгамы
сн§ = 0,0329 ккал/кг) и в выходящей амальгаме = 0,40%— 116 -(теплоемкость сам = 0,0335 ккал/кг; теплота образования
амальгамы АЯам = — 27,9 ккал/г-атом Ыа). Температура
электролиза /9 = +78°С. Образующаяся амальгама посту¬
пает в разлагатель горизонтального типа, в котором
получаются щелока с содержанием едкого натра [ЫаОН] =
= 700 г/л (йщ= 1,495 г/см3; энтальпия растворения К]аОН
Д#ыаон = —13,4 ккал/кг; теплоемкость твердого №ОН
сыаон = 0,48 ккал/кг • °С) при температуре процесса (р =
= +98° С.Получающийся в разлагателе влажный водород, выхо¬
дящий из аппарата при = 88° С, содержит на 1 кг Н,
5Н2о=15,9 кг паров воды с теплосодержанием г =
= 634 ккал/кг. Теплоемкость сухого водорода Сн2 =
= 3,41 ккал/кг. Температура подающегося в ванну кон¬
денсата /к = + 40° С.Сколько тепла должно отводиться от разлагателя
путем теплопотерь его корпусом? Какую долю это состав¬
ляет от общих теплопотерь?Решение. 1) Количество металлического натрия, получающегося
в виде амальгамы в электролизере за час,Вт = авт = 100 ■ 1 • 0,858 . 0,97 = 83,2 кг.2)	Количество ртути, проходящей через ванну за час,
ёыАт-(Рш-Р^)] вз.2 [100 —(0,40 —0,01)]Янг0,40 — 0,01= 21 200 кг.3)	Количество Н2, получающегося в разлагателе за час,8 =	= 100 ■ 1 • 0,0376 ■ 0,97 = 3,64 кг.4)	Количество водяных паров, уносимых с водородом за час,^н2о==^нгоЯнг== ' 3,64 = 57,9 кг.5)	Количество ЫаОН, получаемое в разлагателе за час,М§ЫаОН—^N3 дЫаОНN340= 83,2 23= 144,5 кг6)	Количество воды, расходуемой на получение ИаОН за час,М§Н20~ ?Ыа дН20Ыа18= 83,2 23 = 65,0 кг.7)	Процентное содержание КаОН в щелоках
Рыаонщ-	117 -
8)	Общее количество щелоков, получаемое с разлагателя за час,^аон 144>5 оппёщ=	= л-.ео =309 кг.РЫаОН °-4689)	Теплоемкость щелоков рассчитываем по формулесщ = с№0н/,ка0н+сн20рн20=== 0,48 • 0,468+1,0 • 0,532 = 0,757 ккал/кг.10)	Количество воды в щелокахЯн:0 = 2щРн20 = 3°9 ■ 0,532= 164,2 кг.11)	Количество конденсата, которое нужно подавать в разла-
гатель за час,Ян2о = ё'н2о + ён20 + Ви'о = 57,9 + 65,0 + 164,2 = 287,1 кг,12)	Приход тепла с конденсатом= ск§н2о^к = 1,0- 287,1 ■ 40 = 11 500 ккал/ч.13)	Приход тепла с амальгамой<21т =сам (§не + ^Ыа) = 0,0335 (21 200 + 83,2)78 = 55 600 ккал/ч.14)	Изменение энтальпии при химической реакцииМаН^ + НгО ЫаОН ~\~~2 Н2 + яН§-|-А//Д^хнм — (Д^^аОН + А^МаОн) ~ ы ~ А^Н20 —= (—102,0—13,4) —(—27,9) — (—68,32) =—19,2 ккал/г-атом Ыа19	200 я,, , м
или 		^— = —835 ккал/кг Иа.15)	Приход тепла при химической реакции<2*™ = _ДЯммёгЫа = 835 • 83,2 = 69 500 ккал/ч.16)	Расход тепла с ртутьюф”1 =сНе§и^р = 0,0329 • 21 200-98 = 68 300 ккал/ч.17)	Расход тепла со щелокамио!У =с в I =0,757 - 309 - 98 = 22 900 ккал/ч.^7	щбщ р ’	118)	Расход тепла с водородом(2^ = сндн^г = 3,41 .3,64-88=1090 ккал/ч.19)	Расход тепла с парами воды(З^1 = ^^0 = 634 • 57,9 = 36 700 ккал/ч.20)	Общий приход тепла<3<") = 0,\ + (}” + (}*им = 11 500 + 55 600 + 69 500 = 136600 ккал/ч.— 118 —21)	Расход тепла без теплопотерь корпусом разлагателя<)Ю=С11тп+<1]У	== 68 300 + 22 900 + 1090 + 36 700 «а 129 000 ккал/ч.22)	Теплопотери тепла корпусом разлагателя<2<*> =<$>—<$?> = 136 600-129 000 = 7600 ккал/ч.Тепловой баланс разлагателяПриход теплаРасход теплаСоставляющаяМкал/ч%СоставляющаяМкал/ч%Тепло с конденсатом11,58,4Тепло с щелоками. .22,916,8Тепло с амальгамой
Тепло химической55,640,7Тепло с ртутью . . .68,350,0реакции 	69,550,9Тепло с водородом . .
Тепло с парами воды
Тепло с корпусом1,0936,77,60,826,85,6Общий приход . . .136,6100Общий расход. . . .136,6100После грасчета подобного типа проводится расчет воз¬
можных теплопотерь корпусом разлагателя. При невоз¬
можности отвести расчетное количество тепла, необходимо
идти на некоторое изменение технологической темпера¬
туры процесса разложения амальгамы (или, реже, темпе¬
ратуры конденсата).133- Рабочее напряжение на ванне при получении
персульфата аммония равно 5,0 В. Сила тока равна 1000 А.
Выход по току для персульфата 82% (считать, что 18%
тока — Вт — тратится на разложение воды); температура
процесса + 20° С (такой же считать и температуру окру¬
жающей среды).Рассчитать часовой расход охлаждающей воды на ванну
для компенсации выделяющегося джоулева тепла, если
начальная температура воды + 10° С, а конечная +15° С.Решение. 1) Суммарные реакции электрохимических процессов
в ванне:а)	(ЫН4)2504 + Н2504-> (ЫН4)-.5208 + Н2
2)	Изменение энтальпии при электрохимических реакциях:а)	ДН1 = (Д#(ын,ьзо4 + АН') + (д//н2504 + АН") —-	(Д'^ Н4)2 3,0. + АН"') ~ Д#Н, = (-281,9+ 1,5) + (-193,9 - 17,0)-—	(—396,4 + 8,6) —0 =—103,5 ккал,где ДЯ', ДЯ" и ДЯ'" — соответственно изменение энтальпии при рас¬
творении (ЫН4)2504, Н2304 и (ЫН4)2520„;б)	ДЯ2 = ДЯНг0 — ДЯНз— *“ ДЯ0г = —68,3 ккал.3)	Тепловые напряжения разложения при реакциях:Е'г = 1ГЖ®-=2-25в:^-2-Цб"''48в-4)	Джоулево тепло, выделяющееся за 1 ч в ванне,<2Г = 0,860/т (V -Е'ТЩ-Е^В;) == 0,860- 1000-1 (5,0 — 2,25 ■ 0,82 — 1,48 ■ 0,18) =2480 ккал/ч.5)	Часовой расход охлаждающей воды на ваннуОт	2480т==сД7 = 1 (15-10) 1000 = 0,496 М:5/''-ЗАДАЧИ134.	Для расчета ожидаемого значения выхода по
току для щелочи при диафрагменном способе электролиза
раствора ЫаС1 с непроточным электролитом можно исполь¬
зовать ориентировочную формулу Ферстера и Йорре [17]:Вт =илиВт =‘он-1 +100%,где «он-— число переноса ионов ОН- в растворе ЫаОН;
уп и х2 — удельные электропроводности ЫаС1 и ЫаОН в их
смешанном растворе; аг и а2 — степени диссоциации ЫаС!
и ЫаОН; С1 и С2 — концентрации ЫаС1 и ЫаОН в щело¬
ках, вытекающих из ванны; Ко и Ко — эквивалентные
электропроводности ЫаС1 и ЫаОН при бесконечном раз¬
бавлении.Рассчитать, при какой концентрации ЫаОН в выте¬
кающих щелоках ванна будет иметь выход по току, рав¬- 120 -ный 60%, если суммарная концентрация ЫаС1 и ЫаОН
в электролите составляет 5,0 г-экв/л, а температура про¬
цесса равна +85° С: ^ = 276; = 530; «он-= 0,80.
Принять, что ахяаа2.135.	Диафрагменная хлорная ванна нагрузкой 20 кА
работает с выходами по току для Н2 около 99%, для С12
и ЫаОН в среднем 95%. Вытекающие из ванны щелока
содержат около 140 г/л ЫаОН.Какова часовая производительность ванны по Н2 и С12
(по приведенному объему и массе) и по ЫаОН? Какой объем
щелоков вытекает за 1 ч из ванны? Напишите реакцию основ¬
ного электрохимического процесса в ванне.136.	Исходный рассол, поступающий в диафрагменный
хлорный электролизер, содержит 315 г/л ЫаС1. Концентра¬
ция ЫаОН в щелоках, вытекающих из ванны, около 140 т/л.Рассчитать: а) концентрацию ЫаС1 в вытекающих щело¬
ках; б) степень разложения поваренной соли; в) относитель¬
ный объем щелоков (по отношению к объему рассола).Для расчета содержания ЫаС1 в щелоках использовать
эмпирическое уравнение, учитывающее расход воды на
электролиз, образование ЫаОН, испарение, а также изме¬
нение плотности раствора при превращении ЫаС1 в ЫаОН
[18] (уравнение составлено для температуры электролиза
+90° С):С1 = С2—1,065С3,где Сх и Сг — содержание ЫаС1 в щелоках и рассоле, г/л;
С3 — концентрация ЫаОН в щелоках, г/л.137.	Диафрагменный хлорный электролизер, предна¬
значенный для получения едкого кали, работает при на¬
грузке 10 кА и среднем выходе по току 92%. Содержание
КОН в вытекающих щелоках составляет около 180 г/л.Какова должна быть скорость вытекания щелоков из
электролизера?133.	Каков удельный расход электроэнергии на 1 т
100%-ного ЫаОН и на 1 т хлора, производимых в диафраг¬
менном хлорном электролизере, если выход по току для
обоих продуктов равен 95%, а среднее напряжение на ванне
составляет 3,40 В?139. Рассчитать Сан — концентрацию ЫаС1 в анолите
диафрагменного хлорного электролизера, если содержание
ЫаС1 в исходном рассоле Сх = 310 г/л, а концентрация
ЫаОН в электролитических щелоках С2 =130 г/л.- 121 —
Для расчета использовать эмпирическое уравнение, учи¬
тывающее расход компонентов при электролизе, миграцию
ионов и испарение воды [18] для +90° С:Сан = С1-°,4С2.14©. Щелока, вытекающие из диафрагменного хлор¬
ного электролизера с графитовыми анодами, содержат
в среднем: ИаС1 — 130 г/л, ЫаС103 — 0,25 г/л; Ыа2С03 —
0,35 г/л. Электролизер работает с выходом по току для
щелочи 96,0%. Средний состав получающегося хлор-газа
(в расчете на высушенный газ) (об. "и): СЬ — 97,0; М2—
0,22; 02— 0,14; С02 — 1,10; Н2 — 0,70. Выходящий водо¬
род практически не содержит хлора.Рассчитать: а) выход по току для хлора; б) выход по
току для водорода; в) расход воды при электрохимических
превращениях в расчете на 1 т получаемого ЫаОН.141.	Хлорный электролизер диафрагменного типа с гра¬
фитовыми анодами работает при токовой нагрузке 25 кА
с выходом по току для ЫаОН 96,0%. Ванна питается рассо¬
лом, содержащим 315 г/л №С1 (пл. 1,20 г/см3). Получаемые
щелока содержат 130 г/л ЫаОН и 0,20 г/л ЫаСЮ3 (пл. ще¬
локов 1,22 г/см3). В 1 м3 влажного хлора, получаемого
с ванны, содержится 1,014 кг С12 и 0,354 кг паров воды; во
влажном водороде — 0,0293 кг Н2 и 0,354 кг паров воды.
Выход по току для хлора равен 96,15%, а для водорода —
99,0%. Расход воды при всех побочных электрохимических
процессах (кроме реакции получения щелочи) составляет
1,5% от общего расхода воды на все электрохимические
превращения.Рассчитать: а) объем рассола, который необходимо еже¬
часно подавать в ванну; б) объем щелоков, получаемых за
час с ванны; в) концентрацию КаС1 в выходящих щелоках;г)	степень разложения соли.142.	Хлор-газ, получаемый в диафрагменном хлор¬
ном электролизере с окисно-рутениевыми анодами на тита¬
новой основе, содержит (в пересчете на высушенный газ):
С12 — 98,0 об. %; 02 — 0,42 об. %; N. — 0,22 об. %. Вы¬
ходящие щелока содержат в среднем ЫаОН 132 г/л,
ЫаСЮз — 0,20 г/л. Потери тока, связанные с растворением
хлора в рассоле и восстановлением этой части растворен¬
ного хлора на катоде (через промежуточную стадию обра¬
зования гипохлоритов и хлоратов), а также обусловленные
утечками тока, составляют 0,30%. Среднее напряжение на- 122 —одну ванну (с учетом потерь напряжения в'о внешних
шинопроводах) равно 3,23 В.Рассчитать: а) выход по току для щелочи и хлора;б)	удельный расход электроэнергии на 1 т МаОН и 1 т С12.143.	Рабочая плотность тока на графитовых анодах
диафрагменного хлорного электролизера равна 1100 А/м2.
Электролизер работает с выходами по току для ЫаОН —
96,5% и для С12 — 96,6%. В хлор-газе содержится 97,5 об. %
С12 и 0,70 об. % С02. Начальная толщина анодов 40 мм
(работают обе стороны). В конце тура работы электролизера
толщина анодов составляет 15 мм. Плотность вещества ано¬
дов 1,9 г/см3. Механическое разрушение анодов (выкраши¬
вание) в полтора раза превышает их электрохимическое
окисление.Рассчитать длительность тура работы электролизера.144.	Толщина графитовых анодов в диафрагменном
хлорном электролизере в начале тура его работы равна
45 мм, в конце тура — 15 мм. Длина рабочей части анодов —
100 см. Удельное сопротивление анодного графита —8,0	Ом -мм2/м. Средняя электродная плотность тока
1050 А/м2. Начальное межэлектродное расстояние 12,5 мм.
Удельное сопротивление (среднее) электролита (при рабо¬
чей температуре) 0,59 Ом-см. Газонаполнение электролита
в начале тура работы ванны — 18%, в конце тура — 12%.На сколько повысится рабочее напряжение на ванне за
период эксплуатации электролизера между его капиталь¬
ными ремонтами (за тур работы)? Все остальные составляю¬
щие электродного баланса, кроме потерь напряжения в ано¬
дах и электролите, принять неизменными.145.	Расстояние между анодами и катодами хлорного
электролизера диафрагменного типа равно 12 мм, из них2	мм занимает диафрагма. Рабочая плотность тока О =
= 800 А/м2; удельная электропроводность электролита
к ■== 0,58 Ом'1 - см”1. Увеличение сопротивления электролита
за счет газонаполнения 15%. Сопротивление диафрагмы
составляет 2,5 Ом-см2.Какова величина падения напряжения в электролите и
Диафрагме электролизера?14®. Диафрагменный хлорный электролизер эксплуа¬
тируется под нагрузкой 50 кА при напряжении 3,5 В с вы¬
ходом но току для щелочи 96,5% и выходами по току для
побочных процессов со значениями, указанными в за¬
даче 130.- 123 —
Рассчитать количество джоулевого тепла, выделяюще¬
гося за час в электролизере. Какова была бы расчетная
величина джоулева тепла, если бы: а) выход по току основ¬
ного процесса был принят равным 100%; б) пренебрегли
побочными процессами, считая, что снижение выхода по
току полностью обусловлено процессами с напряжением
разложения, равным нулю, например обратным взаимодей¬
ствием электродных продуктов.147.	Диафрагменный хлорный электролизер с графито¬
выми анодами работает с токовой нагрузкой 50 кА. Измене¬
ния энтальпии и выходы по току для основного и побочных
процессов, протекающих в электролизере (см. задачу 130),
составляют:а)	для получения щелочиЯ1 =—53,76 ккал/моль ЫаС1; =96,0%;б)	для образования ЫаС103Ни =—228,28 ккал/моль ЫаС1; В'1 =0,40%;в)	для разложения водыЯ111 =—68,32 ккал/моль Н20; В”1 =0,15%;г)	для образования С02Я1У =—42,59 ккал/г-атом С; В[у =2,10%;д)	для образования Ыа2С03Яу =—124,66 ккал/г-атом С; В* =0,50%.Ванна питается рассолом, содержащим 310 г/л ЫаС!
(с1 = 1,195 г/см3; теплоемкость 0,792 ккал/кг• град). Сте¬
пень разложения соли 53%. Напряжение на ванне в начале
тура ее работы 3,42 В; в конце тура 3,90 В.Принимая неизменным содержание ЫаОН в щелоках и
температуру процесса на протяжении эксплуатации ванны,
рассчитать, на сколько градусов холоднее нужно подавать
рассол в электролизер в конце тура его работы по сравне¬
нию с началом тура.148.	Две разновидности диафрагменных хлорных эле¬
ктролизеров — с графитовыми и окисно-рутениево-титано-
выми анодами — работают под одинаковой токовой нагруз¬
кой 25 кА и при одинаковом напряжении. Основной и по¬
бочные электрохимические процессы характеризуются для
этих электролизеров следующими величинами изменений
энтальпий и выходами по току:а)	получение щелочи: ДЯ1 = —53,76 ккал/моль NаС1;
Вт(Гр) =96,0%; Вт(0рт) =98,0%;- 124 -б)	образование ЫаС103: ДЯ11 = —228,28 ккал/моль
ЫаС1; В''(Гр) =0,35%; В'|0рт) =0,40%;в)	разложение воды: ДЯ111 = —68,32 ккал/моль Н,0;
Вт(‘р) =0,20%; Вт(орТ) =0,80%;г)	образование С02: ДЯ1У = —42,59 ккал/г-атом С;В‘УгР) =2,00%; В'Уорт) =0,0%;д)	образование Ыа2С03: ДЯУ = —124,66 ккал/г-атом С;Вто-р) =0,55%; Вту(0РТ) =0,0%.В каком виде электролизера больше выделение джоулева
тепла и насколько (в расчете на час работы)?14®. Провести материальный расчет хлорной ртутной
ванны нагрузкой 30 кА.Рассчитать: а) часовую производительность ванны по
ЫаОН, Н2 и хлору (выход по току для С12 равен 96%; для
ЫаОН и Н2 — 98 %); б) объем и массу щелоков с концен¬
трацией [ЫаОН] = 660 г/л (А = 1,475), образующихся за
1 ч в разлагателе ванны; в) часовой расход воды на полу¬
чение щелочи в разлагателе (без учета уноса паров воды);г)	скорость подачи в ванну рассола с концентрацией [ЫаС1] =1= 320 г/л, если в вытекающем растворе содержится 270 г/л
ЫаС1 (объем раствора принять неизменным).Напишите основные реакции, протекающие в электро¬
лизере и разлагателе ванны.15©» Ртуть, поступающая в хлорный ртутный электро¬
лизер из разлагателя, содержит примерно 0,02% металли¬
ческого натрия, а выходящая из электролизера — около
0,30%.Какова должна быть скорость циркуляции ртути в эле¬
ктролизере нагрузкой 30 кА, если катодный выход по
току для натрия равен 96%? Плотность ртути принять13,5	кг/л.151а С серии из 40 последовательно включенных хлор¬
ных ртутных ванн, имеющих среднюю нагрузку 20 500 А,
получено за сутки 43,0 м3 жидкой щелочи с концентрацией
ЫаОН 670 г/л. Среднее напряжение на серии 185 В.Рассчитать выходы по току и удельный расход электро¬
энергии для щелочи и хлора (Вт для ЫаОН принять на
2,0% выше, чем для хлора).152.	Ширина ртутного катода хлорного электролизера
равна 725 мм, длина 7,83 м, толщина 4,0 мм.Рассчитать уменьшение закладки ртути в электролизер
(в его катодную часть) в расчете на 1000 А токовой нагрузки- 125 -
при повышении катодной плотности тока с 5,0 до 6,2 кА/ма.
Плотность ртути в электролизере принять равной 13,5 г/см3.153.	Хлор-газ, получаемый в ртутном хлорном элект¬
ролизере, содержит 97,0 об. % С1а, 0,20 об. % С02 и 0,50 об. %
Н2. В выходящем анолите, содержащем 260 г/л ЫаС1, раст¬
ворено хлора 0,0095 моль/л. Электролизер работает с вы¬
ходом по току для амальгамы 98,3% и со степенью разло¬
жения соли 17,5%.Рассчитать: а) выход по току для хлора; б) долю тока,
затрачиваемую на восстановление растворенного хлора на
катоде.154» В ртутный хлорный электролизер токовой на¬
грузкой 100 кА подается рассол, содержащий 310 г/л ЫаС1;
его плотность 1,195 г/см3. Выходящий анолит содержит
265 г/л ЫаС1 (й = 1,168 г/см3). Электролизер работает с вы¬
ходом по току для хлора 96%. На электролиз воды тратится
0,8% тока. Каждый 1 м3 влажного хлора, выходящего из
электролизера, содержит 1,90 кг С12 и 151 г паров воды.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи рассола
в электролизер (м3/ч); б) объем выходящего анолита (м3/ч);в)	степень разложения соли.155= Рассол, поступающий в ртутный хлорный элект¬
ролизер, содержит 312 г/л ЫаС1 [Л = 1,196 г/см3). Концент¬
рация отходящего анолита — 250 г/л ЫаС1 (й = 1,158 г/см3).
Влажный хлор-газ, выходящий из электролизера, на 1 кг
С12 захватывает 122 г паров воды. Электролизер работает
с выходом по току для -хлора 96,5% и для натрия — 98,3%.Рассчитать степень разложения соли в электролизере.15©. Хлор-газ, выходящий из хлорного ртутного элект¬
ролизера, содержит 95 об. % С12 и 0,7 об. % С02. Выход по
току для хлора равен 96%. Анодная плотность тока 5000 А/м
(не учитывать перфорацию электродов).Принимая, что в общем расходе анодного графита его
электрохимическое разрушение (за счет реакции С^»С02)
составляет 60%, рассчитать, за какое время аноды срабо¬
таются на 1 мм? Кажущаяся плотность анодов <4 = 1,6.157. Хлор-газ, получающийся в хлорном ртутном
электролизере с графитовыми анодами, содержит 96 вес. %
С12, 0,30 вес. % С02 и другие примесные газы, не являю¬
щиеся продуктами анодного процесса (кроме выделяюще¬
гося в небольших количествах кислорода). Анодный выход
по току для хлора составляет 97%. Двуокись углерода
является продуктом (первичным и вторичным) электрохими¬- 126 -ческого окисления графитовых анодов. Электрохимический
износ графитовых анодов составляет 40% их общего износа
(остальное — механическое выкрашивание). Плотность ве¬
щества анодов 1,8 г/см3. Анодная плотность тока 6,0 кА/м2.Рассчитать скорость износа анодов (в граммах на 1 кА-ч
и в мм за неделю).158» Хлорная ртутная ванна, состоит из электролизера
нагрузкой 100 кА и разлагателя горизонтального типа,
длина каждого из них 13,2 м. Электролизер работает с вы¬
ходом по току Вт =96%. Разлагатели подобного типа
обладают средней часовой производительностью 34,3 л
щелочи концентрацией 700 г/л ЫаОН в расчете на 1 м2
поверхности амальгамы.Какова должна быть необходимая минимальная ширина
разлагателя?159.	Средняя электродная плотность тока в хлорном
ртутном электролизере равна 5500 А/м2; межэлектродное
расстояние в ванне I = 4 мм; удельная электропроводность
электролита к =0,52 Ом^-см-1.Каково падение напряжения в электролите ванны, если
газонаполнение увеличивает сопротивление раствора на
15%?160.	Напряжение разложения водного раствора ЫаС1
в хлорном ртутном электролизере Еразл = 3,22 В.Найти теоретический удельный расход электроэнергии
в расчете на 1 т 100%-ного ЫаОН и на 1 т хлора?161.	Хлорный ртутный электролизер с окисно-руте-
ниево-титановыми анодами нагрузкой 30 кА работает с на¬
пряжением на ванне V =4,5 В при выходе по току Вт =
= 98%.Сколько джоулева тепла выделяется за 1 ч в ванне
(для простоты расчета не учитывать электролиз воды)? Теп¬
ловой эффект электрохимической реакции рассчитать, осно¬
вываясь на термодинамических функциях ее компонентов.
Энтальпия для образования амальгамы натрия АНш =
= —27,9 ккал/г-атом Ыа.162.	Рассчитать, как должна измениться температура
рассола, поступающего в хлорный ртутный электролизер,
работающий при условиях, приведенных в задаче 131, если:а)	напряжение на ванне повысится до 4,60 В без изме¬
нения токовой нагрузки;б)	токовая нагрузка на электролизер увеличится на
15% с повышением напряжения на ванне до 4,6 В;— 127 —
в)	содержание натрия в выходящей амальгаме увели¬
чится до 0,40 %;г)	содержание ЫаС1 в анолите повысится до 280 г/л
(А = 1,178 г/см3, с =0,80 ккал/кг-°С);д)	температура электролиза понизится до 75° С, а тем¬
пература выходящего хлора — до 70° С (влажный хлор
содержит на 1 кг С12 112 г паров воды теплосодержанием
627 ккал/кг);е)	доля тока, затраченная на восстановление растворен¬
ного хлора, возрастет на 1,0% (абсолютный); на столько же
понизятся выходы по току для хлора и натрия в амальгаме.
Потери тепла корпусом ванны для всех вариантов считать
количественно неизменными.168. Рассчитать величины необходимых потерь тепла
корпусом разлагателя хлорной ванны ртутного типа, ра¬
ботающего при параметрах, приведенных в задаче 132, за
одним исключением:а)	амальгама, поступающая в разлагатель, содержит
0,30% Ыа (пренебречь различием в теплотах разложения
амальгам разного состава);б)	температура выходящего водорода +89° С (водород
в этих условиях содержит на 1 кг Н3 17,7 кг водяных паров
с теплосодержанием 635 ккал/кг).184.	В горизонтальном разлагателе хлорной ртутной
ванны, работающей при токе 100 кА и выходе по току для
натрия в амальгаме 98%, использовано пространственное
разделение разлагающейся амальгамы и индифферентных
электродов (насадки) для частичного использования энергии
разложения амальгамы [16]. Напряжение на электродах
образующегося гальванического элемента (амальгама —
анод; индифферентные электроды — катод) под нагрузкой
равно 0,30 В. Пренебрегая самопроизвольным разложением
амальгамы, рассчитать уменьшение прихода тепла в разла¬
гателе по сравнению с вариантом разлагателя с непосред¬
ственным соприкосновением амальгамы и насадки.165. Ряд из 18 последовательно включенных ванн
работает под напряжением 65 В при токовой нагрузке 25 кА.
Сопротивление токам утечки на каждой ванне составляет
3,9 Ом.Рассчитать снижение выхода по току, обусловленное
появлением токов утечки между крайними ваннами ряда.168. Для получения хлор-газа использован метод
электролиза солянокислого раствора СиС12 (см. задачу 105).- 128 -Электролит в подобных ваннах непрерывно просасывается
через катод, изготовленный из пористого графита; при
этом ионы Сиа+ восстанавливаются до комплексных ионов
меди (I).Какую скорость протекания через катод (в литрах на
1 м2 в 1 ч) должен иметь медно-хлористый электролит, со¬
держащий первоначально 180 г/л СиС12, чтобы за время
нахождения в электролизере х/4 поступающей двухвалент¬
ной меди катодно восстановилась до одновалентной меди?
Кажущаяся катодная плотность тока Ок = 4000 А/м2. Ка¬
тодный и анодный выходы по току равны 90%.167. В отдельных случаях может оказаться экономиче¬
ски выгодным получение хлора электролизом соляной кис¬
лоты [19], получаемой из абгазного хлористого водорода.Биполярный хлорный электролизер для электролиза
соляной кислоты состоит из 50 последовательных ячеек. На¬
грузка на электролизер 1000 А, рабочее напряжение 115 В.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для получаемого хлора, если среднесуточная произво¬
дительность электролизера 1,46 т С12?№8. Биполярный хлорный электролизер нагрузкой
100 А для электролиза соляной кислоты, состоящий из
50 последовательных ячеек, питается раствором, содержа¬
щим 250 г/л ИС1. Из электролизера выводится раствор
с содержанием НС1 170 г/л.Какое количество свежего электролита должно еже¬
часно подаваться в весь' электролизер и в его отдельную
ячейку? Для упрощения расчета пренебречь летучестью
хлористого водорода и изменением объема раствора при
электролизе. Выход по току равен 90%.188. Рассчитать количество джоулева тепла, выделяю¬
щегося за 1 ч в биполярном хлорном электролизере для
электролиза соляной кислоты нагрузкой 1000 А, состоящего
из 50 последовательных ячеек. Напряжение на ванне 115 В,
выход по току 90%. При расчете предполагать, что сни¬
жение выхода по току полностью обусловлено внутренними
утечками тока и взаимодействием анодных и катодных про¬
дуктов. Электролизом воды и теплом от сгорания анодов
пренебречь. Расчет теплового эффекта электрохимической
реакции провести через термодинамические функции ее
отдельных компонентов.110. С последовательной серии из 240 ванн (с монопо-
лярными электродами) дл.я электролиза воды получено за5 Флёров В. Н.- 129 —
сутки 19 100 м3 Н2. Нагрузка на ванну 8000 А, среднее
напряжение на серию 540 В.Рассчитать: а) выход по току; б) удельный расход эле¬
ктроэнергии на получение 1 м3 Н2; в) суточную производи¬
тельность серии по 02 (выходы по току для Н2 и 02 считать
равными).171.	Биполярная ванна для электролиза воды нагрузкой
9000 А содержит 180 последовательных ячеек и работает
с выходом по току около 96,5%.Какое количество воды электролитически разлагается
в ванне за 1 ч?172.	Фильтр-прессная ванна для электролиза воды,
состоящая из 180 последовательных ячеек нагрузкой 9000 А,
работает при +80о С и давлении 1 атм. Средний выход по
току равен 96%; рабочее напряжение на ванне 385 В.Сколько джоулевого тепла выделяется ежечасно в ванне?
Тепловой эффект реакции Н2 + 1/2 02 -» Н20 при +80° С
равен 67,9 ккал/моль.178. Цех электролитического получения надсернокис-
лых соединений с годовой производительностью 3000 т
85%-ной перекиси водорода оснащен электролизерами на¬
грузкой 2000 А. Выход по току для надсернокислых сое¬
динений 84%; выход при гидролизе их до перекиси водо¬
рода 80%; выход при «креплении» перекиси водорода 90%.
Машинное время работы ванн 0,95.Сколько электролизеров необходимо установить в цехе?174.	При электролитическом получении персульфата
аммония ванны имеют разделенные анодное и катодное
пространства, что позволяет устранить или, по крайней
мере, резко уменьшить катодное восстановление персуль¬
фата, образующегося в анодном отделении. Обогащение ’ано-
лита персульфатом осуществляется путем его перетекания
последовательно через анодные пространства ряда ванн
(так называемый «каскад»).Рассчитать выход по току для персульфата аммония,
если с каскада в 27 ванн нагрузкой каждая 2000 А получено
за сутки 18,8 м3 анолита, содержащего 246 г/л (МН4)23208.175.	Исходный раствор для получения персульфата
аммония, подаваемый в катодное отделение верхней ванны
каскада из 27 электролизеров нагрузкой 2000 А, содержит
300 г/л Н2304 и 200 г/л (Ш4)2304.Какова концентрация Н2304 и (МН4)2304 в выходящем
католите, если известно, что скорость его выхода из ванны— 130 -должна равняться 790 л/ч? Скорость рассчитывается исходя
из необходимости достижения нужной концентрации пер¬
сульфата в анолите, который готовится из «отработанного»
католита.Числа переноса: Агм+ = 0,68; пын+ =0,08; «502- =0,24.В расчете не учитывать изменение объема раствора при
прохождении его через каскад.176.	Раствор, подаваемый в катодное отделение верх¬
ней ванны каскада из 27 электролизеров нагрузкой 2000 А
каждый для получения персульфата аммония, содержит
300 г/л Н23 04 и 200 г/л (Ш4)2304.Учитывая, что выходящий католит затем используется
в качестве анолита того же каскада, рассчитать: а) скорость
подачи католита (и анолита) в каскад, если концентрация
персульфата аммония (ЫН4)23208 в выходящем анолите
должна составлять 250 г/л; б) концентрацию Н2304 и
(ЫН4)2304 в выходящем анолите. Анодный выход по току
для персульфата 85%, для кислорода 15%. Катодный выход
по току для водорода 100%. При расчете не учитывать изме¬
нение объема электролита в ходе электролиза.177.	В электролизном цехе получения персульфата
аммония установлено 6 каскадов по 27 ванн нагрузкой
2000 А в каждом.Какой приведенный объем водорода выделяется за 1 ч
всеми ваннами цеха (выход по току для водорода около
100%)?17®* Выход по току в электролизерах для получения
персульфата аммония в среднем равен 82%; выходв процессе
гидролиза персульфата в перекись водорода 80%; выход
при «креплении» перекиси водорода 90%. Среднее напря¬
жение на ванну с учетом падения напряжения в соедини¬
тельных шинах 5,5 В.Каков удельный расход электроэнергии в расчете на 1 т
товарной 85%-ной перекиси водорода?17®. При электролитическом получении персульфата
аммония без разделения анодных и катодных пространств
электролизера в верхнюю ванну каскада подается раствор
состава: 280 г/л (НН4)2304, 70 г/л Н2304, 40 г/л К2304,
80 г/л (ЫН4)2За08. Выходящий электролит содержит 170 г/л
(Ш4)23208. Каскад состоит из 27 ванн нагрузкой 1000 А
каждая, работающих при выходе по току 85%.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи электро¬
лита в каскад; б) концентрацию (ЫН4)2304 и Н23 04 в выхо¬5*— 131 —
дящем растворе (не .принимать во внимание возможного
изменения объема электролита в ходе электролиза).180.	Для приготовления раствора гипохлорита натрия
ЫаСЮ использован электрохимический способ. Для элект¬
ролиза применена ванна с биполярными электродами, со¬
стоящая из 25 электролитических ячеек. Исходный раствор
(с концентрацией ЫаС1 107 г/л) подается в верхнюю ячейку
каскадно расположенной ванны и последовательно про¬
ходит через все ее ячейки. Выходящий раствор содержит
20 г/л ЫаСЮ. Нагрузка на ванну 50 А, среднее напряжение
140 В. Выход по току для гипохлорита равен 60%.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи в ванну
раствора ЫаС1; б) удельный расход электроэнергии и
ЫаС1 на 1 кг №С10 (при расчетах считать объем раствора
в ходе электролиза неизменным).Напишите реакцию основного электрохимического про¬
цесса в ванне.181.	В электролизер периодического действия для по¬
лучения хлората натрия ЫаС103 нагрузкой 1600 А одно¬
временно заливается 760 л раствора, содержащего 250 г/л
ЫаС1. Процесс электролиза продолжается до того, как
концентрация ЫаС1 в растворе понизится до 85 г/л. Ванна
работает при среднем выходе по току 87% и среднем напря¬
жении 3,3 В.Рассчитать: а) продолжительность рабочего цикла ванны;б)	концентрацию и количество ЫаСЮд в конечном растворе;в)	удельный расход электроэнергии и ЫаС1 на 1 кг ЫаС103
в растворе.Принять, что в ходе процесса электролиза объем эле¬
ктролита уменьшается на величину, соответствующую
объему воды, израсходованной на электрохимический про¬
цесс; при этом считать, что понижение выхода по току для
основного электрохимического процесса полностью обу¬
словлено электролизом воды.Напишите реакцию основного электрохимического про¬
цесса в ванне.182.	При электролитическом получении хлората нат¬
рия ЫаС103 в электролизерах непрерывного действия вы¬
ходящий из ванн раствор возвращается после извлечения
из него части ЫаСЮз и до насыщения его поваренной солью
в процесс электролиза. В таком маточном растворе содержа¬
ние ЫаС1 доводят до 280 г/л; концентрация ЫаС103 соста¬
вляет около 50 г/л.- 132 —При питании ванны нагрузкой 12 кА таким электроли¬
том получено после 220 ч электролиза 6,0 м3 раствора, со¬
держащего 297 г/л ЫаС103.Рассчитать: а) выход по току для ЫаС103; б) удельный
расход электроэнергии, если среднее напряжение на ванне
равно 4,1 В; в) концентрацию ЫаС1 в выходящем растворе.
Допущения для расчета изменения объема раствора в ходе
электролиза см. в условиях задачи 181.183.	В верхнюю ванну каскада, состоящего из 7 по¬
следовательно соединенных электролизеров нагрузкой 20 кА,
предназначенных для получения хлората натрия ЫаС103,
подается электролит, содержащий 270 г/л ЫаС1, 50 г/л
ЫаСЮ3 и некоторые улучшающие присадки. Из нижней
ванны каскада выходит раствор с концентрацией ЫаСЮз
300 г/л. Напряжение на каскаде 28 В; средний выход по
току для хлората 85%.Рассчитать: а) объем электролита, выходящего за 1 ч
из каскада; б) необходимую скорость подачи раствора
в ванну; в) удельный расход электроэнергии на 1 кг ЫаС103
(в растворе); г) концентрацию ЫаС1 в выходящем электро¬
лите. Методику расчета изменения объема раствора в ходе
электролиза см. в условиях задачи 181.184.	На серии из 30 последовательно соединенных ванн
нагрузкой 12 кА каждая, используемых для получения
перхлората натрия ЫаСЮ4 анодным окислением хлората
натрия, за сутки работы получено 17,6 м3 раствора, содер¬
жащего 920 г/л ЫаСЮ4. Напряжение на серии около 195 В.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для перхлората натрия (в растворе)? Напишите реакцию
суммарного электрохимического процесса в ванне.185.	В электролизер периодического действия нагруз¬
кой 500 А для получения перхлората натрия ЫаСЮ4 одно¬
временно заливается 220 л раствора, содержащего 650 г/л
ЫаСЮ3. Процесс электролиза прекращается при снижении
концентрации ЫаСЮ3 до 20 г/л. Выход по току для перхло¬
рата равен 95%, а среднее напряжение на ванне 6,5 В.Рассчитать: а) длительность одного рабочего цикла эле¬
ктролизера; б) конечную концентрацию ЫаСЮ4 в электро¬
лите; в) удельный расход электроэнергии на 1 т ЫаС104
(в растворе). В расчете для упрощения принять, что изме¬
нение объема электролита в ходе процесса равно объему
воды, израсходованной при электрохимических превра¬
щениях.
186.	Для электрохимического получения пербората
натрия ЫаВ03-4Н20 анодным окислением буры использо¬
ваны ванны нагрузкой 6700 А. Исходным электролитом
служит смешанный раствор буры и соды (40 г/л
Ыа2В407 • ЮН20 и 140 г/л Ма2С03) с некоторыми присад¬
ками. Каждый 6 ч из ванны отбирается от раствора часть
электролита с плавающими кристаллами пербората, кото¬
рые отделяют на центрифуге. Расход буры на электролиз
восполняют при отборе электролита. Ванна работает при
выходе по току примерно 58% и среднем напряжении 6,0 В,Рассчитать: а) месячную (30 суток) производительность
ванны по перборату; б) количество твердой буры, необхо¬
димое для восполнения ее расхода на электролиз через
каждые 6 ч (не учитывать буру в отбираемом растворе,
который после центрифугирования возвращается в процесс);в)	удельный расход электроэнергии на 1 т пербората.Суммарная реакция электрохимического процесса в
ванне:№2В407 + 21Ча0Н + 19Н20 4 (ЫаВ03 ■ 4Н20) + 4Н2187= Для электрохимического получения красной кро¬
вяной соли К3[Ре(СЫ)6] из желтой кровяной соли К4[Ре(СМ)6]
использованы электролизеры периодического действия на¬
грузкой 200 А с разделенными анодными и катодными про¬
странствами. В анодное пространство ванны заливается1,5	м3 раствора, содержащего 90 г/л К4[Ре(СМ)6] и 280 г/л
К3[Ре(СМ)6]. Процесс ведут до достижения концентрации
К31Ре(СЫ)6] 320 г/л. Выход по току для красной кровяной
соли равен 90%, среднее напряжение на ванне 3,0 В.Рассчитать: а) продолжительность одного периода ра¬
боты ванны; б) конечную концентрацию К4[Ре(С№)6] в эле¬
ктролите; в) удельный расход электроэнергии на 1 т крас¬
ной кровяной соли (в растворе). При расчете пренебречь
изменением объема анолита и переносом ионов в ходе
электролиза.Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне:К4 [Ре (СЫ)„] + Н20 Кз [Ре (04),] + КОН +~ Н2188. Исходным электролитом в ванне периодического
действия для электрохимического получения перманганата
калия КМп04 из манганата К2Мп04 является раствор, со¬
держащий 180 г/л К2Мп04, 150 г/л КОН и некоторое коли¬
чество КМп04 и К2С03. В процессе электролиза основная- 134 -масса образующегося КМп04 выпадает в виде кристаллов
на дне электролизера. Ванна работает при объемной плот-
нэсти тока 0,9 А/л, выходе по току, равном 50%, и среднем
напряжении 2,8 В. Процесс прекращается при снижении
содержания К2Мп04 до 20 г/л.Рассчитать: а) продолжительность рабочего периода
ванны; б) удельный расход электроэнергии на 1 т образую¬
щегося КМп04; в) концентрацию КОН в отработанном эле¬
ктролите ванны (при расчете пренебречь изменением объема
раствора в ходе электролиза).Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне:К2Мп04+ Н20 -> КМп04+ КОН + у Н218©. В электролизер периодического действия нагруз¬
кой 1300 А для получения КМп04 одновременно заливается1,5	м3 раствора, содержащего 180 г/л К2Мп04, 23 г/л КМп04,
150 г/л КОН и примесь К2С03. После 48 ч электролиза раст¬
вор имеет состав: 16 г/л К2Мп04, 46 г/л КМп04 и некоторое
количество КОН и К2С03. Основная масса образовавше¬
гося КМп04 кристаллизуется и выпадает на дно ванны.
Среднее напряжение на ванне 3,1 В.Рассчитать: а) выход по току для КМп04; б) количество
кристаллического КМп04, выпавшего в ванне за рабочий
период 48 ч; в) удельный расход электроэнергии на 1 т
образовавшегося перманганата; г) конечную концентрацию
КОН в электролите; д) выход по веществу. При расчетах
не учитывать некоторое изменение объема электролита
в ходе электролиза.190,	При анодном растворении среднеуглеродистого
ферромарганца состава: Мп — 77,2 вес. %, Ре—14,6%,
С — 6,5% в растворе щелочи при плотности тока 4000 А/м2
получается перманганат калия с выходом по веществу 85%.
10% марганца окисляется до Мп02, 5% теряется с шламом.
Железо на 90% окисляется до Ре203 (10% теряется в метал¬
лическом состоянии с шламом). Углерод на 50% окисляется
до С02 (остальное — потери с шламом). 10% анодного тока
затрачивается на выделение кислорода.Рассчитать анодный выход по току для перманганата
калия.191.	Для получения закиси меди Си20 использован
электрохимический способ — анодное растворение меди
в подщелоченном хлоридном электролите,- 135 -
Рассчитать суточную производительность ваНны на¬
грузкой 1200 А для получения закиси меди, если выход
по току рав§н 99%. Каков удельный расход электроэнер¬
гии на 1 т Си20 при среднем напряжении на ванне около4,0	В? Какова длительность работы медных анодов толщи¬
ной 10 мм при анодной плотности тока = 200 А/м2 (аноды
погружены в раствор полностью и работают двусторонне)?
Для анодного растворения меди принять выход по току рав¬
ным 100%. Анодные остатки (скрап) составляют 10% от
первоначальной массы анода. За рабочий период растворе¬
ния анодов ванна работает непрерывно.Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне2Си Н20 —> Си20 -|- Н2192= Для регенерации отработанных растворов хромо¬
вой кислоты, использованных для целей органического син¬
теза, применяется электрохимический способ, при котором
ионы трехвалеитного хрома анодно окисляются до шести¬
валентного хрома. Анодное пространство ванны отделено
от катодного диафрагмой. Регенерируемый раствор не¬
прерывно пропускается сначала через катодное (с экра¬
нированным катодом), а затем через анодное отделение
ванны.Рассчитать, с какой скоростью должен подаваться
в ванну нагрузкой 1200 А регенерируемый раствор, содер¬
жащий 245 г/л Сг2(504)3 и 250 г/л Н2304, чтобы 90% суль¬
фата хрома анодно окислились до Сг03(Н2Сг207), если выход
по току для Сг03 равен 85%. Каковы часовая производи¬
тельность ванны по СЮ3 и удельный расход электроэнер¬
гии в расчете на 1 кг хромового ангидрида Сг03 при сред¬
нем напряжении на ванне около 3,5 В? Каковы концентра¬
ции Сг2(304)3, Сг03 и Н2504 в вытекающем растворе?Изменение объема раствора в ходе электролиза принять
равным объему воды, израсходованной при электрохимиче¬
ском процессе. Для простоты расчета считать катодный вы¬
ход по току для водорода равным 100% и анодный выход
по току для кислорода Вт = 100 — 85 = 15%.Реакция основного электрохимического процесса в ванне
Сг2 (804)3 + 6Н20 —> 2СгОа --р ЗН2504 ЗН2Побочный процесс в ваннеН20 -» Н2+-^- 02—	130 —ШШ, Для получения гидросульфита натрия Ыа2§204
можно использовать электрохимический сплсоб, при кото¬
ром ион бисульфита катодно восстанавливается до гидро¬
сульфита по реакции2Н50т + 2Нь + 2е“-> 52ОГ + 2Н»0При этом способе раствор, содержащий бисульфит, по¬
следовательно протекает через анодное и катодное отделе¬
ния ванны, разделенные между собой диафрагмой.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для получаемого гидросульфита в^ ванне нагрузкой
500 А с рабочим напряжением 5,5 В, если за 10 ч с нее полу¬
чено 104 л раствора, содержащего 137 г/л Ыа28204?194.	Для частичного обезвоживания каолина исполь¬
зован метод электроосмоса. На осмос-машине с вращаю¬
щимся анодом барабанного типа, имеющим рабочую по¬
верхность 1,7 м2, получено за суткп 11,0 т каолина с содер¬
жанием влаги 35%. Анодная плотность тока равна 100 А/м2,
среднее напряжение на установке 80 В.Каков удельный расход электроэнергии в расчете на 1 т
безводного каолина?195.	Одним из возможных способов получения йодо¬
форма СН13 является электролиз водного раствора иоди-
да калия К1, содержащего этиловый спирт. Йодоформ
при этом является продуктом вторичной реакции — взаи¬
модействия анодно образованного иода с этиловым спир¬
том.Какова суточная производительность по йодоформу ван¬
ны нагрузкой 900 А, а также удельный расход электроэнер¬
гии, если выход по току составляет 89%, а напряжение на
ванне равно 2,3 В? Какой приведенный объем С02 должен
ежечасно вводиться в ванну для нейтрализации избыточ¬
ной щелочи, образующейся в ходе процесса?Реакция суммарного электрохимического процесса в
ваннеС2Н5ОН + ЗК1 +ЗН20 СН13 + 5Н2+ К2С03+ КОН13©. При получении хлороформа СНС13 электролизом
водного раствора ЫаС1, содержащего этиловый спирт и до¬
бавки хлоридов щелочноземельных металлов, с ванны на¬
грузкой 1100 А получено за сутки 7,3 кг хлороформа при
среднем рабочем напряжении 4,2 В.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для полученного хлороформа?— 137 —
Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне:С2Н50Н + 3№С1 + ЗН20 -> СНСЬ,+5Н2 + №аС03 + №014197,	При электрохимическом получении гексаметилен-
диамина Н2Ы(СН2)0ЫН2 (исходного продукта в производ¬
стве некоторых синтетических веществ) путем катодного
восстановления в солянокислом растворе адипонитрила
Ы=С(СН2)4С=Ы с ванны нагрузкой 5000 А получено за
сутки 730 л католита, содержащего 47 г/л гексаметилен-
диамина. Среднее напряжение на ванне 5,0 В.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для полученного гексаметилендиамина?Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне:N=0 (СН2)4 С=Ы + 8НС1 -> Н2Ы (СН2)в ЫН2 + 4С!2198.	При анодном окислении натриевой соли мономе-
тилового эфира адипиновой кислоты Н3СООС(СН2)4С(ХЖа
получается диметиловый эфир себациновой кислоты. Гид¬
ролизом последнего может быть, в свою очередь, получена
себациновая кислота НООС(СН3)8СООН — исходный про¬
дукт в производстве некоторых синтетических волокон.Реакция суммарного электрохимического процесса в
ванне:2Н3СООС (СН2)4 СО(Жэ + Н20 ->Н3СООС (СН2)8 СООСНз+№2С03 + С02 + Н2Реакция гидролиза диэфира:Н3СООС (СН2)8 СООСНз + 2Н20 НООС (СН2)8 СООН + 2СН3ОНСколько электролизеров нагрузкой 7000 А необходимо
установить в цехе с годовой производительностью 2000 т
себациновой кислоты? Выход по току для диэфира в элект¬
ролизерах равен 65%. Машинное время работы электроли¬
зеров 0,90. Выход по веществу при гидролизе диэфира
составляет 95%.Глава IVГАЛЬВАНОТЕХНИКА199.	Последовательно с лабораторной ванной цинко¬
вания, залитой цианистым электролитом, включен медный
’ кулонометр. За 20 мин процесса цинкуемая деталь с рабо¬
чей поверхностью 5 = 1,4 дм2 увеличилась в массе на
@2п — 1,82 г, за это же время на катоде медного кулоно-
метра высадилось 2,10 г меди.Рассчитать: а) выход по току для цинка; б) среднюю
толщину цинкового покрытия; в) среднюю катодную плот¬
ность тока в ванне цинкования.Решение. 1) Количество электричества, протекшее через электри¬
ческую цепь,2,10
?Си М85'2)	Выход по току для процесса цинковэния_&факт то—	гпп	—в бфакт 1(Ю	100 = ^_— 100 = 84,20//.Ятеор	П 1,77.1,223)	Средняя толщина цинкового покрытия (й2п = 7,14 г/см3). Вгп	'.82'За2п 140.7,14104= 18,2 мкм.4)	Средняя катоднзя плотность токэ процессз цинкования200.	За 20 мин цинкования при плотности тока
Ок = 3,2 А/дм2 на детали поверхностью 5 = 0,80 дм2 выде¬
лилось V = 62,7 мл водорода (насыщенного парами воды),
собранного при +23° С и давлении В = 752 мм рт. ст.Рассчитать выход по току для цинка и среднюю тол¬
щину цинкового покрытия.Решение. 1) Снижение выхода по току для цинка практически
полностью обусловлено пзрзллельным протеканием на катоде про¬
цесса выделения водорода. Поэтому, зная количество электричества,
затраченного на последний процесс, легко рассчитзть и выход по
току для цинкэ.Дэвление насыщенных паров воды при+23°С со = 21,0 мм
рт. ст. [13].Приведем измеренный объем выделившегося водорода к нормэль-
ным условиям:о 273 (В -ы) 62,7 ■ 273 (752 21) к0	~ 760 (273 + 0 ~ 760 (273 + 23)	’ " '— 139 -
2)	Электрохимический эквивалент водорода22 400дЩ=~2 - 26 8 МЛ/( ' ч)>Количество электричества, затраченное на выделение Н2,(? = -^5- = ~птг = 0 133 А-ч., -н2 ^ 4183)	Общее количество протекшего электричества20<2 = 1>к5т = 3,2 ■ 0,8 ^ = 0,853 А ■ ч.к	60 ’4)	Выход по току для цинка<37п <3-<Эн 0,853 — 0,133
Вт = -|* 100 = -^ 100 =	ОЖЗ	Ю0 = 84.4%■	5) Количество осажденного металла—	1522 (0,853 — 0,133) = 0,878 г,6)	Толщина цинкового покрытияё7п	°.878б = 55^=8ТО4104=15’4 МКМ‘201» Для улучшения качества цинкового покрытия
в цинкатный электролит вводят присадку станната в виде
ЗпС12 • 2Н20, окисляемого затем перекисью водорода. В про¬
цессе цинкования станнат постепенно расходуется, вос¬
станавливаясь на катоде до металлического олова. Цин¬
ковое покрытие, полученное из таких электролитов, вклю¬
чает в себя поэтому некоторое количество металлического
олова, содержание которого зависит от концентрации
станната в растворе. Цинковое покрытие, получающееся
из электролита состава МаОНобщ —200 г/л, 2пО —20 г/л,
5п(1У) —0,4 г/л, содержит примерно р5П = 0,09 вес.%
5п [20].Рассчитать количество 8пС12-2Н20, которое необхо¬
димо ежесуточно вводить для компенсации потерь олова
с катодным осадком в ванну цннкатного цинкования под¬
весочного автомата, имеющего токовую нагрузку / =
= 1500 А и работающего в сутки т=16 ч (без подгото¬
вительно-заключительного времени)? Каков расход олова
на 5= 1000 м2 цинкового покрытия толщиной 6 = 9 мк,
если потеря растворов в ходе процесса равна р = 0,16 л/м2?
Открытая. (цинкующаяся) поверхность подвесок составляет
р = 5% от поверхности деталей; катодный выход потоку— 140 —равен Вт = 98%. Какую долю от общего расхода олова
составляют его потери с катодным осадком (не учитывать
расход олова в цинковых покрытиях бракованных деталей)?Решение. 1) Количество цинка, выделяемого в ванне за сутки,
^2п = /т<72пВт=1,5- 16- 1,22.0,98 = 28,7 кг2)	Содержание олова в суточном катодном осадке&п = ^пРЗп = 28700-°.0009 = 25.8 Г'3)	Количество соли ЗпС12 • 2Н20, которое необходимо ежемесячно
вводить в ванну цинкования для восполнения расхода олова в ка¬
тодном процессе,Мс 0 _0 225,6 .. л ,8с=&п^= ’ щу~ ’ г/сутки-4)	Количество цинка в 1000 м2 цинкового покрытия (с учетом
цинкуемых участков подвесок)ч	10 000 000. 0,0009-7,14-1,05 _Йп = 56й2п(1+Р) =			[щ	- = 67,5 кг.5)	Расход олова на катодное осаждение 1000 м2 цинкового покры¬
тия (в пересчете на соль)Й = ЙпРзп ^ = 67 500 • 0,0009 = 115,5 г.6)	Потери олова (в пересчете на соль) с механически захватывае¬
мым раствором при нанесении 1000 м2 покрытий8' = [5п] р5 -5- = 0,4 • 0,16 • 1000 = 121,6 г.7)	Суммарный расход олова в виде соли на 1000 м2 покрытия&с" = Й+Й= 115.5+121-6 = 237,1 г.8)	Доля катодного осаждения олова в его общем расходеЯ', 115-5
А=^ 100 = 237Т 100 = 48-7%202.	Эксплуатация транспассивных цинковых анодов
в цинкатных электролитах цинкования связана с одно¬
временным протеканием на них двух парциальных про¬
цессов: растворения цинка и выделения кислорода.Для определения анодного выхода по току для цинка
в лабораторных условиях можно использовать волюметри¬
ческий способ, определив объем кислорода, выделивше¬
гося на транспассивном аноде. Для упрощения метода,
чтобы не приводить объем газа к нормальным условиям— 141 —
и не учитывать насыщенность газа парами воды, целе¬
сообразно последовательно включить в цепь газовый куло-
нометр, заполненный раствором примерно той же щелоч¬
ности. В этом случае анодный выход по току для цинка
определяется простым сравнением объема газов, выделив¬
шихся на аноде электролизера и в газовом кулонометре.На транспассивных цинковых анодах, эксплуатирую¬
щихся при общей плотности тока Оа = 6,0 А/дм2 в натрий-
цинкатных электролитах, за т = 30 мин опыта в лабора¬
торном электролизере выделилось «о2 = 9,2 мл влажного
кислорода; в последовательно включенном газовом куло¬
нометре за это же время собрано уг = 240 мл влажного
гремучего газа. Каковы анодный выход по току для цинка
и плотность тока парциальных процессов окисления цинка
и выделения кислорода? С какой скоростью растворяются
аноды (в мкм/ч)?Решение. 1) Анодный выход по току для процесса ионизации
цинкаВт = [ 1—^Ц 100 = [ 1	г”-! 100 = 88,5%.3/ 9-2 \
(' I240)2)	Парциальная плотность тока:,а)	ионизации цинкай^п = ОаВ'=6,0-0,885 = 5,31 А/дм^;б)	выделения кислорода0°* = 1>а-.0^ = 6,0-5,31=0,69 А/дма.3)	Скорость растворения цинковых анодовБ1па7п 0,0531.1,22
6р =	- /м ■-;	т-гл	 10^ = 90.7 мкм/ч.2п	'-14203.	При пассивации цинковых анодов в цинкатных
электролитах на их поверхности образуется пассивная
окисная пленка, содержащая некоторое количество выс¬
ших кислородных соединений цинка. Их содержание
в пленке на транспассивных анодах, т. е. в условиях
параллельного выделения кислорода, возрастает при сме¬
щении анодного потенциала в положительном направле¬
нии [21]. Наличие таких соединений цинка фиксируется
по появлению дополнительной потенциальной ступени на
катодной кривой заряжения, снятой сразу после отклю¬
чения анодной нагрузки. Эта потенциальная задержка— 142 —соответствует восстановлению высших кислородных соеди¬
нений цинка до окиси цинка. Содержание общего окисного
цинка в такой пленке можно определить методами хими¬
ческого анализа.В поверхностной окисной пленке транспассивных цин¬
ковых анодов в растворе, содержащем 200 г/л №ОНобщ,
60 г/л 2пО, при потенциале +2,0 В (н. в. э.) обнаружи¬
вается §2п = 6,7 мг/см2 окисного цинка в пересчете на
металлический. В этих же условиях процесса верхняя
ступень катодной кривой заряжения, соответствующая
восстановлению избыточного (активного) кислорода в пас¬
сивной пленке, равнялась С} = 72 мКл (милликулонам) на
аноде поверхностью 5о = 0,80 см2.Принимая условную формулу вещества пассивной
пленки как 2пОт и плотность его равной плотности 2пО
(й = 5,76 г/см3), рассчитать усредненный состав пассивной
пленки (коэффициент т в условной формуле) и ее тол¬
щину.Решение. 1) Электрохимический эквивалент активного кислорода"0 = 7? = 2Т^500 = 8’29 • 10~" МГ/МКЛ-2)	Содержание избыточного (активного) кислорода в пленке= |<7о = 07288,29 ■ 10-5 = 7,46 • Ю-з мг/см2.3)	Значение коэффициента т в условной формуле окисной пленки
*<Ап , 7,46^10-^4
АоВгпт== 1 + Х~ТГ~= *+ ’ 16 . 6 7 =1,00455.4)	Условная (расчетная) толщина пассивной пленкиб	= &п . ^2пО = ^ . 10= 14,5 мкм.
с1 А2п 5,76 65,5204.	В колокольную ванну цинкования нагруз¬
кой 80 А одновременно загружено §=15,0 кг деталей
с удельной поверхностью 5уд = 19,2 дм2/кг.Какова необходимая длительность процесса покрытия
для получения цинкового осадка толщиной 6 = 15 мкм,
если выход по току в таком электролите в стационарных
ваннах равен 90% и необходимое увеличение времени
электролиза в колокольных ваннах (для компенсации ме¬
ханического истирания и неравномерности пересыпания
деталей) составит 15% (К =1,15)?- 143 -
Решение. !) Поверхность деталей одной загрузки
5~ 5уЯ§— 19,2 • 15 = 288 дм2.2)	Масса катодного осадка цинка для деталей всей загрузки82п = 8Ьа2п = 28 800 • 0,0015 - 7,14 = 308 г.3)	Продолжительность процесса покрытия308/д2пВт 80 ■ 1,22 • 0,9020В. Процесс электролитического никелирования де¬
талей проводится в стационарной ванне при катодной
плотности тока Ок = 4,0 А/дм2 с выходом по току около 96%.
Необходимая толщина 6 слоя никеля на деталях 25 мкм.
Напряжение на ванне Ув = 5,0В; падение напряжения
в шинопроводе равно 10% от Ук (7<х = 1,1); неэкраниро-
ванная (никелируемая) поверхность подвесок составляет 5%
от поверхности завешиваемых на них деталей (/С3 = 1,05).
Обратимый брак равен примерно 1 % всех никелируемых
деталей (ЛГ3 = 0,99).Рассчитать: а) продолжительность процесса никелиро¬
вания; удельный расход электроэнергии на 1 м2 никели¬
руемых деталей.Решение. 1) Продолжительность процесса никелирования
баЫ|	0,0025-8,9Т==0?Н|В = 0,04-1,095-0,96 60^31,8 МИН'2)	Удельный расход электроэнергии на 1 м2 покрытия* ..адл 5,0-1,1-400.31,8-1,05 , оог „?	Т»	=	0,99-60-1000-	= !’236 кВт •Й0©3 Ванна хромирования нагрузкой 4000 А, элект¬
ролитом которой является раствор, содержащий 250 г/л Сг03
и 2,5 г/л Н2804, работает при катодной плотности тока
Д( = 50А/дм2, среднем напряжении - V = 12 В и выходе
по току для хрома Вг = 15%. Необходимая толщина слоя
хрома на деталях 6 = 2,0 мкм.Принимая время на загрузку и выгрузку подвесок
с деталями т3=1,7 мин, рассчитать: а) количество рабо¬
чих циклов ванны в 1 ч; б) часовую производительность
ванны (площадь поверхности хромированных изделий);в)	нормальный объем водорода, выделяющегося в ванне
за 1 ч, если 5% тока (В^.п)) расходуется на процесс ка¬
тодно-анодного перехода:Сге,- + Зе:^СгЗ+144 —г)	количество Сг03, расходующегося в ванне, в расчете
на 1 ч ее работы и на 1 м2 хромового покрытия (меха¬
нические потери раствора р принять равными 0,1 л/м2);д)	удельный расход электроэнергии на 1 м2 покрытия.Решение, 1) Время хромированияМГг	0,0002 - 7,0г	=	—^-^60 = 3,46 мин.х~Ок9сгВт 0,50-0,324-0,152)	Продолжительность одного цикла работы ваннытц = тх + т3 = 3,46+1,7 = 5,16 мин.3)	Количество рабочих циклов в час60 ., г
п = гтс— 11>6-
5,164)	Поверхность деталей одновременной загрузки ванны (совместно
с неэкранированными частями подвесок)5)	Часовая производительность ванны5В = 8п = 80 • 11,6 = 928 дм2 = 9,28 м2.6)	Количество электричества, проходящее через ванну за 1 ч,Ч	46<2=1%хп=т0^ 11,6 = 2680 А-ч.7)	Объем водорода, выделяющийся в ванне за 1 ч,^н2 = <7н2<2ВтН2 = ?н20(1-Вт-В<п)) == 0,418-2680 (1-0,15 — 0,05) = 897 л,
где —электрохимический эквивалент Н2, л/(А ■ ч).8)"Часовой	расход Сг03 на собственно электролизбсгОз = 0?СгОзВ г = 2680 •°>622-°>15 = 250 Г-гдеМГгП Ю0,0
^Оз = ^ = б7Щ = 0'622 г/(А-4)-9)	Часовой расход СЮ3 за счет потерь электролитагсг03=РМСг0з] = 0,100'9.28-250 = 232 г-10)	Суммарный часовой расход Сг03й'СЮз = ЯсгОз+ ^СгОз = 250 + 232 = 482 г'11)	Удельный расход хромового ангидрида на 1 м2 покрытия&СЮз _ 482 со „ /,.2
12)	Удельный расход электроэнергии на 1 м2 покрытия
^5 = 0кКтх = 7Щ- 12 |15 = 3,46 кВт • ч/м2.2т. при цинковании током переменной полярности
на детали с цинкуемой поверхностью 5 = 32 см2 осаждено
за т= 10 мин 0,416 г цинка. Режим процесса цинкования:
катодный период тк = 8 сек, анодный период т, = 1 сек,
плотность тока катодного и анодного периодов 10 А/дм2.Каков выход по току для цинка в расчете на: а) фак¬
тический катодный ток; б) общее количество протекшего
электричества?Решение. 1) Среднерасчетное значение фактической катодной
плотности тока2)	Расчетный фактический катодный ток, приходящийся на одну
деталь,/к = ^Р5 = 7,78-0,32 = 2,49 А.3)	Выход по фактическому катодному току для цинкаВ<к)— & 100— 0,416-60 юо — 82 2о/“ 7«т?2п 2,49- 10-1,224)	Выход цинка по- общему.количеству протекшего электричестваВтбЩ = /)5тд2п 100 = 10 ■ 0,32 • 10- 1,22 100=64>0% •203.	Для меднения деталей в сернокислом электро¬
лите использован ток переменной полярности с длитель¬
ностью катодного периода тк = 8 сек и анодного периода
та = 2 сек; плотность тока катодного периода Ок = 10 А/дм2,
плотность тока анодного периода Оа = 5 А/дм2. Выход по
фактическому катодному току для меди ВтК) = 99%.Какова необходимая продолжительность процесса мед¬
нения при толщине медного покрытия 6 = 20 мкм?Решение. 1) Среднерасчетное значение фактической катодной
плотности токаА/Д»>-2)	Продолжительность процесса меднения
бс1Си	0,002 • 8,9Т ^сХК) 0,ОТО ■ 1,185 • 0,9960= 13 мин.- 146 —2©3. При станнатном лужении используется раствор
следующего состава: 80 г/л №28п03 • ЗН30, 12 г/л №ОНсво6,
25 г/л СН3СООНа. Для приготовления такого раствора
может быть применен электролитический способ: анодное
растворение металлического олова в щелочной ванне с раз¬
деленными анодным и катодным пространствами и после¬
дующее электрохимическое окисление в той же ванне
полученного раствора двухвалентного олова до стан-
ната.Какова должна быть исходная концентрация ЫаОН
в анолите для получения раствора указанного состава,
если для процесса 8п —V 8п2г выход по току можно при¬
нять равным 100%, а для процесса 5па+->5п4+Вт =90%?
Числа переноса «он -=0,82 и /1ыа+ = 0,18. Пренебречь
участием в переносе тока ионов станнита, станната и аце¬
тата, а также изменением объема раствора при процессе.Решение. Концентрация станната в конечном растворе в пере¬
счете на металлическое оловоЛ=п П8,7
Сч= С -5Е- = 80 —= = 35,6 г/л,5п ст Д4ст	266,7где Сст и Мст — концентрация станната и его молекулярный вес.2)	Анодные балансы для обеих стадий анодного процесса:а)	разряд5п + 40Н- - 2е~ -* 5пО|"+2НаОперенос~'г2^011 ОН 2лг^а+1Ча+Суммарный анодный баланс__ 5п — 40Н“ + 2е_-|-5п0|- + 2Н20-|-2лд^_0Н 2я[Ч|а+Ка4'±4Кта =
= — 8п — 4№ОН -)-№25п021+2Н20-1-2 (1 ^3+) ОН 2п^а+Ма+ +
+2Ыа+ + 2е" = —5п—2 (1+«На+) №ОН+ №23п02+ 2Н20 +2е“(в преобразованиях учитываем, что пон- = 1—пМа+;б)	разрядЗпОГ + 20Н- -2е“ -> 5пО|- + Н20перенос+ 2яон_ОН 2л1^а+№~|Суммарный баланс—	5пО| - - 20Н- + 2е" + 5пО|“ + Н20 + 2яон_ОН~ - 2пМа+№+ ±± 2Иа+ = — Nа23п02 + Ыа2Зп03 — 2 (1 — яон_) ОН‘ — 2я№+ + Н20 ++ 2е- = — N а23п02 + N а2Зп63 - 2я н а+И аОН + Н20 + 2е~— 147 —
3)	Для перехода в раствор 35,6 г/л олова в двухвалентном состоя^
нии требуется затратить электричестваСЧп 35,6(31 = ^ = 2^Т = 16,1 А'Ч/ЛИЛИ26,8 “0’60 р1л-При этом произойдет убыль ЫаОН в анолите в количестве ()л (1 +
+ %а+) моль (см. анодный баланс) илиАС1 = 0,6 (1 +0,18) 40 = 28,3 г/л ЫаОН4)	При анодном окислении 35,6 г/л олова из двухвалентного до
четырехвалентного должно быть затрачено электричества(}2 = Щ, = ~ = 0,667 Р.Вт 0,90Разница в величинах и С), обусловлена только различием
в значениях Вт для процессов, так как электрохимические эквива¬
ленты для переходов 5п -» 5п2+ и 5п2+ -> Зп4+ одинаковы.На этой стадии процесса произойдет убыль ЫаОН в анолите==0>667 ' О,18 • 40 = 4,8 г/л ЫаОН.5)	Необходимая концентрация ЫаОН в исходном растворе^нач “ ^*кон “Ь АС, + АС* = 12 + 28,3 + 4,8 = 45,1 г/л.210.	Годовая производительность по никелированию
цеха металлопокрытий составляет 26 300 м2 однослойного
покрытия толщиной 6 = 18 мкм. Детали никелируются
в стационарных ваннах при катодной плотности тока
Д; = 3,0 А/дм2 и выходе по току для никеля Вт = 96%.
Никелируемая поверхность деталей одной подвески 5П =
= 16 дм2. Величина загрузки одной ванны — 6 подвесок
(гев = 6). Исправимый брак при никелировании состав¬
ляет 1 %.Время на загрузку и выгрузку подвесок с деталями
т3= 1,7 мин. Режим работы ванны — 18 ч в сутки, 5 дней
в неделю. Общие годовые потери времени на простои обо¬
рудования 3%. Время на подготовительно-заключительные
операции 0,5 ч в сутки.Какое количество ванн должно быть установлено
в цехе?Решение. 1) Номинальный годовой фонд работы оборудования
в суткахГ0 = 365-(Ю4 + 8) = 253 дня,
где 104—количество выходных, а 8 —праздничных дней в году.— 148 -Номинальный годовой фонд работы оборудования в часах
Г0г= 18-253-2-6 = 4542 ч,Где 6 —количество предпраздничных дней со сменой, уменьшенной
и а 1 ч •2)	Действительный годовой фонд времени работы оборудования
с учетом его простоевТ2 = 4542 —0,03-4542 = 4406 ч.3)	Подготовительно-заключительное время за год7’0т = 253 • 0,5 127 ч.4)	Продолжительность процесса никелирования0,0018-8,9-60Х| =	!!!_ =	- = 30,5 мин.1 й " л ™ 1 ппя п4?ЖВ ”0,03. 1,095-0,96'5)	Продолжительность процесса покрытия с учетом времени для
загрузки деталейт2= т1 + т3 = 30,5+1,7 = 32,2 мин.6)	Фактическое годовое количество никелируемой поверхности
деталей с учетом брака5факт = 26 300 • 1,01 = 26 560 м2.7)	Годовое количество подвесок с никелируемыми деталями
«1=-5йакт 2 656 000
фак -=166 000,5П 168)	Годовая производительность одной ванны по подвескам„ = Тг~Ь\ пв =	6 = 47 900.9)	Потребное количество ванн в цехеп = -^двУ? = 3,47 (принимаем п = 4 ванны).10)	Коэффициент загрузки оборудованияЗД74211.	Рассчитать необходимое количество барабанных
ванн цинкования в цехе, имеющем годовую производитель¬
ность §ц = 40 500 кг мелких деталей с удельной поверх¬
ностью 5УД=15,6 дм2/кг.Барабаны работают на сернокислом электролите при
нагрузке / = 40 А и единовременной загрузке деталей
§3= 12 кг. Толщина цинкового покрытия 6 = 7 мкм. Выход
по току для цинка Вг = 98%. Увеличение времени про¬— 149 —
цесса цинкования в барабанах с учетом механического
истирания покрытий и недостаточной равномерности пере¬
сыпания деталей 15% (К — 1,15). Цинкующаяся поверх¬
ность катодных контактов составляет 3% от суммарной
поверхности деталей загрузки (К1 = 1.03).Отделение гальванопокрытий работает пять дней в не-
нелю по 18 часов в сутки (с подменой рабочих на обеден¬
ный перерыв). Время на загрузку и выгрузку деталей
в барабанах 5 мин. Подготовительно-заключительное время
в сутки 0,5 ч. Простои оборудования в ремонте состав¬
ляют 4,5% от номинального годового времени работы
оборудования.Номинальный годовой фонд работы оборудования:Решение. 1)а)	в суткахб)	в часахГ0 = 365 — (104 + 8) = 253;
Т0г= 18 -253-2. 6 = 4542,2)	Действительный годовой фонд работы оборудования с учетом
его простоев на ремонтеГг = 4542-0,045- 4542 = 4338 ч.3)	Подготовительно-заключительное время за год7> = 253-0,5=127 ч.4)	Цинкуемая поверхность единовременной загрузки барабана
(с учетом поверхности контактов)56=^5^1=12-15,6-1,03=193 дм2.5)	Необходимая продолжительность цинкования5б^2п^?2пВтК-19	300-0,0007-7,1440 - 1,22 • 0,98 1,15 • 60 = 139 мин.6)	Длительность цикла покрытия (с учетом времени на загрузку
и выгрузку деталей)та= 139 + 5= 144 мин.7)	Годовая производительность одного барабанаТ^ТоТ- -(433§-127) 60 12 = 21000 кг.8б1448) Необходимое количество барабанов в цехе
40 500п=-'210009) Коэффициент загрузки оборудования1,92,92 (принимаем п = 2).2150= 0,96.212.	Для цинкования деталей используется оваль¬
ный полуавтомат с одним катодным рядом, залитый циа¬
нистым электролитом. Оптимальная катодная плотность
тока в таком электролите 0К = 4,0 А/дм2, выход по току
для цинка Вт = 80%. Скорость движения подвесок в полу¬
автомате и! —0,8 м/мин, примерный шаг подвески 0,47 м.
Поверхность деталей одной подвески 5П = 20 дм2; неизо¬
лированная (цинкуемая) поверхность подвески составляет
5% от поверхности завешенных на нее деталей. Время
на загрузку и выгрузку подвески т3 = 0,8 мин.Какова должна быть длина цепи полуавтомата, чтобы
обеспечить получение цинкового покрытия толщиной б =
= 15 мкм? Определить силу тока, потребляемого полу¬
автоматом, и темп выхода из него подвесок. Сколько полу¬
автоматов необходимо для обеспечения годовой произво¬
дительности отделения 5Ц, равной 81 000 м2 покрытий,
если отделение работает 18 ч в сутки (с подменой на
обеденный перерыв) при пятидневной неделе? Простои
оборудования на ремонте составляют 4,5% от номиналь¬
ного годового времени работы оборудования; подготови¬
тельно-заключительное время 0,5 ч в сутки, обратимый
брак составляет 1%.Решение. 1) Продолжительность процесса собственно цинкования
деталей2п0,0015-7,14~~0 а7пВ 0,04- 1,22-0,80к“^п т 760= 16,4 мин.2)	Общая продолжительность процесса покрытия с учетом вре¬
мени на загрузку и выгрузку подвеских = Т1 + т3 = 16,4 + 0,8 = 17,2 мин.3)	Необходимая длина цепи полуавтомата/, = ыт = 0,8 • 17,2= 13,8 м.4)	Количество подвесок, которое можно разместить в полуав¬
томате,Ь 13,8
«1 =т:^-~- = 29,4 (принимаем ях = 30 подвесок).5) Действительный шаг подвески*1=-ь13,8пх — Г ~ 30 — 1
6) Темп выхода подвесокк 0,4.76
Тп~ ц~ 0,8= 0,476 м.= 0,595 мин.- 151 -
7)	Единовременно цинкуемая поверхность в полуавтомате5а = 5плЛ = 20 • 30 • 1,05 = 630 дм2,где /^ — поправочный ' коэффициент на цинкование неизолированной
поверхности подвесок.8)	Сила тока, потребляемого полуавтоматом,/ = Ск5а = 4,0 ■ 630 = 2520 А.9)	Действительный годовой фонд времени работы оборудования
с учетом подготовительно-заключительного времени и простоев обору¬
дования в ремонтеГ = 4338—127 = 4211 ч (см. задачу 211).10)	Годовая производительность одного полуавтоматаТ 5П 4211-60 0,20= — • ТГ = —ТГкпс— • Г7ГГ = 84 000 М2,т' К2 0,595 1,01где Къ—поправочный коэффициент на обратимый брак.11)	Необходимое количество полуавтоматов-5Ц 81 000
"2 = 57 = Шб0 = 0,965'Принимаем пг— 1.Коэффициент загрузки полуавтоматаКз = ^= 0,965.213.	Для цинкования мелких деталей использован
автомат колокольного типа с цианистым электролитом.
В каждый колокол автомата, имеющий форму усеченного
конуса диаметром внизу '^ = 50 см, вверху й3 = 40 см,
высотой Н = 55 см и толщиной стенки 6 = 5,0 мм, засы¬
пается в среднем §3 — -\Ъ кг деталей с удельной поверх¬
ностью 5уд=13 дм2/кг. Сила тока, приходящаяся на один
колокол, равна /=180 А. В ванне цинкования автомата
установлено я =12 колоколов.Детали цинкуются на среднюю толщину покрытия6	= 8,0 мкм при выходе по току ВтК) —70%. Цинкуемая
поверхность катодных контактов составляет 2% (К1= 1,02)
от поверхности загруженных деталей. Необходимое уве¬
личение времени процесса цинкования в колоколах для
компенсации механического истирания покрытий—20%
(/С2=1,20). Обратимый брак —5% (/Сз — 0,95).Автомат эксплуатируется 18 ч в сутки (с подменой на
обеденный перерыв) при пятидневной рабочей неделе. Под¬
готовительно-заключительное время в сутки тп з=1,46 ч.
Время движения колокола от одной позиции до другой- 152 —Тдв = 0,40 мин. Простой автомата в ремонте 5% (/С4 = 0,05)
от номинального времени работы.Ванна работает с компенсацией расхода цинка при
потерях раствора за счет некоторого превышения анод¬
ного выхода по току В-^ над катодным В(гк). Потери
электролита, содержащего в среднем [2п2+] = 24 г/л цинка,
составляют на всех операциях р = 130 мл/м2 покрытия.
Зависимость В-1-а) на транспассивных цинковых анодах раз¬
мером 450x200x10 мм от анодной плотности тока
Оа (А/см2) (при ее значениях выше плотности тока пас¬
сивного состояния) в примененном электролите может быть
выражена уравнением [22]:1ёВ<а) = + 1,36 — 0,46 !§ Оа.Анодная поляризация связана с электродной плотностью
тока зависимостью% = 5,32+1,60 1§Оа.Расстояние между анодными штангами в ванне цинкова¬
ния составляет 1Ш = 75 см.Катодные колокола погружаются в электролит на Ап =
=4/б боковой поверхности, степень перфорации которой
равна р = 25%.Удельная электропроводность электролита цинкования
при рабочей температуре равна хэ = 0,18 Ом-1 см-1. Экс¬
периментально измеренная величина катодной поляриза¬
ции (совместно с падением напряжения в электролите
внутри колокола и омическими потерями в катодных токо-
подводе и контактах) равняется т]к = —1,4 В.Рассчитать: а) необходимый темп выхода колоколов из
автомата; б) максимальную годовую производительность
автомата в тоннах деталей и в цинкуемой поверхности;в)	необходимое количество цинковых анодов в ванне;г)	частоту смены анодов, если величина анодного скрапа
составляет 20% от начального веса электродов (/С5 = 0,80);д)	расход анодного цинка на 100 м2 покрытий и 1 т цинку¬
емых деталей; е) напряжение на ванне; ж) удельный рас¬
ход электроэнергии постоянного тока при цинковании на
100 м2 покрытий и 1 т цинкуемых деталей.Решение. /. Материальные расчеты. 1) Поверхность деталей
единовременной загрузки в один колокол5 = 5^3=13. 15=195 дм2._ 153 —
2)	Средняя катодная плотность тока на все детали (и токопод-
вод) в колоколе= 7=1 195- 1,02 = 0,905 а/дм2’Примечание. В расчетах рабочих катодных плотностей тока
для колокольных и барабанных ванн нельзя использовать параметры,
рекомендуемые для стационарных режимов электроосаждения. Вслед¬
ствие возможных значительных различий в величинах удельных по¬
верхностей деталей не имеют особого смысла применяемые иногда
коэффициенты для перевода допустимых плотностей тока от стацио¬
нарных режимов к колоколам или барабанам. В ваннах последнего
типа токовая нагрузка обычно ограничивается сопротивлением элек¬
тролита, которое в свою очередь определяется как его видом, так и
конструкцией колокола (или барабана). Поэтому в таких ваннах
токовую нагрузку целесообразно или принимать исходя из практи¬
ческих данных, или же рассчитывать по плотности тока на перфори¬
рованную поверхность колокола (барабана) — тоже по практическим
данным.3)	Необходимое время цинкованияМ7гК, 0,0008-7,14.1,20Тц = - - ,-г = —	—	60 =53,2 минОкрЯ2пЪ{тк) 0,00905-1,22.0,70(в расчете принят фактический выход по току для осаждения цинка,
в том числе с. учетом и катодных контактов).4)	Темп выхода колоколов находится из соотношенияТВП ТдВ = Тц(за период движения крайних колоколов тдв детали в них не цин¬
куются);Тц + ТдВ 53,2 -|- 0,4
Тв 				—			= 4,47 мин ^ 4 мин 28 с.5)	Номинальный годовой фонд работы оборудованияТ0г = 18 [365 — (104 + 8)] — 2 - 6 = 4542 ч,где 104 — количество выходных, 8 —праздничных дней, 6 — предпразд¬
ничных дней с уменьшенной на 1 ч сменой.6)	Действительный годовой фонд работы оборудования с учетом
его простоев на ремонтеТг = Т0г( 1 -Кд = 4542 (1,00 -0,05) = 4315 ч.7)	Годовой производственный фонд времени работы автомата
Гг = Тг-Т0тп.3 = 4315 - [365 - (104 + 8)] 1,46 = 3946 ч.8)	Годовая производительность автомата:а)	в колоколах оцинкованных деталейГг ^ 3946 - 60 ...«к=——К3 = ——0,95 = 50 400 колоколов;б)	в тоннахвг = ёзпк = 50 400 = 756 т;- 154 -в)	в поверхности оцинкованных деталей1 О 1 с5г = 5улёэпк =	50 400 = 98 200 м2,9)	Сила тока в ванне цинкования/в = /л= 180-12 = 2160 А.10)	Количество цинка, осажденного в ванне цинкования за год
(при 100%-ном коэффициенте использования автомата),(г) , /т/ ч и 2160-3946.1,22-0,70
Йп = /в (Т г> ?2пВт 		ГООО	’— = 7270 КГ.11)	Расход цинка с потерянным электролитом за год эксплуата¬
ции автомата24&Г2п = [2п*+] р5г = 1Ж 0,13-98 200 = 306 кг(потери электролита рассчитываются условно только на поверхность
годных деталей).12)	Необходимая величина анодного выхода по току при
условии компенсации потерь растворенного цинка за счет анодного
растворения металла= 73%(в расчете не учитываем возможность коррозионного растворения цин¬
ковых анодов в периоды бездействия ванны).13)	Рабочая анодная плотность тока на транспассивных цинко¬
вых- анодах в ванне цинкования находится из зависимости анодного
выхода по току от плотности тока:1§ В<.а) = 1§ 73= 1,36-0,46 18 Оа; 1§ Оа = 2,905;Оа = 0,0803. А/см2 = 8,03 А/дм2.14)	Необходимое количество цинковых анодов в ванне (аноды
работают односторонне)Iв	2160	оп п олПа_Оа5а 8,02 (4,5 - 2,0) ’ ~ ан°Д.0В-Необходимо проверить возможность размещения рассчитанного коли¬
чества анодов на анодных штангах.15)	Время растворения цинковых анодов (работают односторонне)т	°ЛпУ. (45.20.1)7,14-0,80.30Т“ ^2пВ‘а) /в?2пВ<а)	2160.1,22.0,7380 2= 80,2 ч = -^_’ ^0=4,85 суток.16)	Годовой расход цинковых анодов на работу ванны8а=$1 + Д&2П = 7270 + 306=7576 кг.- 155 —
Примечание. В применяемых зачастую методах расчета рас¬
хода анодов учитываются потери металла при переплавке анодных
остатков и изготовлении электродов. При использовании стандартных
анодов и дорастворении анодных остатков в корзинах из инертного
металла (титановых) этими потерями можно пренебречь, что и сде¬
лано в нашем расчете.В некоторых рекомендованных методиках расчета расход анодов
подсчитывают только исходя из количества цинка, осажденного на
годные детали. Такой расчет неточен. Нужно учитывать расход анод¬
ного металла также на покрытие катодных контактов, деталей, иду¬
щих в обратимый брак, а также на увеличение времени осаждения
металла на детали, необходимое для компенсации истирания покры¬
тий в колоколах и барабанах и неравномерности их пересыпания.
Истирание покрытий происходит только на отдельных выступающих
частях деталей, которые будут йоэтому быстрее подвергаться корро¬
зионному разрушению. Такое истирание не приводит к заметному изме¬
нению катодного выхода по току, т. е. средняя фактическая толщина
покрытия на деталях будет несколько больше расчетной’.17)	Масса анодов, необходимых для первоначальной загрузки
ванны,8’ = гу*2пЛ§ = (4,5 - 2,0 - 0,1) 7,14 - 30 = 193 кг.Эта составляющая не является собственно расходом анодов на элек¬
трохимический процесс и нужна в расчетах только для первого года
эксплуатации ванны.18)	Суммарный годовой расход цинковых анодовЯа = «га + ёга=7576+193 = 7769 кг-19)	Удельный расход анодного цинка:а)	на 100 м2 цинковых покрытийст. 100 7769-100 „ „
т2п = 5^ = ~98200~= КГ’б)	на 1 т цинкуемых деталейа. 7769
т2п = “ = -^5^=10.25 «г/т.II. Расчеты по электродному балансу. 20) Анодная поляризация
находится из эмпирической формулы:Т)а = 5,32 + 1,60 1§ 1>а = 5,32 + 1,60 1§ 0,0803 = 3,57 В.21) Определим падение напряжения в электролите ванны цинко¬
вания, В случае ванн колокольного и барабанного типа с внешними
анодами неопределенной величиной в расчетах проходного сечения
электролита остается катодная поверхность. С достаточной для прак¬
тических целей точностью за ее значение можно принять погружен¬
ную в электролит перфорированную поверхность колоколов:а) боковая (перфорированная) поверхность одного колокола5'=т (-1- + 4*-где I — составляющая усеченного конуса:1 = УН2-)- (гг — /-3)2 = |^5,52 + (2,5 — 2,0)2 = 5,525 дм,
отсюда 5' = 3,14-5,525(2,5 + 2,0)=78 дм2;— 156 —б)	погруженная в электролит перфорированная поверхность коло¬
кола ванны5" = 5'Ап = 78у = 62,5 дм2;в)	расчетная плотность тока на поверхности колоколов
/„ 180О'= 2,88 А/дм2;3" ' 62,5г)	проходная плотность токаО =	= /8,02 • 2,88 = 4,81 А/дм2;д)	межэлектродное расстояние определяем как среднее между
минимальным и максимальным расстояниями между анодами и коло¬
колом.Расстояние от анодов до близлежащих участков колокола75-50 + 40- = 15 см.2 2
Расстояние от анодов до наиболее удаленных участков колокола
1т 75= 37,5 см.(расчет является приближенным, так как колокола расположены
в электролите под острым углом).Среднее межэлектродное расстояние1б + 1, 15 + 37,5
/9 =	„	=	^	=26,25 см.Падение напряжения в электролите0,0481 • 26,25- = 7,01 В,хэ	0,1822) Падение напряжения в перфорации колоколов
Д'6 0,0288 • 0,5ДКП=-= 0,32 В.рх,э 0,25-0,1823)	Напряжение на ваннеКв = ДКэ + ДУп + *)а (— пк)==7,01 +0,32 + 3,57+ 1,4= 12,3 В.
Потери в анодах невелики по сравнению с другими составляющими;
ими пренебрегаем.24)	Находим необходимое напряжение на генераторе. Потери
в шинопроводах обычно не превышают 0,5—1,0 В. Принимаем 0,8 В.
Тогда Уген= 12,2 + 0,8= 13,0 В.25)	Удельный расход электроэнергии постоянного тока:
а) на 100 чи2 оцинкованной поверхности«75 =/„ (Гг) Уген100 =2160-3946- 13,0
98 200 • 1000— 157 -100= 112,5 кВт ■ ч.
б)	на 1 т деталей'■	= ^607.3946 13,0 _ , кВт.н	§г	756 • 1000214» Конвейерный автомат электролитического цинко¬
вания проволоки имеет рабочую длину ванны цинкова¬
ния 1 = 5,8 м, количество «ниток» в ванне «1 = 20. Про¬
волока в ванне проходит по прямой горизонтальной ли¬
нии; 10% поверхности проволоки, находящейся в ванне,
экранируется катодными контактами (/^ = 0,90). Необхо¬
димая толщина цинкового покрытия на проволоке 6 =
= 10 мкм, катодная плотность тока /)к = 20 А/дм2, выход
по току для цинка Вт = 96%. Работа автомата трехсмен¬
ная, без выходных дней (в праздничные дни не работает).
Неизбежные планируемые простои автомата равны 10%
от номинального годового фонда времени работы обору¬
дования.Рассчитать: а) годовую производительность автомата
в расчете на проволоку диаметром 0,65 мм (вес 1 м про¬
волоки §' = 2,54 г); б) скорость движения проволоки
в ванне; в) силу тока на ванну, если его потери на
цинкование неизолированных частей катодных контактов
составляют около 3% от тока, идущего непосредственно
на цинкование проволоки (/С2=1,03).Решение. 1) Поверхность 1 м проволоки5 = яЛ = 3,14-0,0065. 10 = 0,204 дм*.2)	Необходимая продолжительность процесса цинкования&<7п	0,0010-7,14 _Тп=	——■ = —?гн—	60 = 1,83 мин.О	В 0,2-1,22.0,96т	> > >авт2,85 м/мин.3) Скорость протяжки проволоки в автомате
5,8 • 0,9тц 1,834)	Единовременно цинкуемая поверхность в ванне5в = /./е15я1/С2 = 5,8 • 0,9 • 0,204 • 20 • 1,03 = 21,9 дм2.5)	Сила тока на ванну цинкования/ = 0К5В = 20. 21,9 = 438 А.6)	Номинальный годовой фонд времени работы автоматаГ0 = 365— 8 = 357 суток.7)	Действительный годовой фонд времени работы автоматаГ = 357 — 0,1 .357 = 321,3 суток = 7711 ч.- 158 -8)	Годовая производительность автомата:а)	в метрах проволокиА = ищТ = 2,85 • 20 ■ 7711 .60 = 2,64- 10? м;б)	в тоннахё = Ад' = 2,64- 10-^.2,54-10-0 = 67 т.215» Электролит стационарной ванны цианистого цин¬
кования нагрузкой /= 1200 А содержит около 35 г/л
цинка (в пересчете на металлический), 85 г/л ЫаС1Мобщ,
80 г/л ЫаОНоб1д, небольшое количество присадок глице¬
рина и Ма25. Ванна работает при комнатной температуре;
катодная плотность тока Ок = 3 А/дм2, катодный выход
по току В$.к) я«85%; анодный выход по току для цинка
Вта)^90%. Толщина б цинкового покрытия на деталях
должна составлять 15 мкм; на открытую поверхность
подвесок расходуется около 5% от тока, расходуемого
на цинкование самих деталей (К =1,05). В течение рабо¬
чих смен ванна работает непрерывно: подвески из ванны
вынимаются по одной и сразу же заменяются новыми.
Ванна снабжена сборником-уловителем раствора.Рассчитать: а) изменение за 1 ч содержания цинка
в электролите ванны; б) расход цианида (свободного и
связанного в пересчете на МаС1Ч) в 1 ч и на 1 м2 покрытия,
если механические потери электролита составляют ря«90 мл/м2 покрытия, а проектные потери цианидов
(№СМ) на разложение §сы^0,6 г/(А-ч) протекшего
электричества [23].Решение. 1) Длительность процесса цинкования6Л7п 0,0015-7,14
т_	 =	60 = 20,65 мин.Ок<?2пВт0 0,03-1,22-0,852)	Количество рабочих циклов в 1 ч6020,652,9.3)	Поверхность деталей одной загрузки ванны5з==15^Г = з,о-1,05 ==381 дм2’где К. — поправочный коэффициент на цинкование открытой поверх¬
ности подвесок.4)	Часовая производительность ванны5 = 53п = 381 -2,9=1105 дм2.— 159 —
б)	Увеличение за 1 ч содержания цинка в электролите ванны
за счет превышения анодного выхода над катодным52гГ= /т?2п(Вта)-ВтК>) = 1200- 1 ’ *.22 (0,90-0,85) = 73,2 г.6)	Уменьшение за Гч содержания цинка в ванне за счет потерь
электролита	‘	^Дёг"п = Р[2п2+]5А: = 0,090- 35- 11,05- 1,05 = 36,5 г.7)	Суммарное изменение содержания цинка в ванне за 1 чДё- = 73,2 —36,5 = + 36,7 г.8)	Расход цианида за 1 ч работы^аС1Ч] 5/<'+^С|Ч,/т == 0,090.85- 11,05- 1,05 + 0,6-1200- 1=808,7 г ШС1Ч.9)	Расход цианида на 1 м2 покрытия808>7 70 п
тсы= 5 = ТГдГ= г-21©= Для кадмирования мелких деталей использованы
барабанные ванны и цианистый электролит, содержащий
120 г/л общего цианида (в пересчете на №С1\Г). Толщина
кадмиевого покрытия 6=15 мкм. Катодный выход по
току Вт = 92% (для данного электролита в стационарных
ваннах). Коэффициент увеличения времени электролиза
в барабанных ваннах на механическое истирание покры¬
тий и неравномерность пересыпания деталей К =1,15.
Механические потери раствора составляют ря«1.30 мл на
1 м2 покрытия (детали сложной конфигурации, имеется
сборник-уловитель электролита). Проектные потери циа¬
нида на разложение §сы = 0,8 г/(А-ч) протекшего элек¬
тричества [23].Каков удельный расход цианида на 1 м2 покрытия и
какую долю в этой величине составляют потери цианида
на разложение?Решение. 1) Количество кадмия в 1 м2 покрытия
§сй = 5бйса = 10 000 • 0,0015 • 8,65 = 130 г.2)	Расход электричества на получение 1 м2 кадмиевого покрытияИга	>30гЛ^оЖ1’15^77’4 А'4-3)	Удельный расход цианида на 1 м2 покрытиятсы = р[ШСМ] + 2См<3 = 0,13- 120 + 0,8-77,4 = 77,6 г,в том числе доля расхода цианида на разложение0,8 • 77 4шо = —Ю0 = 79,8%.
т	77,6— 160 —217. Для сближения катодного и анодного выходов
по току в цианистых ваннах цинкования или используют
установку инертных анодов, или же эксплуатируют цин¬
ковые аноды в транспассивном состоянии. На транспас¬
сивных цинковых анодах наряду с ионизацией цинка
протекают процесс выделения кислорода и сопутствующий
ему нежелательный процесс анодного окисления циани¬
дов. Конечными продуктами последнего процесса являются
карбонаты и аммиак:С1Ч-+ЗОН' —2е- -> СО|-+Ш3При лабораторном исследовании парциальных выхо¬
дов по току для трех анодных процессов на транспассив¬
ном цинке [24] ток ионизации цинка определялся по
убыли веса цинкового анода (после снятия с него пас¬
сивной пленки); ток выделения кислорода рассчитывался
по сравнению объемов влажных газов, выделившихся на
исследуемом аноде и в последовательно включенном в цепь
газовом кулонометре; общее количество протекшего элек¬
тричества определялось по привесу катода медного куло-
нометра; ток окисления цианида рассчитывался по разности.В натрий-цианисто-цинкатном электролите за время
опыта убыль цинкового анода в лабораторном электро¬
лизере составляла §2п = 692 мг, на аноде выделилось
уа = 26,6 мл влажного кислорода, а в газовом кулоно¬
метре укул = 491 мл влажного гремучего газа. Прибыль
веса катода медного кулонометра при этом равнялась&си = 0,838 г^Определить парциальные анодные выходы по току для
ионизации цинка, выделения кислорода и окисления циа¬
нида. Рассчитать расход №СЫ на ампер-час протекшего
электричества и на каждый микрометр цинкового покры¬
тия на 1 м2 изделий, если катодный выход по току для
цинка составляет К = 0,95 от анодного выхода по току
для ионизации цинка (для компенсации механических
потерь цинка с раствором путем избыточного анодного
растворения металла). Какой доле затрат анодного тока
соответствуют проектные нормы расхода электричества
на электрохимическое окисление цианидов	== 0,6 г ЫаС1Ч/(А-ч) [23]?Решение. 1) Анодный выход по току для ионизации цинка
е7„ аГи 0,692 1,185'“-гаг ■ тда- ‘“-“Л'6 Флёров В, Н,	— 101 —*
2) Найдем анодный выход по току для выделения кислорода.
Электрохимический эквивалент для сухого гремучего газа в нормаль¬
ных условиях равен сумме электрохимических эквивалентов для
водорода и кислорода:^ + ?о2 = 418 + 209 = 627 мл/(А • ч).Принимаем одинаковым изменение объемов гремучего газа и кисло¬
рода за счет факторов температуры, давления и насыщения газов
водяными парами.Тогда анодный Вт по кислороду-^г6 627 100= 16,2%.В!:V<_кул100 =209 4913)	Анодный выход по току для окисления цианида рассчитываем
по разностиВ™ = 100 — (В^п + В°2) = 100 - (80,2 + 16,2) = 3,6 %.4)	Электрохимический эквивалент для ЫаСЫМЧей	49= 0,915 г/(А • ч).гР 2 • 26,8
5) Удельный расход цианистого натра при анодном процессе
«сы = <7Сыв™ =0.915 • 0,036 «= 0,033 г/(А*ч) = 33 мг/(А*ч).м2 цин-6) Удельный расход ЫаСЫ при анодном окислении на
нового покрытия толщиной 1 мкмт.СЫ'тСЫ® — тССN<?2пВ<к)— т,2п?2п...Лв?п. ппо 10 000-0,0001 .7,14
~ ’ 1,22.0,95-0,802 ~0-254 г/м“-7) Необходимая доля затрат анодного тока на электрохимиче¬
ское окисление цианидов при проектной норме расходаВ™ 5сы
ит (пр) —	9сы0,60,915100 = 65,6%.Как видно из расчетов, при скорости окисления цианида, соот¬
ветствующей проектной норме, на два других парциальных анод¬
ных тока —ионизацию цинка и выделение кислорода — затрачивалось
бы всего около трети общего тока, т. е. ванна работала бы с быстрым
истощением электролита по цинку, чего не наблюдается в практике.
Проектная норма расхода цианида на анодное окисление завышена,
по крайней мере, на порядок.218. Применены два способа сближения катодного и
анодного выходов по току в сильноцианистом электролите
цинкования; а) установка только транспассивных цинко-- 162 -вых анодов и б) установка на тех же штангах, что и
для цинковых анодов, некоторого количества нераствори¬
мых (стальных никелированных) анодов.Выделение кислорода на анодах последнего вида начи¬
нается при значительно менее положительных потенциа¬
лах, чем на цинке. Поэтому в последнем случае цинко¬
вые аноды, имеющие тот же потенциал, что и инертные,
работают в пассивном состоянии, когда весь ток, прохо¬
дящий через них, затрачивается полностью на ионизацию
цинка. Для таких анодов характерно практическое отсут¬
ствие зависимости анодного тока от потенциала. В этом
варианте уменьшение анодного выхода по току дости¬
гается целиком за счет никелированных анодов, на кото¬
рых происходит выделение кислорода, а также нежела¬
тельный процесс окисления цианидов. В первом варианте
эти процессы протекают на транспассивных цинковых
анодах параллельно с процессом ионизации цинка.Катодная плотность тока в подвесочной ванне цинко¬
вания Ок = 2,0 А/дм2. В этом режиме катодный выход по
току 81%. Для сохранения стабильности состава электро¬
лита анодный выход по току должен равняться катод¬
ному.Рассчитать необходимое соотношение между поверхно¬
стями цинкуемых деталей 5К (совместно с открытыми
участками подвесок) и транспассивных цинковых анодов 5а,
если парциальная плотность тока ионизации цинка
меняется с общей плотностью тока Оа (А/см2) по зависи¬
мости [24]: 1§^ =— 0,64 —0,461§Оа.^ аНайти нужное соотношение между общими катодной
и анодной поверхностями при использовании пассивных
цинковых и нерастворимых анодов, если плотность тока
на пассивных цинковых анодах равна Од" = 3,2 А/дм2 и
на инертных анодах Да'1 = 4,0 А/дм2. Какое соотношение
будет при этом между поверхностями пассивных цинко¬
вых и инертных анодов.Рассчитать расход ЫаСЫ на единицу протекшего
электричества в обоих вариантах примененных анодов.
Для транспассивных цинковых анодов в таком электро¬
лите зависимость парциальной плотности тока окисления
цианида О', от общей плотности тока Оа выражается
уравнением 1§^.2 = 0,190 +2,601§Оа, а для никелевых ано¬
дов — уравнением 1 §0-1 = — 1,38 + 0,425 1§^‘.
Решение. 1) По условию —- = В^ = В^ = 0,81. Тогда общаяанодная плотность тока для первого варианта может быть найдена
из зависимости:18 0,81 =.— 0,64 — 0,46 1§Оа.Отсюда1	§Оа = — 1,193 = 2,807; Ва = 0,064 А/см* = 6,4 А/дм*.2)	Соотношение между катодной поверхностью и поверхностью
транспассивных цинковых анодов в первом анодном варианте—	в’4	О П5а Ок 2,0 ~3’2-3)	На пассивных цинковых анодах выход по току для ионизации
цинка принимаем 100%. Ток, проходящий через такие аноды, должен
соответствовать катодному току, затрачиваемому на выделение цинка.
Ток, протекающий через никелевые аноды, должен быть равен катод¬
ному току, идущему на выделение водорода. Отсюда/2п	п2п о2п	ПС Вт . ^N1	глЫ1сЖ	т-ч о 11 Вт'а —	а —икГк ЮО ’ а _ а а ~ к кПодставим:ООС2П п 05 о,81 = 1,625 •	П)К ’	’ К>	V /4,05™ = 2,05 0,19 = 0,385	(2)*	а ’ к ’	* к*	\ /Разделив уравнение (1) на уравнение (2), получаем нужное
соотношение между поверхностями цинковых и никелевых анодов:52п : ^N1 = 6,33.Из уравнения (1)с2пНО5А-= 1,975.5а = 52п + 5Ы1==Л+ 1 \ 52п = 1>18752п5,33Тогда во втором анодном варианте соотношение катодной и общей
анодной поверхностей равно5К 1,975 ,5Г = тж=1’66-4)	Парциальная плотность тока окисления цианидов на транспас¬
сивных цинковых анодах В'.г находится из ее зависимости от общего
анодного тока:1§ 2Эо = 0,190 + 2,60 1§ 0,064;отсюда1б И' = —2,91=3,09;О'= 0,00123 А/см* = 0,123 А/дм*.— 164 —5)	Анодный выход по току для окисления цианидов на транс¬
пассивных цинковых анодахВ“г|-100=15г100=1'921Расход цианида на единицу протекшего электричестват'сы = дскв?о) = 0>915-0-0192 = 0>0176 г/(А- ч) = 17,6 мг/(А-ч).6)	Парциальная плотность тока окисления цианида на никелевых
анодах1еО" = — 1,38 + 0,425 1§ 0,040;180'' = — 1,974 = 2,026;О" = 0,0106 А/см* =1,06 А/дм*.7)	Анодный выход по току для окисления цианида в расчете на
всю анодную поверхность (никелевых и цинковых электродов) во вто¬
ром вариантеВтТ2)=-^1г (100-В") = -^°-(100-81)=5,03%.Расход цианида на единицу протекшего электричестват"сы =<7СМВ™2) =0,915-0,0503 = 0,046 г/(А-ч) = 46 мг/(А • ч).Расход цианида при его анодном окислении будет в 2,6 раза больше
в варианте с использованием смешанных анодов, чем при установке
только транспассивных цинковых анодов.219= При цинковании деталей средней сложности
профиля на толщину покрытия 6 = 9 мкм в подвесочных
ваннах с цианистым электролитом, содержащим раство¬
ренной окиси цинка [2пО] = 30 г/л, катодный выход по
току составляет ВхК) = 70%. Потери электролита на унос
с деталями равняются р = 95 мл/м2 покрытия (имеется
ванна-уловитель).В ванне использованы смешанные аноды: пассивные
цинковые, на которых протекает только процесс иониза¬
ции цинка при плотности тока Огп = 3,2 А/дм2 (практи¬
чески не меняющейся с поляризацией), и нерастворяю-
щиеся стальные никелированные аноды. На анодах
последнего вида выделяется кислород и, с меньшей ско¬
ростью, окисляется цианид. Парциальная плотность тока
«цианидного» процесса ^СN связана с общей плотностью
тока Ои 1 (А/см2) на таких анодах зависимостью:= — 1,38 + 0,4251§/3> NI •Соотношение между поверхностями цинковых и инертных
анодов 8гп ■ = 5.- 165 -
Сравнить расход ]\таСМ на анодное окисление в расчете
на 1 м2 покрытия при условии компенсации расхода
цинка с электролитом, захваченным деталями, по двум
вариантам:а)	восполнение потерь раствора электролитом с техно¬
логическим содержанием цинка (при равенстве катодного
и анодного выходов по току);б)	за счет превышения анодного выхода по току над
катодным, когда потери раствора компенсируются элек¬
тролитом без содержания цинка.Какова должна быть величина анодного выхода по
току в последнем варианте?Решение. I вариант. 1) Найдем плотность тока на никелевых
анодах. Согласно условию задачи52п = 55ж;	(а)7	!+1 = в	5 = Вт = 0,70;	(б)Огп=3,2.	(В)Решая систему из этих трех уравнений, получаем
Ож = 6,86 А/дм2.2)	Парциальная плотность тока окисления цианидов1§йсы =— 1,38 + 0,425 1§ 0,0686 = — 1,875 = 2,125;Всм = 0,01334 А/см2= 1,334 А/дм2.3)	Выход по току для цианидного процесса на никелевых анодахгм	1,334В™)=^100=13Ж100=,9’5%'4)	Общий анодный выход по току на окисление цианидав“ -в“.) (1 --тк)“19’5 (' --шг)-5'85%■5)	Расход №СМ при анодном окислении в расчете на 1 м2
покрытия?2пв<к)О	те 10 000.0,0009.7,14
= 0,915-0,0585-	^22.0 70 		= 4,02 г/м2.II	вариант. 1) Расход цинка в расчете на 1 м2 покрытия:а)	на процесс гальванопокрытия§2п = Ш1а = 10 000 - 0,0009 - 7,14 = 64,25 г;— 166 -б) на унос раствора с деталямиАу	65,4й = [2п0]рж^--= 30.0,095жд = 2,29 г.2пО2)	Необходимый анодный выход по току„	64,25 + 2,29=	Вт — б4~~25 70 = 72,6 %.3)	Плотность тока на никелевых анодах при расчетном анодном
выходе по току находим аналогично тому, как это делалось в I
варианте (п. 1). Составив и решив ее, получаем0Ж = 6,07 А/дм2.4)	Анодная плотность тока окисления цианида1,38 + 0,425 1§ 0,0607 = - 1,8975 = 2,1025;Ссн =0,01266 А/см2 = 1,266 А/дм2.5)	Анодный выход по току для окисления цианидов
см_ °сп Лпп_п2П' ’’266В!г =^N1(100-В?")*-^- 27,4 = 5,72о/0 ,6)	Расход №СЫ при анодном окислении в расчете на 1
покрытиясытсы~ ?сывт= 0,915 - 0,0572^;|’°^07’14- = 3,93 г/м2.Восполнение механических потерь растворенного цинка путем
некоторого превышения анодного выхода по току над катодным дает
возможность не только резко уменьшить расход окиси цинка, заме¬
нив ее более дешевым металлическим цинком, но и позволяет, как
можно видеть из расчета, несколько снизить анодное окисление
цианидов (особенно в колокольных и барабанных ваннах, где значи¬
тельно выше механические потери электролита).220.	Годовая производительность автомата двух¬
слойного (медь — никель) гальванопокрытия составляет
5а = 46 000 м2 покрываемой поверхности деталей. Ванна
никелирования, установленная в автомате, работает при
катодной плотности тока йк — 4,0 А/дм2 и выходе по току
В?1 = 96%. Необходимая толщина слоя никеля на дета¬
лях 8= 15 мкм. Обратимый брак составляет 1 % от поверх¬
ности всех покрываемых деталей. Действительный годо¬
вой фонд времени работы оборудования 5465 ч (автомат
работает круглосуточно, кроме выходных и праздничных— 167 —
дней; простои на ремонте—10% от номинального годо¬
вого фонда оборудования).Габариты анодов: 750x250 мм, толщина ба = 10 мм.
Анодная плотность тока 0а = 2,0 А/дм2; анодный выход
по току В<а) = 103% (с учетом шламления); анодные
остатки (скрап) составляют около 17% от первоначаль¬
ной массы анода.Рассчитать: а) продолжительность работы анодов,
установленных на средних штангах ванны (т. е. при двух¬
стороннем анодном растворении электродов); б) годовой
расход анодов на автомат в тоннах и штуках (без учета
расхода электродов на единовременную загрузку ванны);в)	частоту смены средних анодов; г) годовое количество
анодного скрапа.Решение. 1) Фактически никелируемая поверхность за год5	= 46 000. 1,01=46 460 м2,где 1,01—коэффициент, учитывающий обратимый брак.2)	Масса никеля в 1 м2 покрытия^ = 56^ = 10 000 . 0,0015 • 8,9= 133,5 г.3)	Общая масса никелевого покрытия всей годовой продукции133 5§2=^5 =-ущ-46 460 = 6200 кг.4)	Годовое количество анодно растворяющегося никеляВ<а>	1,03■	=6200-= 6650 кг.5)	Годовой расход никелевых анодов (с учетом скрапа)665084 1,0 — 0,17	кг-6)	Масса одного анода§а = 56/ш = (7,5 • 2,5) 0,1 • 8,9= 16,7 кг,
в том числе масса его растворяющейся части
^ = 16,7-0,83=13,86 кг.7)	Годовой расход никелевых анодов:а)	в штуках8015б) в тоннах' 16,7
16,7 • 4= 480 шт,= 8,02 т.8)	Годовое количество анодного скрапа= 8,02. 0,17 = 1,36 т.9)	Сила тока, приходящаяся на один средний анод,/ = Оа5 = 2,0 (7,5 • 2,5) 2 = 75 А(2 — коэффициент, учитывающий двухстороннюю работу анодов).10)	Продолжительность работы одного среднего анодат&	I3 86_	=164 ч./дшВ<‘> ~ 75-1,095.1,0311)	Частота смены средних анодов за годТ 5465 .П2=Т = ТбГ=33'3 раза-221.	В автомате никелирования колокольного типа
установлена ванна-уловитель электролита, в которой
улавливается часть раствора, механически захватываемого
с деталями после операции никелирования. Объем ванны-
уловителя равен уу = 0,82 м3. Электролит никелирования
содержит С = 240 г/л №504-7Н20. За сутки в автомате
никелируются детали с поверхностью 5С = 600 м2. Нике¬
лированию подвергаются детали средней сложности про¬
филя, унос электролита с которыми в ванну-уловитель
составляет рх == 210 мл на 1 м2 поверхности деталей;
потери электролита на других операциях р2 = 70 мл/м2.
В ванну никелирования приносится в среднем р3 =
= 130 мл/м2 воды, захватываемой с деталями из промы¬
вочных ванн и вносимой при промывке анодных штанг.
Из ванны никелирования за сутки испаряется §1=150 л
воды.Унос разбавленного раствора из ванны-уловителя
в этих условиях равен в среднем р4 ==180 мл/м2 поверх¬
ности отникелированных деталей.Рассчитать частоту смены раствора в ванне-уловителе
на воду, принимая, что: а) объемы растворов, получае¬
мых в ванне-уловителе (с учетом их последующих потерь),
должны равняться изменению объема электролита при
его потерях; б) состав ванны никелирования остается
постоянным при эксплуатации; в) объем жидкости в ван¬
не-уловителе постоянен; г) состав раствора, уносимого
с деталями из ванны-уловителя, соответствует его составу
в общем объеме ванны. Какова оптимальная концентра¬
ция №504-7Н20 в ванне-уловителе в конце периода ее
работы? Какого уменьшения расхода соли можно достичь— 169 —
при установке ванны-уловителя в расчете на 1000 м2
покрытия и в процентном отношении?Решение. 1) Суточная убыль объема электролита в ванне нике¬
лирования за счет разности уносимой и вносимой в нее жидкостиЧ	= (Р1 - р3) 5С + ^ = (0,21 - 0,13) • 600 + 150 = 198 л.2)	Потери электролита при фильтрации, приготовлении, про¬
мывке ванн и т. д. в расчете на сутки работы ванны= Р2-5с = 0,07 • 600 = 42 л.3)	Общее расчетное изменение объема электролита в ванне за
суткис = 01 + г»2= 198 + 42 = 240 л.Время обновления раствора в ванне-уловителе
а„ 820V240= 3,42 суток.5)	Поверхность деталей, никелируемых за период работы ванны-
уловителя,5	= 5ст = 600 • 3,42 = 2050 м2.6)	Для расчета конечной концентрации сульфата никеля в раст¬
воре необходимо учесть скорость приноса солей в ванну-уловитель
с захваченным электролитом и их унос с раствором из ванны-улови¬
теля. Первая величина является постоянной, тогда как вторая
постоянно изменяется; однако по условию задачи доля уносимого
раствора на единицу поверхности обрабатываемых деталей будет
всегда одной и той же.Исходя из этой предпосылки:й5 р1 8 Vур4V,,Р4где #=/(5) — абсолютное количество соли в ванне-уловителе. Отсюдаё — т ехрр45 \ Ср]Оу+Р4где т — постоянная интегрирования.
Если 5 = 0, то §=0, тогдаСр IV у111 =р4подставляем:но § = СуУу, тогдаСР1УУСр11	— ехр-	170 -Подставляем численные значения:240-0,21 Г, ( 0,18-2050
Су =—7Г-Г5— 1 — ехр ——6Д8-Г	§20= 280 [1 - ехр (— 0,45)] =280-280 ехр (- 0,45);1п (280 — Су) = 1п 280 — 0,45;0	45_ 1Й (280 - Су) + 1е 280 = =0,1954;1§ (280 — Су) =2,2518; 280 —Су = 178,5; Су = Ю1,5 г/л.7)	Общие потери соли с растворами в ванне никелирования на
всех операциях за период работы ванны-уловителя8п = С (Р1 + ра) 5 = 240 (0,21 + 0,07) 2050 = 138 000 г.8)	Возврат соли с раствором из ванны-уловителя^в = СуОу = 101,5 • 820 = 83 300 г.9)	Экономия соли при установке ванны-уловителя:а)	в процентах	,»83,3шо =8пб)	на 1000 м2 покрытияЬ (%) = -“ Ю0 = _[^ 100 = 60,4%;^ = _|_К)00 = ||?- 1000 = 40,6 кг.222.	На какое количество деталей (в м2) нанесено
никелевое покрытие в автомате колокольного типа (усло¬
вия задачи 221), прежде чем концентрация №504-7Н20
в ванне-уловителе достигнет Су = 50 (а); 80 (б) и 110 г/л (в)?
Рассчитать уменьшение расхода соли при потерях раст¬
вора в этих случаях за счет наличия ванны-уловителя.Решение. Преобразуем уравнение, дающее зависимость концент¬
рации соли в ванне-уловителе от поверхности пропущенных деталей
(см. задачу 221):/ р45\ Сур4 / СурЛ р45ехр \ / ~р1с~; 1п I1отсюда5	= — — 1п (1 —].Р4 \ 0>1 /1)	Поверхность отникелированных деталей за период работы
ванны-уловителя при разных конечных концентрациях соли:820-2,303, Л 50-0,18 \ щспш-Л 50 \_
'41 —240Т0ЖЛ="	~ 280 ]~820-2,303. (, 80.0,18 \ Л 80 \б)	53 =	07Т5	Iе 0 —240Т0Ж;	Ш 500 ^ ^ 280 “10 500	= 2276 м2.= 1535 м2в)	5171
2)	Общие потери соли с растворами из ванны никелирования
за период работы ванны-уловителя:а)	§1 = С (р! + р2) 5=240 ■ 0,28 . 897 = 60 300 г;б)	й = 240 • 0,28 • 1535 = 103 000 г;в)	§3 = 250 . 0,28 • 2276 = 153 000 г.3)	Возврат соли с раствором из ванны-уловителя— Су'-'}-;а)	= 50 • 820 = 41 000 г;б)	§"=80-820 = 65 600 г;в)	в”' = 1Ю • 820 = 90 200 г.4)	Уменьшение расхода соли при потерях раствора за счет вве¬
дения ванны-уловителя:8»	41,0а)	&х = _1 100=^- 100 = 68,0%;б)	Ь*=-ЩоЮО = 63’7%-’90 2в)	Ьз=жо 100=59-°%223. Цианистая ванна цинкования в автомате под¬
весочного типа имеет общий объем раствора и = 8,8 м3,
работает при силе тока /= 1500 А и катодном выходе
по току Вт = 70%. Ванна эксплуатируется 16 ч в сутки
(без подготовительно-заключительного времени) при пяти¬
дневной рабочей неделе. Детали покрываются цинком
на толщину 6 = 9 мкм. Затраты катодного тока на покры¬
тие неэкранированных частей подвесок и получение бра¬
кованных деталей составляют 8% (К = 0,92). Унос элект¬
ролита из ванны цинкования с деталями и при вентиля¬
ции равняется р = 100 мл/м2 поверхности годных деталей.
Ванна работает с транспассивными цинковыми анодами,
на которых В™ = 4,2% тока затрачивается на окисление
цианида. Поглощение двуокиси углерода из воздуха
щелочным электролитом ванны составляет в среднем
д' =13 л/ч (приведенный объем). Исходный электролит
содержит Сна, = 3, 5 г/л Ыа2С03. Изменения объема элект¬
ролита ванны в ходе эксплуатации корректируются исход¬
ным раствором.Через какое время (в неделях) содержание карбонатов
в электролите достигнет Скон = 1,0 г-экв/л?Решение. 1) Изменение содержания карбонатов по сравнению
е начальнымС ~ Скои ~~ Сцач = Скон ~2 “ Снач = * >° ' 53 — 3,5 = 49,5г/л.- 172 —2) Анодное окисление цианидов протекает по суммарному урав-
нению№СЫ + №0Н + 20Н —2е-> На2С03-|-ЫН3
Отсюда электрохимический эквивалент для На2С03МЫа.СО,106гР2 • 26,81,98 г/(А • ч).3) Учитывая, что изменение содержания карбонатов проходит
во времени с разной скоростью (поглощение С02 из воздуха идет
непрерывно, а карбонизация при окислении цианидов и унос карбо¬
натов из ванны с теряемым раствором —только при работе ванны),
целесообразно проводить расчеты, исходя из дискретных прираще¬
ний. Такие расчеты будут иметь нужную инженерную точность при
достаточном количестве принятых периодов (в данном случае за
расчетный период примем одну неделю).Пусть количество карбонатов, образующихся за неделю в ванне,
будет §. Доля раствора, уносимого из ванны с деталями, До =_	где 5— производительность ванны в м2 деталей. Тогдаиз образовавшегося карбоната после недели работы останется в ваннеА Л Р5
Д§ =Если количество периодов (недель) работы ванны до достижения
определенной концентрации карбонатов С обозначим т, тогда общее
количество оставшегося карбоната в ванне (без учета его начального
содержания) к концу периодаёк = Со=8 1_р5\V ) !+ ...+Преобразуем это выражение:откудаСи —д, 1С = ^~р5VЯ1-/1Т-2Ч+ 14)1VV \ р5Для нахождения т уравнение представим^иначе:/1—-Е1У-1СиотсюдаV 11§8VСо
4) Недельный приход карбоната § в ванну складывается из при¬
хода за счет поглощения С02 из воздуха и образования карбона¬
тов при анодном окислении цианидов §2-8=81+82,а) количество карбонатов, образующихся при поглощении С02,$1 22,4 М106 (24’7)= 10340 Г:б)	количество карбонатов, образующихся за неделю при анодном
окислении цианидов,Й = /т"(?1.Вт = 1500 (16 • 5) 1,98 • 0,042 = 9980 г;в)	общий недельный приход карбонатов«=&1 + й= Ю 340 + 9980 = 20 320 г.5) Производительность ванны за неделю5 =/т"<72пВтА: 1500 • 80 • 1,22 • 0,70 • 0,92б а2п0,0009-7,1410-^ = 1470 м2.6) Длительность достижения предельной концентрации карбона¬
тов в ваннеСуVр51849,5 • 880020 3208800
0,1 ■ 147018 ^1= 23,7 недели.0,1 • 1470 \
8800 ~)224. При никелировании из электролита с суспенди¬
рованными частицами А1203 {<1к\2о3 = 3,65 г/см3) получено
композиционное электролитическое покрытие (кэп), содер¬
жащее р = 5 вес.% включений А1203. Осаждение произво¬
дилось при плотности тока Д< = 4,0 А/дм2.Сколько времени необходимо для нанесения покрытия
толщиной 6 = 3,0 мкм, если катодный выход по току для
никеля Вт = 96%.Решение. 1) Для нахождения плотности полученного композици¬
онного покрытия примем, что оно представляет собой механическую
смесь А1303 и металлического никеля в плотной, беспористой упа¬
ковке. Тогда, = 100 :А1203100 — р= 1005 95
3,65 +8,9= 8,32 г/смз.2) При расчете необходимого времени покрытия примем, что ча¬
стицы А1203 внедряются в покрытие механически; пренебрежем затра-— 174 —тами электричества на катафоретический разряд при осаждении таких
частиц на катоде. Тогда время покрытия:РМн9п(1- Ш! 0,0003-8,32-0,95 еп 0
”	БД" " 0,04 -1.095 ■ 0,96225. Рассчитать электрохимический эквивалент трой¬
ного сплава следующего состава: 90% свинца (ррь = 0,9),
8% олова (рзп = 0,08) и 2% меди (рСи = 0,02) для случая
его осаждения из борфтористоводородного электролита,
содержащего РЬ (ВР4)2, Зп (ВР4)2, Си(ВР4)2, свободную
борфтор истоводородную кислоту и присадку коллоида.Решение. 1) Удельный расход электричества на 1 г сплава
аспл = аРЪРрЬ + а5пР5п + °СиРСи =1 , 1 , 1
“^/рь+«7/5" + №/с"_-Р7 "•90 + 2Ж°'08 + ЦЖ0'02 = 0'® А"/Г-2) Электрохимический эквивалент сплава9спл = <7^7 = 0^85 = 3,51 ГЛА'4)’22©. Процесс бронзирования деталей осуществляется
в цианисто-станнатном электролите. Бронзовое покрытие
толщиной 6=15 мкм содержит 15% олова (рзп —0,15)
и 85% меди (рСи = 0,85).Катодная плотность тока 0К = 3,0 А/дм2, выход по
току для катодного сплава Вт = 68%. Плотность осадка
бронзы й — 8,89 г/см3.Какова необходимая продолжительность процесса брон¬
зирования?Решение. 1) В цианисто-станнатном электролите медь однова¬
лентна, а олово четырехвалентно. Отсюда электрохимические эквива¬
ленты компонентов сплава?Си=2,37 г/(А • ч);	= г/(А • ч).:2)	Удельный расход электричества на 1 г катодного сплавао5»+—- т 0.К+Р7 °-85--0'495 А'3)	Электрохимический эквивалент полученного сплава‘7спл== =М95 = 2,02 Г/(А'Ч)'4)	Продолжительность процесса бронзированияЫ	0,0015-8,89 __ 1П .х——_—- = —		’ --60 = 19,4 мин.•О^сплВт 0,03-2,02-0,68	' •- 175 —
221.	В лабораторной ванне нагрузкой /=1,90 А
с аммиачно-щелочным электролитом, содержащим Ка2Ж)4,
Ма2Со02 и некоторые другие исходные компоненты, за
т=1 ч 11 мин получен на детали электролитический оса¬
док вольфрамо-кобальтового сплава; масса осадка §факт =
= 2,13 г. Полученное покрытие состоит из 34% вольфрама
(Р\у = 0,34) и 66% кобальта (рСо = 0,66).Каков выход по току для сплава и для его отдельных
компонентов?Решение. 1) Удельный расход электричества на 1 г сплаваСТспл = <% + аСоРСо == Р'Х + Рсо =Уда	Я со= °’34 + Ш9 0,66 = 0,898 А’Ч/Г'2)	Электрохимический эквивалент сплава<?СПЛ=^==Р98 = 1’ИЗ Г/(А'Ч)'3)	Количество сплава, которое можно было бы получить за
время процесса,^теор == ^<7спл ~ ^00 ^ 13 = 2,505 г.4)	Выход по току для сплаваВтСПЛ=^100=Й^ 100=85’0%-5)	Выход по току для вольфрамаш	В“л 1,113-0,34.85,0в» _	■-а.ах.6)	Выход по току для кобальтаВ,С° = В“л - В™ = 85,0 - 28,2 = 56,8%•Й28- Для осаждения покрытий из сплава, содержа¬
щего 65% олова (рзп = 0,65) и 35% никеля (/7ж = 0,35),
использован фторид-хлоридный электролит, компонентами
которого являются 5пС12, №С12, N3?, КР и МИ4Р, Аноды
раздельные —оловянные и никелевые. Катодный и анодный
выходы по току равны 100%.Какова должна быть плотность тока на оловянных
и никелевых анодах, чтобы в процессе сохранялась неиз¬
менность состава электролита по олову и никелю? Изве¬
стно, что соотношение поверхностей оловянных и никеле¬- 176 —вых анодов должно составлять примерно 1 : 5, а средняя
плотность тока Осар = 1,7 А/дм2.Решение. 1) Удельный расход электричества для сплава”...”4-р8»+^Р»‘-2Ж0,65+да0’35"°'в14А',/Г'2)	Доля тока, идущая на никелевые аноды, должна быть равна
доле электричества, затрачиваемого на осаждение никелевого компо¬
нента катодного сплава3)	Доля тока, проходящая через оловянные аноды,Д/Зп= 1-0,522 = 0,478.4)	Для нахождения необходимых плотностей тока на никелевых
и оловянных анодах составляем систему уравнений:а)	соотношение поверхностей оловянных и никелевых анодов,
согласно условию задачи,б)	средняя анодная плотность тока по условию задачив)	согласно п. 3 решения. ^п.	= 0,478;	(3)5п | N1г)	согласно п. 2 решения.*1 0,522.	(4)'Зп + 'Ш5)	Из уравнения (3)г , /	{§»_'Зч 'г‘N1 — 0,478’Из уравнения (1)5ш= 553п-Подставляя последние два равенства в уравнение (2), получаем	^2.	= 1,7,0,478 (“5311+ 5^3п)—	177 —
Отсюда плотность тока на оловянных анодах^- = о5п = 4,88 А,/дм2.8п6)	Решая подобным же образом систему уравнений относительно—	, получаем, что плотность тока на никелевых анодах должна
^N1составлять 0^‘ = 1,064 А,/дм2.22®. При электролитическом осаждении бронзового
сплава (рзп = 36% и рси = 64%) из станнатно-цианистого
электролита использованы раздельные аноды —медные
и оловянные. При этом оловянные аноды работают при
плотности тока Од" = 2,1 А/дм2 и выходе по току В®11 = 68%;
медные аноды — при Оа11 = 0,7 А/дм2 и выходе по току
В^и = 90%. Катодная плотность тока 0К = 4,0 А/дм2.
Выход по току для катодного сплава В?™ = 70%.Какова должна быть относительная рабочая поверх¬
ность оловянных и медных анодов ванны (в расчете на
1 м2 одновременно бронзируемых деталей), чтобы состав
электролита в ходе процесса оставался неизменным?Решение. 1) Электрохимические эквиваленты для компонентов
катодного сплава<75п = 1>105 г/(А'4); <?Си = 2.37 г/(А-ч).2)	Теоретический удельный расход электричества на грамм осаж¬
даемой бронзы1	, 1асчл = ^ Рзп'+ ^ Реи = ТД05 °’36 + 2Ж О’64 = °>596 А ■ ч/г.3)	Доля полезного катодного тока, расходуемая на выделение
олова,~р5„ Т7Г65 0,36
А/зп = = ^596^ = 0,547>4)	То же, для никеляД/№= 1-Д/3п = 1-0,547 = 0,453.5)	Электрохимический эквивалент для катодного сплава(?™ = ^;=0^96 = 1>68 г/(А’4)-6)	Количество сплава, осаждаемое на 1 м2 катодной поверхности
за 1 ч процесса,бспл = ЙАплВтспл = 400-1.68'0.70 = 470 г,— 178 —в том числе олова23п = 470- 0,36 =169 г,!Си141ОаСи= о7Лй.225Яа"2/1меди§Си = 470 — 169 = 301 г.7)	Сила тока, проходящего через анодную поверхность, которая
соответствует 1 м2 поверхности деталей, завешенных на катоде:а)	для медных анодов301г =_±Си_==	=141 А;?СиВ?и 2>37 • °>90б)	для оловянных анодов/	=	- = 225 А.Зп 1?3пВ®п 1,105-0,688)	Рабочая поверхность анодов, соответствующая 1 м2 поверх¬
ности одновременно бронзируемых деталей:а)	медных анодов5Си = ^т= 4 = 201 дм2;б)	оловянных анодов53п =9)	Суммарный ток через медные и оловянные аноды, приходя¬
щийся на 1 м2 одновременно покрываемых деталей,/а = /Си + /5п= 141 +226 = 366 А.10)	Несоответствие между расчетными величинами катодного
и анодного токовД/ = /к — /а = 400 — 366 = 34 А.При соответствии катодного тока и тока, проходящего через мед¬
ные и оловянные аноды, раствор будет постоянно обогащаться оловом
и медью. Во избежание этого и должна быть вышеуказанная разница
в «активных» токах — Д/. Наличие ее можно обеспечить, например,
установкой в ванне инертных анодов, через которые должен пропу¬
скаться ток, равный Д/ (фактически несколько меньше, так как
часть электролита с соответствующим содержанием ионов металла
теряется, механически захватываясь с деталями).230. В ходе анодного оксидирования алюминиевой
детали поверхностью 5 = 1,22 дм2 выделилось Vо2 = 10,5 мл
кислорода (объем приведен к нормальным условиям).
Средняя толщина б полученного оксидного слоя (А1а03)7	мкм; его пористость П = 12%. Плотность тока аноди¬
рования Оа = 1,4 А/дм2, время процесса т = 25 мин.— 179 -
Каково распределение анодного тока: а) на образова¬
ние оксидной пленки на алюминии; б) на выделение кис¬
лорода и в) на переход алюминия в раствор? Плотность
А1203 3,85 г/см3.Анодные реакции при оксидировании алюминия:а)	2А1 + ЗН20— 6е —> А120з + 6Н^*б)	2Н20 — 4е~ -» 02 + 4Н+в)	А1203 + 6Н+ -> 2А13+ + ЗН20Решение. 1) Электрохимические эквиваленты отдельных компо¬
нентов процесса:МЧако.А1,о,101,94гР 6 • 26,22 400<7о2=4 . 26,8;==209 МЛ/(А • ч).0,634 г/(А • ч);2)	Общее количество электричества, протекшее при оксидирова¬нии детали25С==Оа5т=1,4- 1,22^ = 0,712 А/ч3)	Масса полученного оксидного покрытия^А1203 = 5Ц!аж = ША,0а(1-П) == 122 • 0,0007 • 3,85 (1 — 0,12) = 0,29 г,ГДе Йкаж = ЙА1203(1—П) —кажущаяся плотность оксидной пленки.4)	Количество электричества, затраченное:а)	на образование А1203 в оксидной пленке0,29&А1.0,(/А12Озб)	на выделение кислородаа0 Ю.50,634= 0,457 А-ч;Чо.209= 0,0503 А-ч.5)	Распределение анодного тока (выходы по току):а)	на образование А1203/Л,пл 0.457Вт'ё100 = 07Т2 100 = 64>2% =б)	на выделение кислородаГ" 100 °’0503 юо
Вт100 -0Л2 100-= 7,1%;в)	на анодное растворение алюминия (по разности)
Вт” = 100 - (64,2 + 7,1) = 28,7%.-	180 —231» При анодном оксидировании медной детали
в щелочном растворе током /=1,24 А за 20 мин про¬
цесса выделилось Уо. = 5,2 мл кислорода (объем приведен
к нормальным условиям). В ходе оксидирования масса
детали увеличилась на Д^ = 31,2 мг.Какая доля анодного тока затрачена на образование
оксидной пленки СиО? на анодное растворение меди
в электролите? на выделение кислорода?Анодные реакции при оксидировании меди:а)	Си + 20Н~ —2е~ -» Си0 + Н20б)	Си + 40Н“ - 2е“ н> Си (ОН)42-в)	40Н~ — 4е“ -» 02 + 2Н20Решение. 1) Общее количество электричества, затраченное на
оксидирование детали,20<г = /т = 1,24^ = 0,413 А-ч.2)	Количество электричества, пошедшее на выделение кислорода,
VС) 5,2-■- = 209 = 0,02 А'4-Чо]3)	Изменение массы оксидируемой детали обусловливается парал¬
лельным протеканием двух процессов:а)	образование оксидной пленки по реакции Си -> СиО, при ко¬
тором на каждый затраченный 1 А-ч наблюдается приращение
массы, равное электрохимическому эквиваленту кислорода:Мг„п — ЛГи 16,0
9о== гР = 2 • 26,8 =0>298 ГДА'4)!б)	анодное растворение меди, которому сопутствует убыль массы
детали, равная электрохимическому эквиваленту меди,<7си = 1,185 г/(А ' ч)*Для нахождения количества электричества С>1} пошедшего на об¬
разование оксидной пленки и количества электричества затрачен¬
ного на растворение меди, составим систему из двух уравнений:а)	(Э1?о-0г<?Си = А^ <^0,298-3,1,185 = 0,0312;б)	31 + 32 = <2-(?з = 0,413-0,0249 = 0,3881 А-ч.Решая эту систему уравнений, находим:= 0,331 А-ч; <52 = 0,0571 А-ч.4)	Распределение анодного тока:а)	на выделение кислородаВ; = | 100 = ^^-100= 6,030/0;- 181 —
б)	на образование оксидной пленки100 = 80,в)	на растворение меди232.	При электрополировке стальной детали в сме¬
шанном растворе ортофосфорной и серной кислот и хро¬
мового ангидрида выделилось у = 14,1 мл кислорода
(объем приведен к нормальным условиям). Сила тока при
электрополировке /=1,30 А, анодная плотность тока
0а = 40 А/дм2, продолжительность процесса т = 6 мин.Какая доля анодного тока израсходована на процесс
электрохимического растворения стали, если на анодно-по-
лируемой детали протекают только два процесса — растворе¬
ние металла и выделение 02. Какова глубина съема
металла за время процесса (пренебречь углеродистой
составляющей стали), если железо в этих условиях окис¬
ляется и переходит в раствор в виде ионов
Ре3+ (йст=7,8 г/см3)?Решение. 1) Электрохимические эквиваленты железа и кислорода:
АРе 55,85
9ре_~гР~~3 • 26,8~0,695 Г/(А-4);22 4009о2 = 4Г2С8 = 209 мл/(А”4)-2)	Общее количество протекшего электричества<2 = /т=1,30^ = 0,13 А-ч.3)	Количество электричества, затраченное на выделение кисло¬
рода,«=^ = Ж = 0’0675 А-44)	Доля анодного тока, идущая на растворение железа,Вт=^100=2^т^100 = 48о/о.5)	Глубина съема металла при электрополировкеО тоР В 0,40 • 0,1 • 0,695 • 0,48
6= а ;е-1 =	—		 10 000=17,1 мкм.- 182 —233.	Изготовление матриц для прессования патефон¬
ных пластинок осуществляется гальванопластическими
методами. Первичная затяжка исходной формы никелем
продолжается в течение т' = 1 ч при катодной плотности
тока Г>к = 0,15 А/дм2 и выходе по току Вт = 95%; после¬
дующее подращивание меди проводится в сернокислой
ванне при Ок = 2,5 А/дм2 в течение г''= 50 мин; оконча¬
тельное наращивание меди осуществляется в сернокислом
электролите при 0'к'— 8 А/дм2 до получения суммарной
толщины матрицы бм = 0,80 мм (оба последних процесса
идут со 100%-ным выходом по току).Какова продолжительность изготовления матрицы (дли¬
тельность процесса собственно электролиза)?Решение. 1) Толщина первичного никелевого слояС'т'ам-В' 0,0015-1,0-1,095-0,956	* ?и,_т=		 10 = 0,00175 мм.аЫ1	о,»2)	Толщина медного слоя, полученного при подращивании,50Д"т"<7 В" 0 0251,185 • 1,0	Т9	 10 - 0-0277 “•“Си3)	Необходимая толщина медного слоя, которая должна быть
получена в процессе наращивания,6си = бм - (^ 1 + бСи) = 0,80 - (0,00175 + 0,0277) = 0,77 мм.4)	Продолжительность процесса наращивания медиЬ’с,4с„ 0,077 • 8,9_ си си	>	 _7 225 ч~°к'4СиВт “0,08-1,185- 1,0 ’5)	Суммарное время электролиза при гальванопластическом изго¬
товлении матрицы50т = т' + т" + т"' = 1,0+ 7,225 = 9,06 ч.284.. В процессе химического никелирования исполь¬
зован раствор, содержащий 20 г/л №504-7Н20 (СН),
25 г/л гипофосфита натрия ЫаН2Р02 • Н20 (ГФ), а также
некоторые количества ацетата натрия, уксусной кислоты
и фторида аммония. За время эксплуатации ванны ем¬
костью V— 19,5 л до истощения раствора отникелированы
детали общей поверхностью 5 = 77 дм2 при средней тол¬
щине покрытия 6 = 12 мкм. Состав покрытия рщ =
= 92,5 вес. % никеля и рР = 7,5% фосфора. Отработан¬
ный раствор содержал 1,9 г/л №304-7Н20 и 3,9 г/л— 183 —
№Н2Р02Н20 (при исходном объеме электролита). В про¬
мывных водах и в вентиляционном уносе обнаружено
8,0 г №504-7Н20 (А^сн) и 9,5 г ЫаН2Р02'Н20 (Л^гф).
Плотность покрытия й = 7,9 г/см3. Пренебречь возможным
самопроизвольным разложением раствора по всему объему
с выделением взвеси частиц металлического никеля.Рассчитать: а) коэффициент использования сульфата
никеля /Сен; б) коэффициент использования гипофосфата
натрия при химических превращениях Кт'ф и общий
коэффициент использования Куф\ в) объем выделившегося
водорода за период работы ванны (приведенный к нор¬
мальным условиям).Расчеты коэффициентов использования провести, исходя
из следующих суммарных уравнений парциальных про¬
цессов при химическом никелировании:№804 + 1^аН2Р02 + Н20 —N1 —{— ЫаН2Р0з + Н2304	(1)3№Н2Р02 + Н2804 -> 2Р + №Н2Р03 + №2804 + ЗН20 (2)
ЫаН2Р02 + Н20->Н2 + №Н2Р03	(3)(в уравнениях даны только начальные и конечные про¬
дукты процесса без учета возможности участия последней
стадии в процессе химического никелирования). Общий
коэффициент использования гипофосфита представляет
собой отношение его расхода на все химические превра¬
щения к общему расходу; величина /Сгф является отно¬
шением расхода гипофосфита на реакции (1) и (2) к его
расходу на все химические превращения — на реакции (1),
(2) и (3).Решение. 1) Удельный расход химикатов при парциальных про¬
цессах:а) выделения никеляМгн 280,9^Н = ^7=58Х='4’79 ^ №:Мг^ Ю6‘‘шб) выделения фосфора*гф=Х7Г = 58Д = 1’81 Г/Г №;’рв) выделения водородатт ЗМГФ 3-106
^ГФ=-1Й?=-2ЛГ=5’13 г/г р;Л^гф 106^ =	= 4,73 г/л Н„;8ГФ ^ 22,4— 184 —2)	Количество покрытия, осажденного за период работы ванны,^ = 56^ = 7700 • 0,0012 ■ 7,9 = 73 г.3)	Затраты сульфата никеля непосредственно на процесс хими¬
ческого никелирования^=^^N> = 4,79-73. о,925 = 323 г.4)	Количество сульфата никеля в исходном растворей=[№504-7Н20]Нач ^ = 20- 19,5 = 390 г,5)	Коэффициент использования сульфата никеля(-СН _ёг
^исп"323
= 390100 = 82,9%.6)	Учтенные потери сульфата никеля^ = [N130, • 7Н20]кон у + А§сн = 1,9 • 19,5 + 8,0 = 45 г.7)	Неучтенные потери сульфата никеля<§■5=— (^2+1) = 390 — (323 + 45) = 22 г;или22Дп=|,00 = 39б100 = 5’65%8)	Количество гипофосфита в исходном растворей=[№Н2Р02-Н20]нач а = 25- 19,5 = 487 г.9)	Расход гипофосфита на осаждение покрытия^7 — ^1 (^гф^Ж ^гфРр) —73 (1,81 * 0,925 —5,13 • 0,075) = 150 г.10)	Учтенные потери гипофосфита= [№Н2Р02 • Н20]кон V + Д§гФ = 3,9 • 19,5 + 9,5 = 85,5 г.11)	Неучтенные потери гипофосфита (принимаем равными в про¬
центном отношении неучтенным потерям сульфата никеля)й=в'бДп = 480-0,0565 = 27,1 г.12)	Расход гипофосфита на выделение водорода в процессе хими¬
ческого никелирования (рассчитываем по разности)ёю==ёв~‘(57+ ^8 + 8а) = 480 — (150 + 85,5 -(-27,1) = 217,4 г.13)	Коэффициент использования гипофосфита при химических
превращенияхКЫ _ & •— 150
АГФ'100=,100 = 40,8й+йо 150 + 217,414) Объем водорода, выделившегося за полный период работы
раствора,0н,--шйо-Хт5217>4-46 л Н,'4,73— 185
15)	Общий коэффициент использования гипофосфитаКгф = §1±Мш 100= 1б°^17,4 100 = 75,5%.4о/235» В электролите химического никелирования,
содержащего первоначально сульфат никеля (СН) №504х
Х7Н20 20 г/л (Сен) и гипофосфит натрия (ГФ) ЫаН3РОах
ХН20— 10 г/л (СГф), никелируются детали на толщину
покрытия 6 = 12 мкм при плотности загрузки деталей5	= 1,5 дм2/л. Покрытие содержит рш = 92 вес.% никеля
и рр = 9% фосфора и имеет плотность (1 = 7,9 г/см3.
Коэффициент использования гипофосфита при химических
превращениях составляет /Сгф = 42 % • После каждого
цикла покрытия раствор корректируется химикатами до
начального содержания. Такую корректировку проводят
до тех пор, пока концентрация фосфита ЫаН2Р03 не
достигнет максимально допустимой величины Сф = 60 г/л.
Механические потери раствора при уносе с деталями,
в вентиляцию и при корректировке составляют р =
= 0,20 л на 1 м2 никелируемых деталей. Какое количество
циклов никелирования можно провести в таком электро¬
лите? Каковы общие коэффициенты использования суль¬
фата никеля и гипофосфита натрия (см. задачу 234):а)	при одноразовом использовании раствора и б) при его
корректировках (многоразовом использовании)?Решение. 1) Количество осажденного покрытия за один цикл
в расчете на 1 л растворай = 88а = 150.0,0012-7,9 = 1,42 г.2)	Затраты сульфата никеля непосредственно на процесс химичес¬
кого никелированияЁ2 = ВснВгРт = 4-79 ’ 1’42 ' °’92 = 6’26 г/л>
где ё'ди— удельный расход сульфата никеля (см. задачу 234).3)	Общий коэффициент использования сульфата никеля при одно^
разовом использовании раствораК'сн = _И_ 100 = ^ 100 = 31,3%.СН4)	Конечная концентрация сульфата никеляС'сн = Ссн — ёГз = 20 — 6,26 = 13,74 г/л.5)	Расход гипофосфита на осаждение покрытияёз = ё1 (ёгфРт + йЛгф Рр) = 1>42 (!>81 • °>92 + 5-13 ’ °>08) = 2-95 г-
где и §гф — удельные расходы гипофосфита (см. задачу 234).— 1866)	Общий расход гипофосфита на химические реакции, в том
числе и на выделение водорода,а — —2|9^ _ 7 03 г
Й /<[% 0,42 ' - Г-7)	Общий коэффициент использования гипофосфита при однора¬
зовом использовании раствора^гф = ^Т 100 = ^-100 = 70,3%.'ГФ8)	Конечная концентрация гипофосфитаСГФ“СГФ’: 10-7,03 = 2,97 г.9)	Удельные коэффициенты при образовании фосфита натрия
(согласно суммарных реакций — см. задачу 234):а)	при выделении никеляМф 104б)	при выделении фосфораЮ4,И.2Ар 2 - 31': 1,68 г/г Р;в)	при выделении водорода (в расчете на израсходованный гипо¬
фосфит)„IIIМ ф 104= Жй=°>982 г/г №Н2Р02-Н20.'ГФ10)	Концентрация фосфита после одноразового использования
раствора§ = В181Рн I + ё1 ^ёр + ё11' (ё4 ~~ ёз) == 1,775-1,42-0,92+1,68- 1,42 - 0,08 + 0,982 (7,03 —2,95) = 6,52 г/л.11)	Возможное количество циклов никелирования до достижения
максимально допустимой концентрации фосфитов рассчитаем по фор¬
муле, аналогичной формуле, приведенной в задаче 223:1-Vр5'1-60-1,06,521,00,2-0,015)18 10,2-0,015ГО= 9,38.Принимаем 9 циклов химического никелирования.12)	Расход сульфата нийеля за девять циклов на процесс по¬
крытия= ^2« = 6,26 • 9 = 56,3 г,- 187 —
13) Потери сульфата никеля за девять циклов процесса состоят
из потерь с электролитом, унесенным на деталях, и потерь с элек¬
тролитом после конечного циклаёц — С'снрЗ (п— 1) + == 13,74 • 0,2 • 0,015 (9— 1)+ 13,74 • 1,0 = 14,07 г.14) Коэффициент использования сульфата никеля при девяти¬
кратном использовании раствора с корректировками10°- 56.3+14Ж15)	Расход гипофосфита за девять циклов на процесс химического
никелированияд' = /73п. = 2,95 • 9 = 26,55 г.16)	Общий расход гипофосфита (без учета потерь) за девять
циклов= 26^ = 63,2 г.К& 0,4217) Потери гипофосфита за девять циклов§" = Срфр5 («— 1) + С{.фу == 2,97 • 0,2 • 0,015 (9- 1) + 2,97 • 1,0 = 3,041 г.18) Общий коэффициент использования гипофосфита за девять
циклов^Ф = й^100=бз|+зЖ1 100=95,50/0 ■236. Процесс химического меднения проводится из
раствора, содержащего 30 г/л (Сем) Си504-5Н20 (СМ),
40 г/л (Сш) ЫаОН (щ) и 25 мл/л (СФ) 40%-ного (р) (с со¬
держанием 40 г СН20 в 100 мл) раствора формалина
СН20 (Ф) и некоторые другие компоненты. Плотность
загрузки деталей в ванну емкостью о = 20 л составляет
5 = 0,30 дм2/л. За время т = 5 ч на деталях осадилось
медное покрытие средней толщиной б = 20 мкм (плотность
металла покрытия с?Си = 8,9 г/см3). Из ванны за время
покрытия выделилось уНг = 400 л водорода. Концентрация
формиата натрия НСООЫа (ФН) в ванне в конце про¬
цесса достигла Сфн = 1 >90 г/л.Каковы конечные концентрации медного купороса,
формальдегида и едкого натра в ванне? Каковы доли
затрат формальдегида на парциальные процессы при хи¬
мическом меднении?- 188 —Решение. 1) Парциальные процессы при химическом меднении
могут быть выражены уравнениями:Си504 + СН20 + ЗКаОН -*Си + НСООМа + N3,804 + 2Н20 (I)
СН20 + №0Н->Н2 + НС00№	(Ц)2СН20 + №0Н НСХХЖа + СНзОН	(III)2) Расходные коэффициенты при реакции, (I):
для Си504 • 5Н20. МС1Л 249,6*см=л^Г=бзЖ=3-93 г/г Си-для СН20I ^сн2о 304 Сидля ЫаОН1“=63Ж=0’472 г/г Си’бщдля НСОО№4Си 63,54'I МфН 68
Яфн = ~А^Г = 63^54 = 1,07 г/г Си>При реакции (II):
для СН20т т ^4гц о 30^=^-=2М = 1>34 г/л Н*
н2для №ОНII 	^ЫаОН 40 , _ос , тгн 22 4 ’	2.для НСОО№П МФН 685фн т1н 22 4 3,04 Г^Л ^2’Vн.При реакции (III):
для СН20г,, 2Л4гн п 2'30
ёф =	= 0,882 г/г формиата,для №ОНIII ^ЫаОН 40 п соп . ,=~Мфн =68= ’ г/г Ф°Рмиата-3) Выделилось меди на деталях полной загрузки ванны
§1 = 5у6аСи = 30 ■ 20 • 0,0020 • 8,9 = 10,7 г.
4)	Конечная концентрация медного купороса (без учета потерь
раствора)с^.л_г.-§см81 _30;го^-^эз-к^^д г/л_V	205)	При выделении меди затрачено:а)	формальдегида^ = ^ = 0,472.10,7 = 5,05 г;6)	щелочи^ =	1,89-10,7 = 20,25 г;в)	образовалось формиата^"=^нй=1-07-1().7=11>45 г-б)	При выделении водорода затратилось:а)	формальдегида^=4Ч=1-34'4>°=5>36 г;б)	щелочи^=*4Ч2=»,785- 4,0 = 7,15 г;в)	образовалось формиата§Г = ^ФН*н2==3.°4'4,0= 12,15 г.7)	При реакции (III) (реакция Канниццаро) образовалось фор¬
миатаС = СФНу-(гГ+^") = 1>90'20-(11’45+12’15)==14’40 г>8)	При реакции Канниццаро затратилось:а)	формальдегида §' = §ф= 0,882 • 14,40= 12,7 г;б)	щелочи §" =8щ1ё'з= 0,589 • 14,40 = 8,48 г.9)	Конечная концентрация формальдегида в растворесф = сфр-&±Мл±Вк =25 • 0,40 —5’05 + 5'Ж±1:1. = 8,84 г/л.10)	Конечная концентрация едкого натраг	Ч- л а 20,25 + 7,15 + 8,48 0 Гг,сщ = сщ -	=40 —	= ■ г/ •11)	Доли затрат формальдегида на парциальные процессы:а)	выделения медиА	Кд,=	Е1	-100 = -,., , ’ , , Гп 7 100 = 21,8%;5,05 + 5,36+12,7б)	выделения водорода5,36&2 —^+Ж+Ж 100-5,05 + 5,36 + 12,7 100 23’2% ;в)	реакции КанниццароД3 = 100 - (Дх + Д2) = Ю0 - (21,8 + 23,2) = 55,0%.237. Для определения толщины покрытия из сплава
№ — Р, осаждающегося на алюминиевой основе при хими¬
ческом никелировании, использован метод анодного рас¬
творения покрытия в растворе На504 с депассивирую¬
щими присадками. В таких растворах покрытие раство¬
ряется с относительно малой поляризацией, тогда как
оксидирование алюминиевой основы происходит при
поляризации в несколько вольт. Скачок напряжения на
электролитической ячейке служит показателем конца
растворения покрытия.В процессе растворения никелевая компонента покры¬
тия переходит в сульфат никеля, фосфорная компонента
на /С = 10% окисляется до фосфита, остальная часть до
фосфата. Рассчитать теоретическое время анодного раство¬
рения покрытия толщиной 6=10 мкм, содержащего
рр = 8,0 вес. % фосфора (плотность покрытия й =
= 7,9 г/см3), при 1)а = 20 А/дм2 (скачок электродного
потенциала происходит при растворении Аисп = 95%
покрытия).Решение. 1) Реакции анодного окисления фосфораР + ЗН20 — Зе~ —> Н2РОз"+4Н+	(I)Р + 4НаО — 5е~ -> РО|_ + 8Н+	(II)2)	Электрохимические эквиваленты фосфора
, Ар 31,09р гР ~ 3 • 26,8~0,386 Г^А ‘ Ч^!
""-0|8-0'2313)	Удельный расход электричества для растворения покрытия° = ~Рт+1гРр1< + у' Рр (1-/0“^N1 Чр	Чр1	0,92 + ^.0,08.0,1+^.0,08 . 0,90=1,172 А-ч/г.1,095 ’ г 0,386 ’ ’ 1 0,2314)	Электрохимический эквивалент для покрытия9==ТГ = ГТ72 =0,853 Г/(а ' Ч)’5)	Продолжительность анодного растворения покрытия толщиной
10 мкмЫКЖ„ 0,001 -7,9. 0,95
т = >, = -—„-пл	„ ос„ ■ 3600 = 158 сек = 2 мин 38 с.0 • О,ООО23®. В электролитической ячейке с соотношением
расстояний от анода до дальнего и ближнего катодов— 191 -г-
ЛТ = у“ = 5, использованной для определения рассеиваю¬
щей способности медно-цианистого электролита (без пере¬
мешивания) по методу Херинга и Блюма [25], перерас¬
пределение токов на ближний и дальний катоды /6//д
составило 4,18 (при плотности тока на ближнем катодеОб	= 0,403 А/дм2). При этом выход по току на ближнем
катоде Втб) = 61,4%, на дальнем ВтД) = 80,2%.Электродный потенциал на ближнем катоде <рб =
= — 1,547 В по нормальному водородному электроду
(и. в. э.), потенциал дальнего катода <рд = — 1,397 В,
падение напряжения в электролите до дальнего катода
Ел = 0,860 В.Рассчитать рассеивающую способность (РС) электролита
по двум вариантам, пользуясь: а) перераспределением
металла на разноудаленные катоды; б) «потенциальными»
характеристиками электродов [23].Решение. 1) Для варианта (а) расчета пользуемся соотношением
/б В<б)	61 4*-тя'-ф> 5-4’18щрС! =	—	т- =	д	 100 = 36,0%.2)	Для варианта (б) расчета применяем расчетную формулуРС» = 100в<д) \фд — фб= 100'1 61’4^1— 1,397+ 1,547 \180,2 \0,860 ]]= 36,7%.23@> По электропроводности отдельных компонентов
рассчитать электропроводность смешанного раствора,
содержащего 210 г/л 2п304-7Н20, 30 г/л А12(804)3 • 18НаО,
100 г/л №2804- ЮН20 и 10 г/л • декстрина (пренебречь
влиянием последнего на величину электропроводности).Решение. 1) Для расчета приближенного значения электропро¬
водности раствора, содержащего несколько компонентов, восполь¬
зуемся следующим искусственным приемом.Удельную электропроводность смешанного раствора я будем
считать равной сумме расчетных удельных электропроводностей щ,
отдельных компонентов раствора:Величины х; рассчитываем по значениям эквивалентных электро¬
проводностей А* однокомпонентных растворов, взятым из справочных192 —таблиц. Чтобы учесть влияние всех компонентов раствора на вели¬
чину коэффициента электропроводности /\, значения Аберем для
концентрации, равной сумме концентраций всех компонентов раст¬
вора. При переходе же от значения X; к удельной электропровод¬
ности щ в переводную формулу подставляется уже концентрация
данного компонента:у —1000 •2)	Находим концентрации компонентов раствора:[2п504] = 1,44 г-экв/л; [А12(504)3] =0,27 г-экв/л;[Ыа23 04] = 0,62 г-экв/л.3)	Суммарная концентрация всех компонентов раствораС = [2п504] + [А12(804)з] + [Ма2304] == 1,44 + 0,27 + 0,62 = 2,33 г-экв/л.4)	По справочнику [26] находим эквивалентную электропровод¬
ность для каждого из компонентов раствора при суммарной концен¬
трации С = 2,33 г-экв/л;^2п|о4 = 28’1; ^а'мЗО4)з = 20>2; Мяа2304 — 37,6(при меньшей растворимости > какого-либо компонента значение его
эквивалентной электропроводности при суммарной концентрации
находится экстраполяцией).5)	Удельная электропроводность отдельных компонентов в сме¬
шанном растворе:ЯУ'УЛ [2п804] 28,1-1,44
К2П304 = -^1Ш	= 1000 =0,0405 Ом-.см-ьМи’гчгп [А12(304)3] 20,2-0,27
*А.2(804)з = ~^Ш		 “ |ооо =°,00545 Ом- • см-1;^ы’Ло [Иа-ЗО^] 37,6 - 0,62%а2304 = -^00-“ = -тооо- = °'0233 0м~х •6)	Удельная электропроводность смешанного растворах = к2пЗО4 + кА1,(ЗО.1)3 + кЫа2ЗО<, = 0>0405+ 0,00545 + 0,0233 == 0,06925 Ом"1 •см-1.Й40„ Рассчитать теоретическое значение напряжения
разложения для электролита процесса хромирования
(сернокислый раствор хромового ангидрида Сг03), поль¬
зуясь термодинамическими функциями компонентов
электрохимической реакции (не учитывать побочный про¬
цесс электролитического разложения воды).Решение. 1) Реакция суммарного электрохимического процессаСг03 • Н20 -> Сг + 1,50а -|- НаО(берем гидрат Сг03, так как это позволяет учесть, хотя бы частично,
изменение термодинамического потенциала Гиббса при гидратировав
нии Сг03 в растворе).7 Флёров В, н,	*— 193 —-
2)	Изменение термодинамического потенциала Гиббса при реакцииДО = ДОСг0з. н2о — Д^сг ~1 >5дсо2 — А^н,о == — 178,5 — 0 — 0 + 56,69 = — 121,81 ккал.3)	Напряжение разложения электролитаЕ - Д0-- 121 >81 рояР
разл грт 6-23,06 ’241» Рассчитать величину равновесного потенциалу
цинкового электрода при +20° С в сернокислом электро¬
лите для цинкования. Компоненты электролита имеют
следующие концентрации: 2п504— 1,5 н; А12(304)3 — 0,3 н;
N82804 — 0,6 н. с добавкой декстрина.Решение. Для расчета воспользуемся уравнением Нернста
Ф = Фо+5 1п а2п2+ =— 0,762 + ?^ 1§у [2п2+].Находим коэффициент активности для раствора 2п504 с ион¬
ной силой, равной ионной силе электролита цинкования [5]. В дан¬
ном случае общий коэффициент активности равен коэффициенту
активности ионов цинка: у± = у2пг+ =0,04; ~Так как, из условия
задачи, [2п2+] = 0,75 г-ион/л, тоф2п = - 0,762 + ^5? 1§ 0,04 • 0,75 = - 0,806 В.242, Удельная электропроводность сернокислого
электролита цинкования щ = 0,05353 Ом"1 • см'1 (при
+ 20° С), цианистого электролита цинкования х2 =
= 0,245 Ом'1-см 1 (при +35°С). В ваннах нагрузкой
700 А, работающих при катодной плотности тока Ок =
= 1,5 А/дм2, установлено три анодных штанги (две край¬
ние и одна средняя), на каждую из которых завешено
по три анода габаритами 500x700 мм. Среднее межэлек-
тродное расстояние в ваннах /=15 см.Какова величина падения напряжения в электролите
сернокислой и цианистой ванн цйнкования при указан¬
ных температурах процесса?Решение. 1) Определяем рабочую анодную поверхность. Аноды
на средней штанге работают двусторонне; крайние аноды раство¬
ряются в основном с одной стороны. Отсюда5 = 5'2яср + 5'якр = (5 • 7) 2 • 3 + (5 • 7) 6 = 420 дм2,где яср и якр — количество средних и крайних анодов; 5'— поверх¬
ность одной стороны анода.2) Анодная плотность тока/ 700
О а = ^ = 420 = * А/дм2,- 194 —3) Среднюю проходную плотность тока в электролите находим
как среднюю геометрическую от катодной и анодной плотностей тока:Ос = /ДА=/1,5-1,67 = 1,58 А/дм2.4) Падение напряжения в электролите:
а) сернокислой ванныДУ1 =б) цианистой ванныД.Л 0,0158 • 15-хрДП = -У.-20,245= 4,43 В;= 0,967 В.243» Катодная плотность тока в ванне никелирова¬
ния Ок= 1,5 А/дм2, анодная плотность тока Оа= 1,0 А/дм2.
Рабочий потенциал катода срк = — 0,69 В, потенциал
анода фа = + 0,29 В. Удельное сопротивление электро¬
лита р — 14,3 Ом • см; межэлектродное расстояние / -15 см.
Потери напряжения в катодах, анодах и контактах равны
примерно 15% от суммы омических потерь напряжения
и поляризации; падение напряжения в шинопроводах
составляет около 10% от напряжения на штангах ванны.Рассчитать минимально необходимое значение выход¬
ного напряжения на генераторе тока, питающем ванну
никелирования.Решение. 1) Необходимое напряжение на генератореКГ = Ф+-Ф_ + /К' + /Д" + /Я'"»где Д' — омическое сопротивление электролита; Я"—электродов и кон¬
тактов; К'" — шинопроводов.2)	Электродная поляризация в ванне равна алгебраической
разности катодной и анодной поляризации.2 Г| = ф+-ф_ = + 0,29 -(-0,69) = 0,98 В(равновесные потенциалы для катодного и анодного процессов в дан^
ном случае одинаковы).3)	Проходная плотность тока в электролитеОср=]/дД =/1,5 • 1,0 =1,225 А/дм2.4)	Падение напряжения в электролитеДКЭ,щ> = 1 рг = Осрр/ = 0,01225 • 14,3 . 15 = 2,63 В.5) Потери напряжения в электродах и контактах ванны
/К" = 0,15 (2 11 + Д^л)=°.15 (0,93 + 2,63) = °,542 В.
7*	— 195 —
6)	Падение напряжения в шинопроводеА У ,„„„ — 0.10 (0,98 + 2,63 + 0,542) =0,415 В,7)	Необходимое напряжение на генератореУг=0,98 + 2,63 + 0,542 + 0,415 = 4,57 В.При электролитическом никелировании из раст¬
вора N1504, подкисленного серной кислотой, потенциал
катода ср при /)к = 20 А/дм2 и +60° С составлял 0,82 В.
При выделении водорода на никелевом катоде при том
же значении потенциала из раствора М§504 с концентра¬
цией, эквивалентной содержанию N1804 в электролите
никелирования, и с аналогичным значением рН раствора
катодная плотность тока составляла 3,8 А/дм2.Каково значение выхода по току для катодного выде¬
ления никеля в процессе никелирования?Решение. При эквипотенциальном режиме плотность тока, затра¬
чиваемая на выделение Н2 при никелировании, должна быть равна йк
в подкисленном растворе М§504. ПоэтомуО —О' 20 — 3,8Вт = -К-ДГ 100=-20~100 = 81%-245. Разность напряжений между катодными и анод¬
ными штангами ванны сернокислого цинкования нагруз¬
кой / = 800 А составляет 3,2 В. Электродные выходы
по току (катодный и анодный) для цинка почти 100%.Какое количество тепла выделяется за 1 ч непрерыв¬
ной работы ванны?Решение. Вся затрачиваемая при процессе цинкования электри¬
ческая энергия должна переходить в тепловую, так как в таких
ваннах устанавливаются растворимые (цинковые) аноды. Поэтому
процессы на катоде и аноде взаимно обратимы (напряжение разло¬
жения равно нулю).Отсюда количество выделяемого за 1 ч джоулева тепла<2Т = 0,860/1/т = 0,860 -800. 3,2. 1,0 = 2200 ккал/ч.24@» Напряжение V на штангах ванны электрохи¬
мического обезжиривания деталей нагрузкой / = 500 А
равно 5,1 В. Температура процесса +80°С. Рабочее
время т ванны за 1 ч равно 42 мин.Рассчитать количество джоулева тепла, выделяюще¬
гося за 1 ч в ванне.Решение. Суммарный электрохимический процесс в ванне
Н20 ■> Н2 +-’- Оа— 196 —В тепловую энергию в такой ванне переходит вся затрачиваемая
электрическая энергия за вычетом энергии разложения воды.1)	Изменение энтальпии при реакции разложения водыАН = АНН'0-АННг-~2 АЯ0г.По справочным таблицам находим значения АН при + 25° С
(298 К) и пересчитываем их для + 80° С (353 К) по формуле= ЬН сМАТ ,где с—теплоемкость вещества, ккал/г; М — молекулярный вес веще¬
ства; А7’ —разность температур.Например, ДЯ353 для Н20 равноДЯЙ°=—68,32 +-Щд 18 (80 — 25) = — 67,33 ккал/моль.Находим значение энтальпии при + 80® С для Н2 и 02:Д#^23 = + 0,374 ккал/моль; ДЯ°а3 = +0,405 ккал/моль.Тогда/	0 405 \ДЯ35з = — 67,33 — (0,374 -]——) = ~ 67,91 ккал/моль.2)	Тепловое напряжение разложения водыЕ — — = 67,91 ^
т~~ г/ч 2-23,06 ’3)	Количество тепла, выделенного за 1 ч работы ванны,42<2Т = 0,860/т (1/ — йт) = 0,860 • 500 ^ (5,1 — 1,471)= 1090 ккал/ч.	 Ванна хромирования нагрузкой I = 1500 А,в которой электролитом служит сернокислый раствор хро¬
мового ангидрида Сг03, работает при среднем напряжении
на штангах V = 10,5 В и выходе по току для хрома 13%.
Доля тока, затрачиваемая на катодно-анодный процесс
Сг(1+ + Зе- ^ Сг3+(неполное восстановление Сгв+ на катоде и обратное окис¬
ление Сг3+ на аноде), составляет 10% от общего тока.
Кроме этих процессов, на электродах ванны происходит
выделение водорода и кислорода. Рабочее время ванны
за 1 час составляет 45 мин.Какое количество тепла выделяется' в ванне за 1 ч ееработы?Решение. 1) Суммарные электрохимические процессы, протекаю¬
щие в ванне, и доли тока, затрачиваемые на них:а)	Сг03 н> Сг +1,502 (В<.а> = 13%);б)	Сг®+ + Зе-^Сг®+	(В<б) = 10%);в)	Н20-*Н3 + ~0а	(В<в> = 100 —(13+ 10) = 77%).— 197 —
2)	Изменение энтальпии при реакциях:а)	ДЯа = ДЯСг0з + ДЯ'-ДЯСг —1,5ДЯ0а==—136,0 — 2,46 — 0 —— 0 =—138,46 ккал/моль, где ДЯ' — изменение энтальпии при рас¬
творении Сг03;б)	реакция не приводит к изменениям в состоянии системы,
поэтому ДЯб = 0;в)	ДЯВ = ДЯНг0 - ДЯНг — ~ ДЯ0а = —68,32 - 0 - 0 == —68,32 ккал/моль.3)	Тепловые напряжения разложения для протекающих электро¬
химических процессов:Ш’46 1,00 В.Е 1а) =гРт/т(б) __ о- р(в) .■ 6 • 23,06
68,321,48 В.■'т	2 • 23,064) Часовое количество выделяющегося джоулева тепла
<2Т = 0,860/т ( V - Е<а)В<а> -й<б>В<б) -Е<в)В<в)) =45= 0,860. 1500^(10,5--1,00 - 0,13 -0 -1,48 ■ 0,77) = 8930 ккал/ч.248. Ванна цианистого цинкования работает при силе
тока / = 1800 А и напряжении V = 6,2 В с катодным вы¬
ходом по току ВтК) = 65%. Анодный выход по току для
ионизации цинка равен Вта> = 70% (больше катодного В|к),
что вызвано необходимостью компенсации потерь цинка
с теряемым раствором); В™ = 8% анодного тока затра¬
чивается на окисление цианида; остальной анодный ток
идет на выделение кислорода.Рассчитать количество джоулева тепла, выделяющегося
в ванне за 1 ч.Решение. 1) Суммарные реакции, протекающие в ванне:а)	2п (анод) -> 2п (катод) (В^ = В*.к) = 65%);б)	2п + Н20 -» 2пО + Н2 (в” = в<.а>-^в<.к> = 70-65 = 5%).Последняя реакция записана упрощенно, так как окись цинка
затем растворяется в электролите. Подобное допущение даст неболь¬
шую ошибку в последующих тепловых расчетах при приближении
раствора к состоянию насыщения по окиси цинка:в)	Н20->Н2 + у02 (В*п = 100-(В<а> + Втсы) =100 —-(70 + 8) =22%);г)	ЫаСЫ + ЫаОН + 2Н20 н> №2С03 + ЫН3 + Н2 (В™=8%).2) Изменение энтальпий при суммарных парциальных процессах:а)ДЯ!=0, так как процесс не сопровождается химическими
преобразованиями в системе;— 198 —12ДЯ°,0 — 56,69 + 76,05 +
.68.32 — 0 — 0 =б)	дя11 = дя2п+дян,0-дя2п0-дя+ 0 = +19,36 ккал/моль;в)	ДЯщ = дяНг0 — дян>-= —68,32 ккал/моль;г)	ДЯ1У = ДЯЫаСЫ + ДЯкаСм + ДЯЫаОН + ЛЯ^аОН + 2ДЯНгС) —
ка2соа~ ’Ыа2со3 ~	ДЯН, = —21,46 + 0,37— 101,99 ——10,3 — 2 • 68,32 + 270,3 + 5,5 + 11,04 — 0 = + 16,82 ккал/моль. (ДЩ—энтальпия растворения).3) Тепловые напряжения разложения для электрохимическихпроцессов,ц ДЯ„ —19,36Е = —те1п =гРг 2 ■ 23,06
ДЯШ 68,32гРгЕ1У =ДЯIVгрт' 2 • 23,06
16,82
' 2 • 23,06= - 0,42 В ;
1.48 В;= —0,365 В.4) Количество джоулева тепла, выделяющегося в ванне за час,<3Т = 0,860/т (К-Е”ВПШоШ-я!1‘в,) == 0,860- 1800- 1 (6,2 + 0,42-0,05 —1,48-0,22 + 0,365-0,08) == 9170 ккал/ч.249. Ванна нагрузкой / = 800 А расположена на рас¬
стоянии Ь = 5 м от генератора тока.Каково должно быть минимальное сечение токоподво¬
дящих медных шин, если максимально допустимое падение
напряжения АУ в шинах примем равным 0,5В? Какова
будет при этом проходная плотность тока в шинопроводе?Удельное сопротивление меди при 18° С р18 = 0,0178 Ом X
Хмм2/м. Температурный коэффициент меди а = 0,00445.
Средняя температура шин +40° С.Решение. 1) Удельное сопротивление меди при +40° С
Р40 = Р1» [1+0 V-18)] =0,0178 [1 +0,00445 (40-18)] == 0,019550 м • мма/м.2) Необходимое сечение шинопроводов находим из уравнения
закона Ома:- = 313 мм22/. Д К /р2/. 800 - 0,01955(5 - 2)К=лр 8 ~ I ’ Д1/ ~	0,5(коэффициент 2 при Ь учитывает наличие прямого и обратного шино¬
проводов).Выбираем двойной шинопровод сечением (40x4)2; по таблицам
справочника [27] проверяем выбранное сечение на допустимую на-,
грузку, которая равна 1500 А. Сечение приемлемо.Проходная плотность токаО’пр = з2о=2.5 А/мм3.
ЗАДАЧИ250» Электролитическое осаждение цинкового покры¬
тия толщиной 18 мкм производится в сульфатном электролите
при катодной плотности тока Ок = 2,0 А/дм2 и Вт = 98%.,Какова необходимая продолжительность процесса цин¬
кования?251» Электролитическое цинкование деталей осущест¬
влялось в течение 22 мин в цианистом электролите при
плотности тока Ок = 3,0 А/дм2 со средним выходом по
току для цинка, равным 85%.Сколько цинка осаждается на детали поверхностью
2,7 дм2 за время процесса? Какова при этом средняя тол¬
щина цинкового покрытия?При электролитическом кадмировании детали
поверхностью 1,4 дм2 за 32 мин процесса получено кадмие¬
вое покрытие толщиной 18 мкм. При этом на катоде выдели¬
лось 37,8 мл Н2 (объем приведен к нормальным условиям).Какова величина выхода по току для кадмия? Какой
силы ток был использован при кадмировании детали?253. Какова продолжительность электролитического
осаждения слоя меди толщиной 25 мкм: а) из медио-цпа-
нистых ванн при плотности тока Г)к = 3,0 А/дма и выходе
по току Вт = 75% и б) из сернокислых медных электроли¬
тов при == 3,0 А/дм'2 и Вт = 99%?254= Для осаждения меди из цианистого электролита
использован ток переменной полярности при длительности
катодного периода 15 сек, анодного периода 3 сек и плотно¬
сти тока катодного и анодного периодов 6,0 А/дм2. Выход
по току катодных периодов составляет при таком режиме
примерно 60%. Среднее напряжение на ванне V = 5В.Рассчитать: а) продолжительность осаждения слоя меди
толщиной 20 мкм; б) удельный расход электроэнергии
на 1 м2 покрытия; в) выход по току в расчете на все количе¬
ство затраченного электричества.2Б§. Процесс пористого хромирования проводится из
сернокислого раствора хромового ангидрида Сг03 при сле¬
дующем реверсивном режиме: плотность тока катодного
периода Ок = 70 А/дм2, его продолжительность 200 мин,
средний выход по току ВрК) = 16%; плотность тока анод¬
ного периода Вй = 40 А/дм2; продолжительность 5 мин;- 200 —выход по току при анодном периоде в расчете на изменение
валентности хрома, равное шести, В^а) л; 100%.Какова масса полученного слоя пористого хромового
покрытия на 1 м2 поверхности деталей? Какова средняя
толщина покрытия (без учета пор)?258» Какова продолжительность электролитического
осаждения слоя олова толщиной 15 мкм в стационарных
ваннах: а) из станнатных электролитов при катодной плот¬
ности тока Ок =3,0 А/дм2 и выходе по току Вт«65%;б)	из сернокислых электролитов при Д; = 4,0 А/дм2 и
Вт л; 90 %.257» После 1 ч 10 мин катодного осаждения свинца из
борфтористоводородного электролита с РЪ(ВР4)2 при плот¬
ности тока = 3,0 А/дм2 на детали поверхностью 1,2 дм2
осадилось 14,7 г свинца.Рассчитать: а) выход по току; б) объем выделившегося
на детали водорода, приведенный к нормальным условиям;в)	среднюю толщину свинцового покрытия.Одним из способов контроля окончания процесса
электролитического серебрения является последовательное
включение в цепь электролиза медного кулонометра, катод
которого завешен на коромысло чашечных весов. После
достижения рассчитанного привеса медный катод кулоно¬
метра опускается, разрывая электрическую цепь ванны
серебрения.Рассчитать необходимый привес катода медного кулоно¬
метра за период серебрения, если в ванне серебрения, уста¬
новленной последовательно с кулонометром, завешены
детали общей поверхностью 21,6 дм2, которые должны
быть покрыты слоем серебра толщиной 30 мкм. Какова
продолжительность процесса серебрения при катодной плот¬
ности тока Ок = 0,20 А/дм2 и выходе по току около 100%?
Каков удельный расход серебра на 1 м2 покрытия (без
учета расхода серебра при механических потерях электро¬
лита)?Нанесение на детали слоя золота толщиной
3 мкм производится в цианистом электролите на основе
КАи(СЫ)2 при катодной плотности тока Ок = 0,3 А/дм2
с выходом по току Вт « 70%.Рассчитайте продолжительность процесса золочения и
удельный расход золота на 1 дм2 покрытия (без учета его
потерь).- 201 —
260= При индировании детали поверхностью 31 см2
в борфтористоводородном электролите, содержащем ин¬
дий в виде 1п(ВР4)3, за 35,5 мин процесса при Ок = 2,0 А/дм2
получено индиевое покрытие общей массой 0,165 г.Каковы выход по току для индия и его средняя толщина
на детали?2®1» Ванна цинкатного цинкования в подвесочном ав¬
томате работает 16 ч в сутки (без подготовительно-заключи¬
тельного времени) при токе 1200 А, выдавая 1780 кг дета¬
лей, оцинкованных на среднюю толщину 8,0 мкм, при катод¬
ном выходе по току 98%. Электролит содержит улучшаю¬
щую присадку станната в количестве 0,35 г/л 8п (IV),
частично участвующую в катодном процессе, в результате
чего цинковое покрытие содержит около 0,05 ат. % Зп
(см. задачу 201). Потери раствора, уносимого с деталями,
составляют 0,16 л/м2.Рассчитать: а) ежесуточное количество 8пС12-2Н20 (ис¬
ходной соли для образования станната), необходимое для
компенсации всех потерь олова; б) расход 8пС13-2Н20
на 100 м2 и 1 т деталей (без учета расхода на покрытие откры¬
тых участков подвесок и бракованных деталей).2©2. На транспассивных цинковых анодах лаборатор¬
ного электролизера с цинкатным электролитом цинкова¬
ния при общей плотности тока 8,0 А/дм2 за время опыта
выделилось 8,2 мл влажного кислорода; на платиновом
аноде последовательно включенного газового кулонометра
с тем же электролитом за это же время выделилось 56,9 мл
газа.Каковы анодный выход по току для растворения цинка
и плотности тока парциальных процессов ионизации цинка
и выделения кислорода? Какова скорость растворения транс¬
пассивных цинковых анодов?283» Поверхностная окисная пленка на транспассив¬
ных цинковых анодах в цинкатном электролите состава
КтаОНобщ — 200 г/л, 2пО — 60 г/л при потенциале
+ 1,9 В (н. в. э) содержит 7,4 мг/см2 окисного цинка в пе¬
ресчете на металлический. Методом снятия кривых катод¬
ного заряжения (см. задачу 203) найдено, что содержание
в такой пленке избыточного кислорода (сверх стехиометри-
ческого соотношения для 2пО) соответствует затрате55	мКл/см2 на его восстановление.Каков средний состав пассивной пленки в расчете на
ее условную формулу вида 2пОот (найти значение т) и— 202 —расчетная толщина пленки (принять плотность вещества
пленки равной плотности 2пО йгпо = 5,76 г/см3)?264. Анодный выход по току для ионизации цинка
у транспассивных цинковых анодов в цианистом электро¬
лите цинкования равен 63,0%. На таком аноде при силе
тока 1,20 А за 45 мин процесса выделилось 51,1 мл кисло¬
рода (н. у.)Какая доля анодного тока затрачивается на окисление
цианидов? Каков расход №СЫ на 1 А-ч протекшего элек¬
тричества? Сколько ЫаСЫ расходуется на анодное окисле¬
ние при осаждении 1 м2 цинкового покрытия толщиной7,0	мкм, если катодный выход по току составляет 60,2%?За 32 мин процесса с транспассивного цинкового
анода в цианистом электролите растворилось 0,550 г цинка
при токе 1,24 А. За это же время на аноде выделилось
34,8 мл влажного газа, а в последовательно включенном
газовом кулонометре со щелочным электролитом примерно
той же общей концентрации — 462 мл влажного грему¬
чего газа.Каковы выходы по току для парциальных анодных
процессов ионизации цинка, выделения кислорода и окисле¬
ния цианида (см. задачу 204)? Каков расход ЫаСЫ на анод¬
ное окисление в расчете на 1 А-ч протекшего электричества
и на 1 м2 цинкового покрытия толщиной 9,0 мкм при катод¬
ном выходе по току Вхк) =65%?На анодных штангах цианистой ванны цинкова¬
ния установлены пассивные цинковые и инертные сталь¬
ные никелированные аноды. Процесс ионизации цинка на
цинковых анодах проходит при плотности тока 3,2 А/дм2;
такая же плотность тока должна быть и на инертных
анодах.Каково должно быть соотношение поверхностей цинко¬
вых и инертных анодов, чтобы поддерживать анодный
выход по току равным 70%? Какая доля общего анодного
тока при этом затрачивается на электрохимическое окисле¬
ние цианидов, если соотношение между парциальной плот¬
ностью тока (А/см2) этого процесса и общей плотностью
тока Ож на никелевых анодах определяется уравнением1§ ^СЫ = —1,38-1-0,425 1§Каков расход ЫаСЫ на 1 А-ч протекшего электриче¬
ства и 1 мкм цинкового покрытия 1 м2 деталей при катодном
выходе по току 70%?— 203 -
267» В цианистой ванне цинкования установлены
пассивные цинковые и нерастворимые никелированные
стальные аноды. Соотношение их поверхностей 4:1. На
цинковых анодах протекает процесс ионизации цинка
при плотности тока 3,2 А/дм2, практически не зависящей
от анодного потенциала в его рабочем интервале. 'На нике¬
лированных стальных анодах идут процессы выделения
кислорода и окисления цианидов. Для первого из этих
процессов отношение его парциальной плотности тока О о2
к общей плотности тока выражается уравнением
!§ 00а = 0,005 + 1,135 1§Ож,где в А/см2.Какова должна быть плотность тока на стальных нике¬
лированных анодах при необходимости поддержания об¬
щего анодного выхода по току для ионизации цинка равным
75%? Какая доля анодного тока тратится на электрохими¬
ческое окисление цианида? Рассчитать расход ЫаСЫ на1	А-ч протекшего электричества.2в8> При использовании для анодного процесса в циа¬
нистых электролитах цинкования одновременно пассивных
цинковых и инертных стальных никелированных анодов
на анодах первого вида протекает только процесс иониза¬
ции цинка при плотности тока около 3,2 А/дм2. На сталь¬
ных никелированных анодах, работающих при 4,4 А/дм2,
выделяется кислород и параллельно частично окисляется
цианид. Зависимость плотности тока выделения кислорода
Оог от общей плотности тока Ощ (А/см2) на таких анодах
при +20° С может быть описана уравнением18 С01 = 0,005 +1,135При каком соотношении поверхностей цинковых и инерт¬
ных анодов будет достигнут средний анодный выход по
току для ионизации цинка, равный 80%? Каков при этом
будет средний анодный выход по току для процесса окисле¬
ния цианида? Каков расход ИаСК на анодное окисление
в расчете на 1 А-ч протекшего электричества? Какое коли¬
чество Ма2С03 образуется при электрохимическом окислении
цианида в ходе осаждения 1 м2 цинкового покрытия тол¬
щиной 9,0 мкм при катодном выходе по току 78%?239, В цианистом электролите цинкования следую¬
щего состава: ЫаС]Мобщ — 90 г/л; ЫаОН — 80 г/л; 2пО —
30 г/л; катодный выход равняется 60%, толщина покрытия- 204 —9 мкм. Механический унос электролита с деталями равен
105 мл/м2.В ванне установлены пассивные цинковые и стальные
никелированные аноды при соотношении поверхностей3	: 1. На анодах первого вида весь ток тратится на иониза¬
цию цинка при плотности тока 3,2 А/дм2. На инертных
анодах парциальная плотность тока выделения кислородаОо2	связана с общей плотностью тока Ож (А/см2) зависи¬
мостью1§ 00г = 0,005 + 1,135 1§Остальной ток на таких анодах расходуется на окисле¬
ние цианида.Рассчитать расход МаСЫ на анодное окисление (на 1 м2
покрытия): а) при равенстве катодного и анодного выходов
по току; б) при компенсации потерь цинка на унос с раст¬
вором путем превышения анодного выхода по току над
катодным. Определить необходимый для последнего вари¬
анта анодный выход по току для ионизации цинка.210» Для цинкования деталей средней сложности про¬
филя при толщине покрытия 12 мкм в подвесочном автомате
применен цианистый электролит цинкования следующего
состава: МаСЫобщ — 90 г/л; ЫаОН — 80 г/л; 2пО—-30 г/л,
который .работает со средним катодным выходом по току
70%. Механические потери раствора цинкования — 95 мл/м2
деталей (в автомате имеется ванна-уловитель электролита).
В качестве анодов использованы транспассивные цинковые
электроды без параллельной установки инертных анодов.Парциальная плотность тока ионизации цинка Огп
на транспассивных цинковых анодах в подобном растворе
подчиняется при +20° С уравнению1§02п = - 0,64 + 0,54 16 Яа,где Оа — общая анодная плотность тока, А/см2. Парци¬
альная плотность тока окисления цианидов на таких
анодах может быть выражена зависимостью= 0,19 + 2,60 1§ Ол.Сравнить с точки зрения возможности уменьшения рас¬
хода цианидов (выразить в г ЫаСЫ на 1 м2 покрытия) двух
способов компенсации потерь цинка при уносе раствора
с деталями в ванне цианистого цинкования: а) корректиро¬
вание ванны раствором исходного состава, т. е. эксплуата¬
ция ванны при равенстве катодного и анодного выходов- 205 -
по току; б) превышение анодного выхода по току над катод¬
ным на величину, соответствующую потерям цинка, когда
ванна корректируется раствором без содержания цинка.271. В подвесочном автомате использован малоциани¬
стый электролит цинкования следующего состава: МаСЫобщ—
20 г/л; ЫаОН — 80 г/л, 2пО -— 15 г/л. Процесс цинко¬
вания деталей средней сложности профиля на толщину
покрытия 6,0 мкм протекает с катодным выходом по току
65%. Для уменьшения потерь раствора в автомате установ¬
лена ванна-уловитель электролита. При этом потери раст¬
вора на унос с деталями составляют 105 мл/м2. На установ¬
ленных транспассивных цинковых анодах одновременно
протекают процессы ионизации цинка, выделения кислорода
и окисления цианидов. Парциальная плотность тока пер¬
вого из этих процессов Л2п меняется с общей анодной плот¬
ностью тока Оа (А/см2) по уравнению1ё-02п = -1,20 + 0,245 18 Оа.Парциальная плотность тока окисления цианидов
подчиняется зависимости1ё Осм = — 0,966 +1,196 1§ Оа.Рассчитать расход ЫаСЫ на анодное окисление (в расчете
на 1 ’м2 покрытия) при условии: а) равенства катодного и
анодного выходов по току, когда потери цинка компенси¬
руются его введением в корректирующем растворе; б) ком¬
пенсации потерь цинка с уносимым раствором за счет
превышения анодного выхода по току над катодным. Каков
анодный выход по току должен быть в последнем случае?272» Отделение гальванического цинкования, имею¬
щее 5 стационарных ванн с сернокислым электролитом,
работает 18 ч в сутки при пятидневной рабочей неделе.
В ванну одновременно завешивается 6 катодных подвесок,
на каждую из которых помещаются детали с общей цинкуе¬
мой поверхностью в 20 дм2. Необходимая толщина цинко¬
вого покрытия 15 мкм; катодная плотность тока Ок =
= 2,0 А/дм2, выход по току Вт =98%. Обратимый брак
составляет 1 % от общей продукции.Время на загрузку и выгрузку из ванны подвесок с де¬
талями 1,6 мин. Общие годовые потери времени на простои
ванн 3%. Время на подготовительно-заключительные опе¬
рации 40 мин в сутки.Рассчитать годовую производительность отделения,— 206 —273.	Производительность отделения никелирования по
мелким деталям составляет 42 т/шд. Для никелирования
используются колокольные ванны нагрузкой 80А, рассчи¬
танные на одновременную загрузку 10 кг деталей. Средняя
удельная поверхность деталей 16,3 дм2/кг. Отделение ра¬
ботает 5 дней в неделю по 18 ч в сутки (с подменой рабочих
на обед). Простои оборудования в ремонте составляют
4,5% от номинального годового времени его работы. Время
на загрузку и выгрузку деталей в колоколах 5 мин. Подго¬
товительно-заключительное время 0,5 ч в сутки. Необхо¬
димая толщина никелевого покрытия 15 мкм. Выход по
току для стационарных ванн в данном электролите 96%.
Увеличение времени процесса для колокольных ванн с уче¬
том механического истирания покрытия и недостаточной
равномерности пересыпания деталей 15%. Покрываемая
поверхность катодных контактов составляет около 3%
от поверхности деталей.Сколько колокольных ванн необходимо установить в от¬
делении? Какова величина коэффициента загрузки уста¬
новленных ванн?274,	Для получения гальванических покрытий на дета¬
лях использован прямолинейный автомат. Толщина нике¬
левого покрытия на деталях должна составлять 18 мкм.
Ванна никелирования в автомате работает при катодной
плотности тока = 4,0 А/дм2 и выходе по току 96%;
примерный шаг подвески в ванне I = 0,45 м, скорость
продвижения подвески и = 0,2 м/мин. Ванна имеет 3 ка¬
тодных и 4 анодных ряда; поверхность деталей на одной
подвеске составляет в среднем 16 дм2; неизолированная
(никелируемая) часть поверхности подвески составляет
5% от поверхности завешенных на ней деталей; обратимый
брак составляет 1% от всей продукции.Рассчитать: а) длину рабочей части (расстояние между
центрами крайних подвесок) ванны никелирования; б) темп
выхода подвесок; в) максимальную суточную производи¬
тельность автомата по поверхности покрытий при условии
его круглосуточной работы; г) необходимую силу тока на
ванну никелирования.275» Ванна сернокислого меднения в овальном авто¬
мате с прерывно движущейся транспортерной цепью
имеет 2 катодных и 3 анодных ряда. Ванна работает при
плотности тока Ок =4,0 А/дм2 и выходе по току Вт л;
я* 99%. Необходимая толщина получаемого медного покры¬— 207 —
тия б = 23 мкм. Автомат должен иметь темп выхода подвесок
около 3 мин; минимальный шаг подвесок 0,60 м; поверх¬
ность деталей на одной подвеске 5П = 16 дм2, обратимый
брак составляет около 1% от всей загрузки; неизолиро¬
ванная (омедняющаяся) часть поверхности подвески равна
5% от поверхности завешенных на ней деталей.Рассчитать: а) необходимое расстояние между центрами
крайних подвесок в ванне меднения; б) темп выхода под¬
весок; в) силу тока на ванну меднения; г) максимальную
суточную производительность автомата (при его непрерыв¬
ной круглосуточной работе).27®. В ванне цинкатного цинкования автомата коло¬
кольного типа установлено 10 колоколов с диаметром внизу56	см, вверху — 42 см, высотой — 57 см. В один колокол
загружается в среднем 16 кг мелких деталей с удельной
поверхностью 12 дм2/кг. Катодные колокола работают
при среднем погружении в электролит на 4/6 боковой пер¬
форированной поверхности. Плотность тока, рассчитанная
на перфорированную поверхность колокола, находящуюся
в электролите, составляет 26 А/дм2. Выход по току на всю
цинкующуюся поверхность деталей и токоподводов в при¬
нятом режиме равен 90%. Затраты катодного цинка на
покрытие открытых участков катодных контактов достигают
2% от всего осажденного металла. При требуемой толщине
цинкового покрытия 9,0 мкм увеличение времени процесса
цинкования сверх расчетного, необходимое для компенса¬
ции механического истирания покрытий на выступающих
участках деталей, а также с учетом неравномерности пере¬
сыпания деталей, должно составлять 15%. Обратимый
брак в процессе цинкования принять равным 5%.Автомат эксплуатируется двухсменно, непрерывно 18 ч
в сутки (без выключения в обеденные перерывы) при пяти¬
дневной рабочей неделе. Простои автомата в ремонте
принять равными 5% от его номинального времени работы.
Подготовительно-заключительное время составляет каждые
сутки 1,35 ч. Время перемещения колокола от одной позиции
до другой равно 0,4 мин.Рассчитать: а) необходимый темп выхода колоколов;б)	возможную годовую производительность автомата в тон¬
нах деталей и площади оцинкованной поверхности.2.11. Для цинкования мелких деталей на толщину
покрытия 9,0 мкм, использованы колокольные автоматы
с цинкатным электролитом, в ванне цинкования которых— 208 —размещено 11 колоколов. Годовая производительность от¬
деления металлопокрытий, в котором установлено 2 авто¬
мата, 1600 т цинкуемых деталей с средней удельной поверх¬
ностью И дм2/кг. Единовременная средняя загрузка деталей
в каждый колокол составляет 16 кг. Параметры автоматов
и процесса цинкования аналогичны параметрам, указан¬
ным в задаче 276.Рассчитать: а) количество колоколов оцинкованных
деталей, которые может дать в год каждый автомат; б) коэф¬
фициент загрузки автоматов в отделении цинкования.27®. Годовая производительность автомата цианистого
цинкования колокольного типа составляет 750 т мелких
деталей с средней удельной поверхностью 13 дм2/кг при
средней расчетной толщине цинкового покрытия 7,0 мкм.
Ванна цинкования работает с условным катодным выходом
по току 75% (по готовой продукции, с учетом потерь
металла на обратимый брак и цинкование катодных контак¬
тов). Увеличение расчетного времени цинкования на ме¬
ханическое истирание покрытий и с учетом неравномер¬
ности пересыпания деталей в колоколе принимается равным
15%.Механические потери растворенного цинка компенси¬
руются путем превышения анодного выхода по току над
катодным. Потери электролита, содержащего 24 г/л раст¬
воренного цинка, принять равными 130 мл на 1 м2 цинкового
покрытия на годных деталях. Зависимость анодного выхода
по току В^а) (%) от плотности тока (А/см2) на транспас-
сивиых цинковых анодах выражается уравнением1§ В<а) = 1,36-0,4612 Оа.Рассчитать необходимую анодную плотность тока на
транспассивных цинковых анодах в ванне цинкования
автомата.279, Годовая производительность автомата цианистого
цинкования колокольного типа составляет 800 т мелких
деталей с средней удельной поверхностью 12 дм2/кг при
средней расчетной толщине цинкового покрытия 8,0 мкм.
Ванна работает с катодным выходом по току 75% при обра¬
тимом браке по цинковым покрытиям, равном 5% от всех
оцинкованных деталей. Потери цинка на цинкование откры¬
той поверхности токовых контактов составляют 2%. Уве¬
личение расчетного времени цинкования в колоколах для
компенсации неравномерности пересыпания деталей и ме¬— 209 —
ханического истирания цинкового покрытия принять рав¬
ным 15%.Ванна эксплуатируется с превышением анодного выхода
по току над катодным для компенсации механических
потерь растворенного цинка (доливка ванны производится
электролитом без цинка). Потери электролита, который
содержит в среднем 24 г/л растворенного цинка, составляют
на всех операциях 115 мл на 1 м2 покрытия (имеется сбор-
ник-уловитель электролита; цинкуются детали средней
сложности конфигурации). На транспассивных' цинковых
анодах с первоначальными размерами 450 X 200 X 10 мм
зависимость анодного выхода по току от анодной плотности
тока Оа (А/см2) описывается уравнением1§ В'а> = 1,36-0,46 1§ О .Рассчитать: а) необходимую анодную плотность тока;б)	годовой расход цинковых анодов на процесс цинкования
(без учета расхода анодов на первоначальную загрузку;
анодные остатки дорастворяются в титановых корзинах —
не учитывать потери металла при переплавке и сверлении
отверстий); в) годовую экономию окиси цинка при компен¬
сации механических потерь растворенного цинка за счет
анодного растворения металла, а не путем введения исход¬
ного электролита в ванну.280„ В автомате никелирования стальной ленты, имею¬
щей ширину 25 мм и толщину 0,1 мм, последовательно
установлены две ванны никелирования длиной по 7,0 м
каждая. При никелировании лента на рабочих участках
проходит по прямой горизонтальной линии. На участке,
равном примерно 15% длины каждой ванны, лента не нике¬
лируется (на участках вывода ленты к контактным цилин¬
драм, а также вследствие экранирования ленты направляю¬
щими валиками). Через автомат одновременно проходит
13 потоков ленты. Необходимая толщина никелевого по¬
крытия на ленте 2,0 мкм. Катодная плотность тока Ок =
= 2,5 А/дм2; выход по току Вт = 95%.Работа автомата трехсменная, без выходных дней (в празд¬
ничные дни не работает). Неизбежные простои автомата
составляют 10% от номинального годового фонда времени
его работы.Рассчитать: а) необходимую скорость движения ленты
в автомате; б) годовую производительность автомата в по¬
гонных метрах ленты; в) силу тока на каждую из двух
ванн никелирования в автомате.— 210 —281. Конвейерный автомат электролитического луже¬
ния холоднокатаной стальной ленты работает с хлоридным
(на основе 8пС12) электролитом при плотности тока Вк =
= 40 А/дм2 и выходе по току Вт =90%. Лента, проходя¬
щая через автомат со скоростью 8,0 м/сек, покрывается
слоем олова толщиной 1,0 мкм.Какова должна быть длина рабочей части ванны луже¬
ния (равная длине одновременно покрываемой части ленты)?ИИЭа В ванне хромирования нагрузкой 2500 А исполь¬
зован электролит, содержащий 350 г/л Сг03 и 3,5 г/л Н,804.
Ванна работает при катодной плотности тока Ок == 20 А/дм2 и выходе по току около 16%. Толщина полу¬
чаемого слоя хрома 1,5 мкм. Время загрузки и выгрузки
подвесок с деталями 2,0 мин. Удельные потери электролита
составляют 117 мл на 1 м2 покрытия.Рассчитать удельный расход СЮ3 (на собственно электро¬
лиз и механические потери) на 1 м2 покрытия, а также
часовой расход Сг03 на ванну.288.	Подвесочный автомат никелирования, электролит
которого содержит в среднем 200 г/л №504-7На0, работает
при токе 2800 А. В автомате наносят никелевые покрытия
толщиной 18 мкм при катодном выходе по току 96%. От¬
крытая (никелируемая) поверхность подвесок равняется
3% от поверхности деталей. Бракованные детали составляют
2% от общего количества деталей. Действительный годовой
фонд работы автомата без подготовительно-заключитель¬
ного времени и с учетом коэффициента его загрузки
составляет 3750 ч.Унос электролита из ванны никелирования в ванну-
уловитель, имеющую объем 0,78 м3, при его механическом
захвате деталями составляет 80 мл на 1 м2 поверхности
годных деталей. Потери электролита на других операциях
равны 70 мл/м2. Унос раствора из ванны-уловителя в сред¬
нем равен 60 мл/м2. В ванну никелирования из промывных
ванн, а также при промывке электродных штанг заносится
вода в количестве 40 мл/м2. Количество воды, испаряющейся
из ванны никелирования, составляет в среднем (включая
и периоды бездействия автомата) 0,20 л на 1 м2 отникели¬
рованных деталей.Используя допущения задачи 221, рассчитать: а) ча¬
стоту замены раствора на воду в ванне-уловителе (в площади
отникелированных деталей за цикл и количество замен
в году); б) оптимальную концентрацию №504-7Н20 в ванне-_ 211 —
уловителе; в) годовую экономию №804-7Н20 за счет вве¬
дения ванны-уловителя.284.	Рассчитать время (в неделях) достижения допу¬
стимой конечной концентрации карбонатов в ванне циани¬
стого цинкования при условиях задачи 223 за одним исклю¬
чением в каждом варианте: а) толщина цинкового покрытия
15 мкм; б) унос электролита с деталями из ванны цинкова¬
ния составляет 140 мл/м2 поверхности годных деталей;в)	анодный выход по току на окисление цианида равен
5,8%; г) ванна эксплуатируется по 7 ч в сутки 6 дней
в неделю; д) максимально допустимая концентрация кар¬
бонатов в ванне 0,6 н.285.	При работе ванны цианистого цинкования в авто¬
мате барабанного типа концентрация карбонатов в растворе
постепенно увеличивается вследствие поглощения двуокиси
углерода из воздуха и электрохимического окисления
цианидов на транспассивных цинковых анодах.Параметры процесса: сила тока на ванну — 2000 А;
объем электролита в ванне 7*8 м3; в неделю ванна эксплуа¬
тируется 5 дней по 16 ч в сутки (без подготовительно¬
заключительного времени). Катодный выход по току 65%
(с учетом его уменьшения при истирании цинкового покры¬
тия). Средняя толщина цинкового покрытия 8 мкм. Унос
электролита с деталями и в вентиляцию составляет 220 мл
на 1 м2 поверхности деталей; поглощение двуокиси угле¬
рода из воздуха равно в среднем 15 л (нормальный объем)
на каждый час работы и бездействия ванны; на окисление
цианида расходуется 6,0% анодного тока; исходный раствор
содержит 3 г/л Ыа2С03; таким же раствором ванна коррек¬
тируется.Через сколько недель работы ванны концентрация
Ма2С03 в электролите достигнет: а) 0,8 н; б) 1,0 н?286.	Какова будет концентрация На2С03 в электролите
ванны цианистого цинкования, работающей в условиях,
данных в задаче 285: а) через 15 недель, б) через 30 недель?287.	Электролит стационарной ванны цианистого мед¬
нения содержит 33 г/л общего цианида (свободного и свя¬
занного) в пересчете на ЫаСЫ. Ванна работает при 60° С
с выходом по току Вт =75%. Толщина медного покрытия
22 мкм. Проектная норма расхода цианида на разложение
равна 0,9 г/(А-ч) [23]. Потери электролита составляют
около 95 см3 на 1 м2 поверхности деталей [23] (имеется сбор¬
ник-уловитель раствора).- 212 —Каков удельный расход цианида на 1 м2 покрытия?
Какую долю в общем расходе цианида составляют его по¬
тери при разложении по проектной норме?288.	Рассчитать удельный расход цианида на 1 м2
медного покрытия толщиной 2 мкм и долю проектных
потерь цианида на разложение в его общем расходе при
электролитическом меднении деталей в стационарной циа¬
нистой ванне.Параметры электролиза и расходные коэффициенты —
см. условие задачи 287.289.	Колокольная ванна цинкования заливается циа¬
нистым электролитом с концентрацией общего цианида
85 г/л (в расчете на ЫаСЫ). Необходимая толщина цинкового
покрытия 10 мкм. Для цинк-цианистого электролита дан¬
ного состава выход по току в стационарных ваннах со¬
ставляет около 80%. В колоколах общая расчетная про¬
должительность процесса должна быть увеличена на 15%
с учетом механического истирания покрытий и неравно¬
мерности пересыпания деталей. Удельные потери раствора
при процессе около 115 см3 на 1 м2 поверхности деталей.
Проектная норма расхода цианидов на электрохимическое
разложение 0,8 г/(А-ч) [23].Каков удельный расход цианидов на 1 м2 получаемого
цинкового покрытия?290.	В стационарную ванну цинкования нагрузкой
1200 А, имеющую две катодные и три анодные штанги,
завешено 9 цинковых анодов габаритами 500 X 700 X
X 12 мм (по три анода на каждую штангу). В ванне исполь¬
зован сернокислый электролит с катодным выходом по
току Вт = 99%; толщина получаемого цинкового покрытия
на деталях 15 мкм. Открытая (цинкуемая) поверхность
катодных подвесок составляет примерно 5% от поверхно¬
сти завешенных на них деталей.Какое количество деталей (без учета брака) возможно
оцинковать в ванне за период работы: а) анодов, установлен¬
ных на средней штанге; б) анодов на крайних штангах
(не учитывать ток, идущий на обратную сторону таких
анодов)? Анодные остатки (скрап) составляют 18% от
начального веса анодов. Анодный выход по току 102%.291.	Кадмиевые аноды толщиной 10 мм эксплуати¬
руются в ванне кадмирования при плотности тока Оа =
= 1,5 А/дм2 (аноды полностью погружены в электролит).— 213 —
Анодный выход по току В|а) = 101%; анодные остатки
(скрап) составляют 15%. от первоначальной массы анодов.Какова продолжительность эксплуатации двусторонне
работающего • анода?292.	В цианистую ванну исправления брака нагрузкой
500 А в качестве анодов завешены бракованные омедненные
стальные детали с общей поверхностью 522 дм2 и средней
толщиной медного покрытия 17 мкм.Сколько времени необходимо для полного снятия мед¬
ного слоя с деталей, если анодный выход по току Вта> =
= 95% (с учетом выделения 02 в конце процесса)?293.	Для электролитического получения покрытия из
высокомедистого медно-цинкового сплава — томпака (90%
меди и 10% цинка) использован цианистый электролит.
Катодная плотность тока при процессе Ик = 3,0 А/дм2,
выход по току для сплава Вт =80%. Плотность получае¬
мого сплава 8,6 г/см3.Какова продолжительность осаждения на деталях слоя
томпака толщиной 150 мкм?294.	Электролизом борфтористоводородного электро¬
лита, содержащего РЬ(ВР4)2, Зп(ВР4)2 и некоторые другие
компоненты, на деталях получено покрытие толщиной
8 мкм из свинцово-оловянистого сплава (50% РЬ, 50% 5п).
Катодная плотность тока при осаждении Ок « 1,0 А/дм2;
выход по току для сплава близок к 100%.Какова продолжительность процесса электролиза (плот¬
ность катодного сплава 8,7 г/см3)?295.	При электролизе станнатно-цианистого раствора,
содержащего Ыа2Зп03, Ыа22п(С1\[)4 и свободные цианид
и щелочь, на детали осадилось 0,570 г оловянно-цинкового
сплава (71% 5п и 29% 2п). Ток во время процесса равнялся
1,30А, время электролиза 31 мин.Каков выход по току для сплава?29©= За 45 мин процесса при использовании аммонийно-
хлоридного электролита на детали осадилось 1,22 г сплава,
содержащего 19% никеля и 81 % цинка. Сила тока / =
= 1,45 А.Рассчитать выход по току для полученного цинк-нике-
левого сплава.297. Покрытие деталей свинцово-оловянным сплавом,
содержащим 20% олова и 80% свинца, проводится в бор-
фтористоводородном электролите, в состав которого входят_ 214 —РЬ(ВР4)2, Зп(ВР4)2, НВР4 и столярный клей. При процессе
используются раздельные аноды — свинцовые и оловян¬
ные, выходы по току на которых равны 100% (катодный
выход по току также близок к 100%).Какая доля от общей токовой нагрузки должна прихо¬
диться на те и другие аноды, чтобы сохранить неизменность
состава электролита в ходе процесса?й@®« Катодный выход по току при электролитическом
получении покрытий из циик-оловянного сплава состава
80% 8п и 20% 2п при использовании станнатно-цианистого
электролита (с четырехвалентным оловом) равен 82%.
Сила тока на ванне 600 А. Аноды раздельные — оловян¬
ные и цинковые. Анодные выходы по току у цинка 100%,
у олова 78%.Какова должна быть токовая нагрузка на цинковые и
оловянные аноды, чтобы поддерживать постоянство в со¬
ставе электролита в ходе электролиза?2@Э» При анодном оксидировании алюминиевой детали
плотностью тока =1,2 А/дм2 за 30 мин процесса полу¬
чена оксидная пленка (А1203) толщиной 6 мкм с пористостью
около 14%. Плотность А1203 (беспористого) 3,85 г/см3.Рассчитать выход по току при оксидировании.3100. Объемная плотность тока в ванне анодного окси¬
дирования алюминиевых деталей составляет 0,52 А на 1 л
электролита. Продолжительность процесса оксидирования
25 мин.Какое количество загрузок деталей можно получить
с ванны оксидирования до достижения максимально допу¬
стимой в электролите концентрации сульфата алюминия
(30 г/л в пересчете на металлический алюминий), если 34%
тока затрачивается на образование той части оксидной
пленки, которая растворяется в электролите (не учитывать
унос электролита с деталями)?301. За 18 мин процесса анодного оксидирования мед¬
ного изделия в щелочном электролите при плотности тока
Оа =1,0 А/дм2 сформирована окисная (СиО) пленка сред¬
ней толщины 5,5 мкм.Рассчитать выход по току для полученной оксидной
пленки, если ее плотность 6,4 г/см3.392.	В ходе электрохимического оксидирования алюми¬
ниевой детали током 1,80 А выделилось за 28 мин процесса12,3	мл кислорода (при н. у.). При этом масса детали увели¬
чилась на 61,3 мг.— 215 —
Какая доля анодного тока затрачена: а) на образование
оксидной пленки; б) на растворение алюминия и в) на выде¬
ление кислорода?308= Анодная полировка медных и омедненных дета¬
лей осуществляется в растворе ортофосфорной кислоты при
плотности тока Вя = 1,6 А/дм2, продолжительности про¬
цесса 12 мин и среднем выходе по току для растворения меди
Вт = 95%.На какую глубину подрастворится медное покрытие де¬
тали за время ее анодной полировки?ЗСМв Никелированные детали, имеющие среднюю тол¬
щину никелевого покрытия 20 мкм, подвергаются анодной
электрополировке. Электрополировка осуществляется в
смешанном растворе ортофосфорной и серной кислот с добав¬
кой небольшого количества лимонной кислоты при анодной
плотности тока == 40 А/дм2 и продолжительности про¬
цесса 30 с.Какова средняя толщина отполированного никелевого
покрытия, если анодный выход по току для растворения
никеля равен 38%?305* Анодное электрохимическое обезжиривание сталь¬
ных деталей проводится при плотности тока 5,0 А/'дм2,
продолжительности процесса 10 мин и среднем напряжении
на ванне V = 8 В,Рассчитать: а) удельный расход электроэнергии на 1 м2
обезжириваемых деталей; б) объем гремучей смеси (при
н. у.), образующейся за 1 мин в ванне нагрузкой 600 А
(Вт да 100%)'.306» За 22,5 мин анодного травления стальных деталей
при плотности тока 2,0 А/дм2 (перед покрытием толстым
слоем никеля) с поверхности деталей снят слой стали тол¬
щиной 6 мкм.Какая доля анодного тока израсходована на электрохи¬
мическое растворение стали? Расчет вести на образование
трехвалентного железа. Химическим растворением стали и
наличием в ней углеродистой компоненты пренебречь.2107. Одной из областей применения гальванопластики
является изготовление тонких металлических листов и
лент. По одному из гальванопластических способов медную
ленту получают на непрерывно вращающемся барабане из
нержавеющей стали, который служит катодом ванны.Диаметр барабана равен 1,5 м, длина его рабочей по¬
верхности равна 2/3 всей длины окружности барабана.— 216 —Электролит сернокислый. Катодная плотность тока Ок =
■■= 10 А/дм2, выход по току Вт да 100%.Какова должна быть скорость вращения катодного
барабана, чтобы получить медную ленту толщиной 0,20 мм?ЗСШ. Какова продолжительность процесса электро¬
лиза при гальванопластическом изготовлении бесшовных
медных труб с толщиной стенки 3,2 мм?Катодная плотность тока = 1,4 А/дм2; электролит
сернокислый, выход по току близок к 100%.809. Исходный раствор химического никелирования
содержит 20 г/л №804-7Н20 и 25 г/л №Н2Р02-Н20.Плотность загрузки ванны 1,05 дм2/л, при необходимой
толщине покрытия 10 мкм и среднем его составе 93 вес. %
никеля и 7% фосфора (плотность покрытия 7,9 г/см3).
Сколько загрузок деталей можно провести, если макси¬
мальный коэффициент использования сульфата никеля до
достижения минимально допустимой скорости покрытия
составляет 80%? Каково значение фактического коэффи¬
циента использования сульфата никеля при кратном числе
загрузок? Каков будет общий коэффициент использования
гипофосфита натрия при кратном количестве загрузок
деталей, если коэффициент использования гипофосфита
натрия при химических превращениях (см. задачу 234)
составляет 42%?Сколько выделится водорода (приведенный объем) в про¬
цессе всей эксплуатации ванны химического никелирова¬
ния в расчете на 1 л раствора? Потерями раствора с вы¬
гружаемыми деталями пренебречь.810= Для химического никелирования использован
раствор одноразового действия, содержащий 20 г/л
№804-7Н20 и 10 г/л МаН2Р02-Н20 (и другие компоненты).
Из указанного раствора при плотности загрузки деталей1,5	дм2/л получают покрытие средней толщиной 14 мкм,
состоящее из 92 вес. % никеля и 8% фосфора (пл. 7,9 г/см3).Каковы коэффициенты использования сульфата никеля
и гипофосфита натрия, если коэффициент использования
гипофосфита при химических превращениях равен 40%?
Сколько водорода (приведенный объем) выделяется за
один цикл из ванны химического никелирования объемом
30 л? Какова конечная концентрация фосфита натрия
ЫаН2Р03 в растворе (при неизменности его объема)?311. Для химического никелирования использован элек¬
тролит исходного состава 20 г/л №304-7Н»0 и 10 г/л— 217 —
ЫаН2Р02-Н20 (и некоторые другие компоненты). Плот¬
ность загрузки деталей 1,2 дм2/л. Толщина покрытия 10 мкм.
Получаемое покрытие содержит в среднем 93 вес. % ни¬
келя и 7% фосфора при плотности 7,9 г/см3. Коэффициент
использования гипофосфита при химических превращениях
составляет 40%. После каждого цикла покрытия раствор
корректируется сульфатом никеля и гипофосфитом (и
улучшающими присадками) до начальной концентрации.
Максимально допустимая концентрация фосфита ЫаН2Р03
равна 60 г/л. Механические потери раствора на всех опера¬
циях составляют 0,25 л на 1 м2 никелируемых деталей.Сколько циклов химического никелирования, (количество
загрузок) можно провести в заданных условиях процесса?
Каков коэффициент использования сульфата никеля и
гипофосфита: а) при одноразовом и б) многоразовом (с кор¬
ректировками) использовании раствора? Самопроизволь¬
ным разложением раствора пренебречь.312» Электролит химического никелирования, содер¬
жащий 20 г/л №604-7Н20, 10 г/л №Н2Р02-Н20 и неко¬
торые другие компоненты, эксплуатируется при плотности
загрузки деталей 1,6 дм2/л. Покрытие состоит из 95 вес. %
никеля и 5 вес. % фосфора. Его толщина 12 мкм, пл.7,9	г/см3. Коэффициент использования гипофосфита при
химических превращениях составляет 40%. После каждого
цикла покрытия электролит корректируется гипофосфитом
и сульфатом никеля до исходного содержания; введением
щелочи рН раствора доводится до оптимальной величины.
Корректировка прекращается при достижении концентра¬
ции фосфитов 50 г/л. Потери раствора при уносе с дета¬
лями, в вентиляцию и при корректировке составляют
0,20 л/м2 покрываемых деталей.Каков удельный расход гипофосфита и сульфата никеля
на 1 м2 никелируемых деталей: а) при одноразовом и б) мно¬
горазовом (с корректировками) использовании раствора?313» На алюминиевые детали нанесено покрытие из
«химического никеля» с содержанием 90 вес. % никеля и
10% фосфора. Средняя плотность покрытия 7,9 г/см3.
Анодное растворение такого покрытия в растворе Н2504
при плотности тока 20 А/дм2, проводившееся для определе¬
ния его толщины, продолжалось до снятия покрытия 3 мин
10 с. При растворении 15% фосфора из покрытия окислялось
до фосфита, остальная часть — до фосфата. Коэффициент
использования анодного тока при растворении 95%.— 218 —Какова толщина покрытия? (Реакции при процессе см.
задачу 237.)314.	Для химического меднения использован раствор
следующего состава: Си304 • 5Н20 — 25 г/л; ЫаОН —
45 г/л, формальдегид СН20 — 10 г/л и некоторые другие
компоненты. В ванне емкостью 30 л проведено три загрузки
деталей при средней толщине покрытия 25 мкм и плотно¬
сти загрузки деталей 0,25 дм2/л. За время процесса из ванны
выделилось 19,2 Н2. На реакцию Канниццаро (реакция
формальдегида с-щелочью с образованием формиата натрия
и метилового спирта) затрачено в 2,2 раза больше формаль¬
дегида, чем на процесс собственно меднения.Каковы конечные концентрации медного купороса,
формальдегида, едкого натра и формиата натрия в ванне
(без учета механических потерь раствора в ходе процесса)?315.	Раствор химического меднения содержит 25 г/л
Си504-5Н20, 45 г/л ЫаОН, 10 г/л формальдегида и ряд
других компонентов.Сколько загрузок деталей теоретически можно прове¬
сти в таком растворе при 100%-ном использовании: а) мед¬
ного купороса, б) формальдегида; в) едкого натра. Плот¬
ность загрузки деталей в ванну 0,30 дм2/л; толщина покры¬
тия 20 мкм. Затраты формальдегида на реакции выделения
меди и водорода принять равными. Расход формальдегида
на реакцию Канниццаро (образование формиата и метило¬
вого спирта) в 1,7 раза превышает его затраты на выделе¬
ние меди. Механические потери химикатов принять рав¬
ными 5%.2116. Для осаждения композиционного электролитиче¬
ского покрытия (КЭП) использован электролит никелиро¬
вания с суспендированными частицами А1203 (пл. 3,65 г/см3),
в котором при плотности тока 3,0 А/дм2 получаются осадки
КЭП, содержащие 4,5 вес.% А1а03.Рассчитать необходимое время нанесения покрытия тол¬
щиной 4,0 мкм при катодном выходе по току для никеля 97 %.817. При определении рассеивающей способности сер¬
нокислого медного электролита по методу Херинга и Блюма
[25] была использована электролитическая ячейка с соотно¬
шением расстояний от анода до дальнего и ближнего като¬
дов /С = у = 5. Во время опыта на дальнем катоде осади-лось 0,273 г меди, на ближнем катоде — 1,178 г.Какова рассеивающая способность электролита?— 2,19 —
31®. В электролитической ячейке с соотношением рас¬
стояний от анода до дальнего и ближнего катодов К, == ^ = 5 исследовалась по методу Херинга и Блюма [25]рассеивающая способность электролита хромирования.
В процессе исследования на ближнем катоде осадилось
1,027 г хрома, на дальнем катоде — 0,179 г.Рассчитать рассеивающую способность электролита.319= Рассчитать величину равновесного потенциала
цинкового электрода в цианистом электроде для цинкова¬
ния.Состав электролита: [2п(СЫ)4]2' — 0,8 н; [СЫёвоб] —
0,3 н, а также некоторое количество щелочи. Температура
+20° С.Напишите потенциалопределяющую реакцию для цинка
в таком электролите. Нормальный потенциал для цинка
в цианистых растворах ф0 =— 1,26 В. При расчете вос¬
пользоваться величинами концентраций вместо активностей.320= Каково расчетное значение электропроводности
сернокислого раствора сульфата меди, содержащего 210 г/л
Си504-5Н20 и 50 г/л Н2304 (методику расчета см. в за¬
даче 239).Эквивалентная электропроводность при концентрации2,7	г-экв/л: ЯСизо4 = 17,6; Ян2зо4 = 171,5.321.	Катодная плотность тока при электролитическом
меднении Ок = 1,5 А/дм2; анодная плотность тока Оа =
= 1,2 А/дм2. Удельная электропроводность электролитов
ванн меднения:сернокислого процесса хх =0,23 Ом-1-см-1,медно-цианистого процесса х2 =0,153 Ом'1-см"1. Сред¬
нее межэлектродное расстояние в ванне I = 15 см.Рассчитать падение напряжения в электролите: а) сер¬
нокислой и б) цианистой ванн меднения.322.	Ванна декоративного хромирования работает при
катодной плотности тока = 40 А/дм2 и анодной плот¬
ности тока Оа = 30 А/дм2 со средним межэлектродным
расстоянием I = 12 см. Удельная электропроводность элек¬
тролита хромирования х = 0,615 Ом-1 - см'1, увеличение его
сопротивления за счет газонаполнения составляет 20%.Каково падение напряжения в электролите ванны?3230 При электролизе с цианистой ванной цинкования
катодный потенциал равнялся —1,90 В по окисно-ртутному
(ОР) электроду сравнения. Равновесный потенциал цинка- 220 —в этом растворе по ОР-электроду составляет—1,42 В.
Катодная плотность тока 3,0 А/дм2. Отношение катодной
поверхности к анодной равно 2,5. Зависимость потенциала
транспассивных цинковых анодов от плотности тока
(А/см2) выражается уравнением сра = 3,90 + 1,60 1§ Ра,
где фа — потенциал по ОР-электроду.Межэлектродное расстояние в ванне составляет в сред¬
нем 15 см. Удельная электропроводность электролита
х =0,44 Ом'1-см'1.Рассчитать напряжение на ванне (без учета потерь на¬
пряжения в электродах и контактах). Какую долю от об¬
щего напряжения составляют катодная и анодная поляри¬
зации и падение напряжения в электролите?324. Процесс цинкования из цианистой ванны прово¬
дится при катодной плотности тока 2,5 А/дм2. Электродный
потенциал цинкуемых деталей—1,71 В по окисно-ртут¬
ному (ОР) электроду сравнения. Равновесный потенциал
цинкового электрода в использованном растворе состав¬
ляет—1,42 В. На одних и тех же анодных штангах заве¬
шены пассивные цинковые (растворяющиеся со 100%-ным
выходом по току для цинка) и нерастворимые стальные
никелированные электроды. Соотношение общей анодной
поверхности и катодной равно 1 : 1,6. Соотношение поверх¬
ности инертных анодов и цинковых равно 1 : 4. Общий
анодный выход по току для ионизации цинка составляет
67%. Поляризационная зависимость для процессов на
стальных никелированных анодах для использованно¬
го электролита выражается уравнением фш = 1,10 +
+ 0,0851§Оы1, где фм,- — потенциал по ОР-электроду, —■
плотность тока на никелевых анодах, А/см2. Межэлектрод¬
ное расстояние 14 см. Удельное сопротивление электро¬
лита 2,26 Ом-см.Рассчитать напряжение на ванне (без учета падений
напряжения в электродах и контактах) и доли в нем катод¬
ной и анодной поляризации и падения напряжения в элек¬
тролите.32Б. При катодной плотности тока Ок =1,5 А/дм2
и анодной = 2,0 А/дм2 электродные потенциалы в стан-
натной ванне лужения составляют: у катода фк = —1,52 В
и у анода фа = +1,76 В (по нормальному водородному
электроду). Среднее межэлектродное расстояние / = 15 см,
удельная электропроводность электролита х = 0,32 Ом'1 X
X см'1. Падение напряжения в контактах, катодах и ано¬— 221 —
дах составляет около 15% от суммарного напряжения ка¬
тод — анод. Потери напряжения в шинопроводах равны
10% от напряжения на ванне.Каково должно быть минимальное напряжение у генера¬
тора тока, питающего ванну?38В. Потенциал катода в ванне хромирования срк =
=—1,00 В, анодный потенциал сра =+2,20 В (по нор¬
мальному водородному электроду). Электродные плотно¬
сти тока: катодная Ок — 30 А/дм2, анодная Ва = 25 А/дм2.
Удельная электропроводность электролита х = 0,615
Ом-1-см"1, увеличение сопротивления электролита за счет
его газонаполнения 20%; среднее межэлектродное расстоя¬
ние I =12 см. Падение напряжения в электродах и кон¬
тактах равно 10% от разности потенциалов катод — анод.
Потери напряжения во внешних шинах составляют около
10% от напряжения на ванне.Каким минимальным напряжением должен обладать
генератор тока, питающий ванну?327= Для цинкования мелких деталей использован
цианистый электролит с удельным сопротивлением5.5	Ом-см. Цинкование осуществляется в автомате коло¬
кольного типа, в котором установлены колокола с диамет¬
рами оснований 54 и 42 см, высотой 60 см, толщиной стенки
5 мм и степенью перфорации 30%. При работе колокола
погружаются в электролит на 3/4 боковой перфорированной
поверхности. Сила тока на один колокол в ванне цинкова¬
ния равна 180 А. Экспериментально измеренная величина
катодной поляризации при цинковании в колоколе состав¬
ляет —1,6 В.Расстояние между анодными штангами в ванне цинко¬
вания составляет 74 см. Ванна эксплуатируется с пассив¬
ными цинковыми и транспассивными стальными никелиро¬
ванными анодами при средней анодной плотности тока3.5	А/дм2 и анодной поляризации для ионизации цинка2,8	В.Рассчитать рабочее напряжение в ванне цинкования
(омические потери в электродах и контактах включены
в электродные поляризации).В автомате цианистого цинкования колокольного
типа применяются колокола с диаметрами оснований 52 и40	см, высотой 55 см, толщиной стенки 5 мм и степенью
перфорации 20%. Колокола погружены в электролит на
80 % боковой (перфорированной) поверхности. Сила тока- 222 —на один колокол равна 170 А. Величина катодной поляриза¬
ции в колоколе, экспериментально определенная совместно
с омическими падениями напряжения в электролите внутри
колокола и контактными падениями напряжения, состав¬
ляет —1,5 В.Удельная электропроводность электролита 0,19 Ом^Х
X см"1. Расстояние между анодными штангами 72 см. Транс¬
пассивные цинковые аноды эксплуатируются при плотно¬
сти тока 7,5 А/дм2. Анодная поляризация находится в полу¬
логарифмической зависимости от плотности тока (А/смг):Ч,	= 6,32+1,60 18 Оа.Рассчитать рабочее напряжение на ванне цинкования
(пренебрегая омическими потерями в теле анодов и анод¬
ных контактах).329. Напряжение между катодными и анодными штан¬
гами ванны никелирования нагрузкой 600 А составляет4,3	В,Какое количество джоулева тепла выделяется за 1 ч
в ванне? Для упрощения расчета принять катодный и анод¬
ный выходы по току равными 100%.33©=. Ванна анодного оксидирования алюминиевых де¬
талей работает при нагрузке 600 А и напряжении 12 В.
За 1 ч ванна находится в работе в среднем 57 мин. Темпера¬
тура процесса +25° С. На анодное выделение кислорода
расходуется около 10% тока; остальной анодный ток идет
на образование А1203 (для простоты расчета пренебречь
теплом, выделяющимся при растворении части А1203 в элек¬
тролите).Какое количество джоулева тепла выделяется за 1 ч
в ванне?831. Рассчитать количество джоулева тепла, выде¬
ляющегося за 1 ч в станнатной ванне лужения нагрузкой
800 А при напряжении на штангах ванны V = 4,2 В.Катодный и анодный выходы по току равны 60% (40%
электричества расходуется на электролиз воды). Темпера¬
тура процесса 70° С. Рабочее время ванны за 1 ч равно
56 мин. Тепловое напряжение разложения воды при 343К
Е”3 = 1,474 В.832» Цинкование деталей проводится в ванне с циани¬
стым электролитом при силе тока 1500 А и напряжении7,8	В с катодным выходом по току 70%. Анодный выход
по току для ионизации цинка равен катодному; на выделе-— 223 —
нне кислорода и окисление цианидов на транспассивных
цинковых анодах затрачивается соответственно 23 и 7%
анодного тока.Рассчитать количество джоулева тепла, выделяющегося
за час в ванне.ИЗЗ*» Ванна гальванопокрытий нагрузкой 1200 А уста¬
новлена на расстоянии 3,5 м от генератора тока.Каково должно быть минимальное сечение токоподводя¬
щих алюминиевых шин при максимально допустимом паде¬
нии в них напряжения 0,5 В? Подберите по каталогу [27]
шинопроводы и рассчитайте для них проходную плотность
тока. Температуру шин принять +45° С. Удельное сопро¬
тивление алюминия при - 18 С р18 = 0,0294 Ом-мм2.
Температурный коэффициент сопротивления а — 0,00423.Глава V
ГИДРОЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИЯ834л Годовая производительность медерафинировоч¬
ного цеха 150 тыс. т катодной меди (включая медь, по¬
лученную в ваннах регенерации). Машинное время работы
ванн равно 0,95. Катодный выход по току для меди Вт =
= 94%. Среднее напряжение на одну ванну 1/в = 0,30.
Выходное напряжение цеховых источников постоянного
тока Уц = 280 В.Какое количество ванн рафинирования меди и ванн
регенерации электролита нагрузкой / = 10 000 А должно
быть установлено в цехе? В какое количество последова¬
тельных цепей должны быть соединены- все ванны цеха?Решение. 1) Суточная производительность цеха
150 000 ...& ^ ' 365	= Т/СУТКИ-2)	Суточная производительность одной ванны
/т^СиВт 10 000.24-1,185-0,94йв — 1000 1000
где х —время, ч; <7Си — электрохимический эквивалент меди;
АГп 63,55^-+-таг“ ‘-185 гДА ч,.3)	Необходимое количество ванн в цехе„ _*Д ^ 411-1000 1,01 _8в I	268 0,95где / — машинное время ванны; /^ — коэффициент для расчета коли¬
чества электролизеров в цехе с учетом необходимости регулярной
замены части ванн при выходе их из строя.4)	Ванны собираются в блоки по 12 ванн. Блоки соединяются
в серии по 2 блока («с = 24 ванны). Находим количество серийпх 1631 я5)	Напряжение на сериюУс = 1/В«с = 0,30 • 24 = 7,2 В.6)	Возможное количество серий ванн в последовательной цепиЛ8=.^-*,-= -^0,90 = 35,где /(3 = 0,90 — коэффициент учета потерь напряжения в главном ши->
нопроводе и соединительных шинах.1/38 Флёров В, н,	— 225 —•
7)	Количество последовательных цепей в цехе
«2 68 ,П4=п^=35=а335.	Катодное выделение рафинированной меди про¬
изводится на так называемых маточных листах, получае¬
мых электролитическим осаждением меди на матричных
основах в специальных ваннах.Каковы масса и толщина маточного листа (без ушков)
габаритами 860x860 мм, если длительность его наращи¬
вания составляет одни сутки при катодной плотности тока0	= 200 А/м2 и выходе по току Вт = 96%?Решение. 1) Масса получаемого маточного листа (одностороннее
наращивание металла)^ = /т?СиВт = 1)5т(?СиВ1 = 200 (0,86 • 0,86) 24 ■ 1,185 • 0,96 == 4040 г = 4,04 кг.2) Толщина маточного листа
~ р-	4040Ж = 8,9(86 -86) 10==0-613 мм-
где Л — плотность меди.336.	Для устранения избытка меди, переходящей
в электролит ванн рафинирования меди вследствие неко¬
торого превышения анодного выхода по току над катод¬
ным, в медерафинировочном цехе устанавливают ванны ре¬
генерации электролита с нерастворимыми свинцово-сурь¬
мянистыми анодами. В таких ваннах раствор обедняется
медью и обогащается серной кислотой.Рассчитать количество меди, которое необходимо из¬
влечь за сутки в ваннах регенерации, чтобы поддержать
постоянство состава циркулирующего электролита в цехе
с п — 925 одновременно работающими ваннами рафиниро¬
вания меди нагрузкой /=10 кА. Катодный выход по току
для ванн обоих типов Вт = 95%. Количество меди, пере¬
ходящей в раствор из анодов ванн рафинирования, на Д =
= 2% превышает количество катодно осажденной меди.
Сколько необходимо установить в цехе ванн регенерации
нагрузкой / = 10 кА?Решение. 1) Суммарный процесс в ванне регенерации
Си304 + Н20 -> Си + Н2304 + ~ 022) Количество избыточной меди, переходящей в электролит ванн
рафинирования за сутки,. 0 . 10 000-24. 1,185.0,95.925.0,02 с„лп8х = ^СиВтпД 		= 5000 кг.- 226 -3) Количество меди, извлекаемое за сутки в одной ванне реге¬
нерации:10 000.24-1,185-0,95
й = /т?СиВт=	^^ =270 кг.10004) Необходимое количество ванн регенерации
п1егх 5000 0 ,.—	= -=тг = 18,5 «к 19 ванн.
«2 270Доля ванн регенерации от общего числа ванн в цехе обычно
составляет меньшую величину, так как часть электролита полностью
выводят из циркуляции для получения медного купороса, а также
для удаления некоторых примесей.337.	Ванна рафинирования меди работает при плот¬
ности тока 200 А/м2, межэлектродном расстоянии 4,5 см
и температуре процесса +55° С. Состав электролита:
35 г/л Си2+; 170 г/л Н2304; 2 г/л Ре2+; 11 г/л №2+.Каково падение напряжения в электролите ванны?Решение. Проводим расчет по формуле Скавронского [28], кото¬
рая для 4 55° С и [Н2304] = 170 г/л имеет видр= 1,240 + 0,00942 [Си2+] Ом • см.По влиянию на удельное сопротивление р электролита содержание
1 г/л Ре2+ эквивалентно 1,145 г/л Си2+; содержание 1 г/л №2+ экви¬
валентно 1,065 г/л Си2+ [17].1)	Удельное сопротивление электролитар= 1,240 + 0,00942 (35 + 2-1,145+11 .1,065) = 1,70 Ом-см.Увеличиваем полученное значение на 3% в расчете на неучтенные
примеси:рэл = 1,70 -1,03 = 1,75 Ом • см.2)	Падение напряженияДУ = /Я = /рм1 = Лрм/ =^ 1,75-4,5 = 0,1575 В.338.	В ванне рафинирования меди типа «серий» с би¬
полярной работой электродов установлено и=52 электрода.
Расстояние между рабочими поверхностями (анод —катод)
соседних электродов габаритами 800x700 мм составляетI	= 30 мм. Удельное сопротивление электролита р =
= 1,83 Ом-см. Сумма катодной и анодной поляризаций
в одной ячейке и падения напряжения в теле электрода
в начале периода работы ванны составляет Уп = 23 мВ.
Напряжение на всей ванне, работающей под нагрузкой
/ = 140 А, составляет 1/в = 6,42 В.Рассчитать величину токов утечки в ванне. Каков
удельный расход электроэнергии на тонну катодной меди,— 227 —
если примем, что снижение выхода по току в ванне обу¬
словлено только утечками тока? Потери напряжения во
внешних шинопроводах принять равными 5% (К =1,05)
от напряжения ванн.Решение. 1) Напряжение на одной ячейке ванны^я = -^т=4^г = 0,126 В.
я п— 1 52—12)	Омические потери напряжения в электролите одной ячейкиУ9 — Уя — Кп = 0,126— 0,023 = 0,103 В.3)	Проходная плотность тока в электролите ячейки (равная
электродной плотности тока)О	= Ул =	= 0,0188 А/см2 = 188 А/м2.р( 1,0,3-0,1)4)	Рабочий ток, проходящий через средние электроды электро¬
лизера,/р = 05 =1,88 (0,80 - 0,70) = 105,3 А.5)	Величина токов утечки/у = /в — /р= 140—105,3 = 34,7 А.6)	Удельный расход электроэнергии на 1 т катодной меди™	КВ/„Л	6,42-140.1,05В <7си(п-1)/Р 1,185 (52-1) 105,3
= 0,148 Вт-ч/г=148 кВт-ч/т(в расчете пренебрегли «полезной» работой токов утечки на электро¬
дах ванны — см. задачу 129).339* Электролитические ванны рафинирования меди
нагрузкой / = 10 кА эксплуатируются при электродной
плотности тока О = 200 А/м2, 1Ь = 50° С и катодном выходе
по току Вт = 96%. Зеркало поверхности раствора в ванне
5 = 4,2 м2; скорость циркуляции электролита = 20 л/мин
на одну ванну; межэлектродное расстояние / = 5,0 см.
Электродная поляризация и падение напряжения в элек¬
тродах АУх = 80 мВ. Удельное сопротивление электро¬
лита р50 = 1,815 Ом-см; с =0,855 ккал/кг-° С; й =
= 1,23 г/см3.Количество воды, испаряющейся с 1 м2 поверхности
электролита, тН2о=1,90 кг/ч (теплота парообразования
/п = 568 ккал/кг). Доля потерь тепла за счет испарения
воды составляет 60% от общих потерь тепла ванной (без
учета тепла, уносимого циркулирующим электролитом).
Для подогрева электролита (осуществляемого вне ванны)— 228 —применяется сухой пар с полным теплосодержанием /п =
= 645 ккал/кг; образующийся конденсат обладает тепло¬
содержанием гк = 70 ккал/кг.Рассчитать расходные коэффициенты на 1 т катодной
меди: а) электроэнергии постоянного тока; б) пара на
подогрев циркулирующего электролита; в) воды на ком¬
пенсацию испарения из ванны.Решение. 1) Количество катодной меди, получаемой в ванне за1 ч,10 000- 1 • 1,185-0,96 ., ,
г1=/т?СиВ. =	Що		 = п-37 кг/ч‘2)	Напряжение на электродах ванны рафинирования1/ = /Д0И + ДКг= -8 р/ + ДУ1 = Г)р/ + Д^1 =200 -• 1,815 -5,0 + 0,08 ка0,262 В10 000(напряжение разложения в процессах рафинирования равно нулю).3)	Удельный расход электроэнергии на 1 т меди= М= 10 000 - 0,262 -1.1,20_ = т ^ .И В1	11,37где К = 1,20 —коэффициент, учитывающий потери напряжения в
контактах, шинопроводах и повышенное напряжение в ваннах ре¬
генерации электролита.4)	Удельные потери воды за счет испарения из ванны= 0,702 м3/т меди., тН20^ 1,90-4,2
т^О = —^	11,375)	Количество джоулева тепла, выделяющегося за 1 ч в ванне,(?' = 0,860/Ут=0,860 ■ 10 000-0,262 • 1 =2255 ккал/ч(предполагаем, что снижение Вт полностью обусловлено межэлектрод-
ными замыканиями).6)	Часовая потеря тепла из ванны в окружающую среду (по
условию 60% потерь тепла составляют его потери за счет испаренияВ°ДЫ)т„п31 1,90-4,2-568О" — —П. —	——	= 7560 ккал/ч.0,60 0,607)	Потери тепла из ванны компенсируются джоулевым теплом
и повышенной температурой электролита, поступающего в ванну при
циркуляции. Потери тепла, которые необходимо скомпенсировать
повышенной температурой подаваемого электролита,<2"' (2» _ _ 7560 — 2255 = 5305 ккал/ч.8)	Количество электролита, поступающего в ванну,= и т=20-60=1200 л/ч;
п =у'с1 = 1200 • 1,23=1475 кг/ч.5Э э8 Флёров в. н.	— 229 —
9)	Необходимая разница температур между поступающим раствоч
ром и электролитом ванны<2Т" 5305
Ы —			—42 град.двс 1475 • 0,855	г10)	Температура поступающего электролита/ = гэ + Д<! = 50 + 4,2=54,2° С.11)	Расход пара на нагрев электролита<Х"	5305=	645^70 ’-1=10-15 кг/ч>где /<! — коэффициент, учитывающий потери тепла в циркуляционной
системе электролита.12)	Удельный расход паратп = ^~ = I?’■!=■ = 0,892 т/т меди.81 11 >37340.	Анодная медь, подвергающаяся электролитиче¬
скому рафинированию, содержит 99,35% меди, 0,16%
никеля, 0,017% мышьяка и некоторые другие примеси.
При анодном растворении такой меди в электролит пере¬
ходит /Сх = 75% примеси никеля и УС2 = 65% мышьяка.
Объемная плотность тока в ваннах /)*,= 2,8 А/л; объем
электролита вне ванн равен 15% от объема электролита
в ваннах (/(=1,15). Анодный выход по току Вт = 96%
(снижение в основном за счет появления межэлектродных
шунтирующих замыканий).После какой продолжительности электролиза будет до¬
стигнуто предельное содержание примесей в электролите
[1\П2+] = 18 г/л и [Аз3+] = 3,0 г/л (пренебречь осаждением
этих примесей на катоде)? Какую минимальную долю
электролита необходимо выводить из оборота, чтобы не
допустить превышения предельного содержания примесей
в ходе процесса электролиза?Решение. 1) Объемная плотность тока в расчете на весь объем
циркулирующего электролита^ = х = йг=2'43 А/л-2)	Количество меди, анодно растворяющейся за 1 ч, в расчете
на 1 л циркулирующего электролита^си = ^7сивт = 2'43- 1 ' 1,185 - 0,96 = 2,76 г/(ч-л).3)	Количество никеля, растворяющегося за 1 ч, в расчете на1	л электролитарш 0,0016
*Щ = *Си ^1 = 2,76 рддд 0,75 = 3,33 • 10-3 г/(ч • л).- 230 —4) Предельная концентрация никеля в растворе будет достигнута
через[№2+] 18^N1 3,33 • 10-3-24= 225 суток.5)	Количество мышьяка, переходящего за 1 ч в раствор, в рас¬
чете на 1 л электролитар,	0,00017«*.-*. ~ *.-2'76 одак -3’07' I0■, г№' *>•6)	Предельная концентрация мышьяка в растворе будет достиг¬
нута через_ [Аз3 |	3	— 407 суток.Аз ^ — з,07 ■ 10-4 ■ 24	УПримесью, определяющей период накопления и вывода приме¬
сей в электролите, является никель (%;<тД5). Минимум объема
электролита, выводимого для удаления примесей, будет достигнут
при постоянном предельном содержании основной примеси (в данном
случае — никеля) в растворе. Поэтому минимальная доля объема
электролита, выводимая за сутки из оборота,3,33.10-3.24
Д°» =	10° =	18	Ю0 = 0,444о/0.341.	Провести расчет процесса аффинажа серебряного
сплава состава: 87,5% А§, 12,5% Си. Анодно раство¬
ряются оба компонента сплава; на катоде осаждается
только серебро с выходом по току около 100%. Для аффи¬
нажа использованы ванны нагрузкой /= 1000 А, емкость
электролита оэ = 550 л. Ванны работают периодически до
обеднения азотнокислого электролита серебром или обо¬
гащения его медью. Нижний предел содержания серебра
в растворе [А§+]кон = 8 г/л, верхний предел [А§+]нач =
= 50 г/л. Максимально допустимое содержание меди
[Си2+]кон = 55 г/л. После обеднения раствора серебром
часть электролита сменяют и заменяют его новым, полу¬
ченным растворением лигатуры в азотной кислоте. Состав
этого раствора: [А§+]л = 452 г/л, [Си2+]л = 64,4 г/л, кон¬
центрация свободной НШ3 20 г/л. Обогащенный медью
раствор удаляется из ванны для контактного осаждения
серебра металлической медью.Рассчитать: а) часовую производительность ванны по
катодному серебру; б) расход анодов на электролиз в рас¬
чете на 1 ч процесса; в) периодичность замены части
электролита (время достижения допустимого минимума
концентрации серебра); г) сменяемый объем электролита;8*- 231 —
д) время достижения максимального содержания меди
в электролите.Решение. 1) Электрохимические эквиваленты компонентов сплава!
'?Аг = 4>025 г/(А ' ч); <7си=1-185 Г/(А'4)-2)	Часовая производительность ванны по серебру@1 = /Т(/АкВт = 1000 • 1 .4,025- 1,0 = 4025 г = 4,025 кг.3)	Удельный расход электричества для анодного сплава
оИ.-^(>Лв + ^Рс.-да»да +^85°,125 - 0,322 А • ч/г.4)	Расход анодов за 1 ч5)	Доля электричества, затрачиваемая на анодное растворение
(равная анодному выходу по току):а)	серебряного компонента сплава0,875вАг=_^_ =	.- 100 = 67,5%;^Ай спл 4’025 • °>3226)	медного компонентаВ^и= 100 — 67,5 = 32,5%.б)	Количество серебра, извлекаемое из раствора ванны до дости¬
жения минимума его концентрации,М[А§ЧндЧ-[А§+]К011) 550(50-8)^Ае	в<к)_ В<.а)	1—0,675где В[к* и В^.а) — катодный и анодный выходы по току для серебра.7)	Длительность одного периода электроэкстракции серебра71 100т _ °Аё	17 7 ч79Ае _ 1000 ' 4,0258)	Максимум концентрации меди в растворе при непрерывном
электролизе будет достигнут через■и3 [Си2+]ко„ __ 550 ■ 55/<7СиВ^и 1000.1,185-0,325= 78,5 ч.Следовательно, периодичность смены электролита в начальной
стадии процесса будет определяться скоростью обеднения раствора
серебром. Необходимо через каждые 17,7 ч заменять часть электро¬
лита на раствор, обогащенный серебром.9)	Определяя сменяемый объем электролита о', расчет проводим
исходя из необходимости достижения после смены части раствора- 232 -максимально допустимой концентрации серебра. Этому условию соот¬
ветствует равенство (справедливое при отсутствии изменения объема
растворов в ходе их смешения)([А§+]нач — (А§+]кон) (&э °э)=1,э (1А§+]л [А§+1кон)>(50 - 8) (550 - о') = V'э (452 - 8),отсюда у'=«47 л.10)	Повышение концентрации меди в электролите ванны за пе¬
риод ее работы (за 17,7 ч)/таг ВСи 1000 • 17,7 • 1,185 • 0,325
Д[Си^]=—	550	= 12,4 г/л.11)	Концентрация меди в растворе после первой замены части
электролита[Си*]' А[СЦЗ+1 (°.-р»ЖСц1Ч уэ _Vэ12,4	(550 — 47)+ 64,4 • 47
55012)	Концентрация меди:а)	после второго периода работы ванны[Си2+]" = [Си2+]' + Д [Си2+] = 16,85+12,4 = 29,25 г/л;б)	после второй замены части электролита[Си;1Сц»+Г(и.-^)+ГСи»у;29,25 (550-47)+ 64,4. 47
550Продолжая расчет, находим, что при таком технологическом
режиме максимальная концентрация меди в растворе (55 г/л) будет
достигнута после 65,2 ч работы ванны, включающих три замены
части электролита.342.	На аффинажной переработке по извлечению
серебра используются аноды из серебряно-медного сплава,
содержащие 87,5% А§ и 12,5% Си. Анодно растворяются
оба компонента сплава; полезное использование анодного
тока 100%. Толщина анодов 6=15 мм; плотность сплава
с? = 10,1 г/см3. Анодная плотность тока Оа = 200 А/ма,
аноды работают двусторонне. Скрап (анодный остаток)
составляет 15% от первоначальной массы анодов.Какова продолжительность переработки одной загрузки
анодов?Решение. 1) Удельный расход электричества для сплава
стспл = 0,322 А • ч/г (см. задачу 341).2)	Электрохимический эквивалент сплава1	1
3)	Масса растворяющейся части анода
§ = 56йр,где р = 0,85 — доля растворяющейся части анодов.Количество растворенного металла связано с электрохимическими
характеристиками процесса соотношениемОтсюда8Ь'с1р = 1хцсплВх.Время растворения анодовЬ'Лр б>аР Г10,1'0,85 .. .К °а^пЛВт 0,02.3,1Ы,0 ’ Ч>^ Яспл°тГлубина растворения анодов б' принимается равной половине
их толщины вследствие двусторонней работы анодов,343- Вредными примесями, переходящими из анода
при рафинировании никеля, являются ионы Си2+, Ре2+,
и Со2+. Для уменьшения опасности попадания этих при¬
месей к катоду применяется разделение католита и ано¬
лита ванны диафрагмой и протекание электролита из
катодного пространства в анодное навстречу мигрирующим
катионам. Фильтрующая поверхность диафрагмы катод¬
ного ящика ванны (примерно равная поверхности одного
катода) составляет 5 = 1,2 м2. Электродная плотность тока0	= 200 А/м2.Какова должна быть скорость подачи раствора в катод¬
ный ящик ванны, чтобы предотвратить миграцию катионов
вышеуказанных примесей из анолита в католит?Абсолютные скорости движения ионов и\ при беско¬
нечном разбавлении, температуре процесса +55°С и гра¬
диенте напряжения 1 В/см равны: для Си2+ — 0,00106 м/сек;
Ре2+ —0,00101 см/сек; Со2+ —0,00097 см/сек. Удельная
электропроводность электролита х = 0,105 Ом-1-см-1.Решение, 1) Градиент напряжения в электролите V/I рассчиты¬
ваем, исходя из равенстваУ = 1Я = 1 — •К ЪПреобразовывая равенство, получаемVI / О 0,02—	= тгтпс = 0,19 В/см,1x8 х 0,105	'2)	Скорость движения ионов меди при данном градиенте напря¬
жения«Сц2+ = и'^ц2+ ^ = 0,00106 • 0,19 = 0,000201 см/сек.3)	Минимальная скорость подачи раствора в каждый катодный
ящик ванны, рассчитанная исходя из противодействия миграции
ионов Си2+,V	= иСи2+т5= 0,000201 • 3600 • 12000 = 8680 мл/ч = 8,68 л/ч.Скорость подачи раствора определяется скоростью миграции ионов
Си2+, которая выше, чем у ионов Ре2+ и Со2+. Поэтому расчет для
последних двух ионов не проводим.Рассчитанный объем подаваемого раствора несколько завышен,
так как в реальных электролитах подвижность ионов Си2+ Ниже
принятой нами величины для условий бесконечного разбавления.На рафинирование никеля поступили аноды,
содержащие: 90% №, 4% Си, 3% Ре, 1% Со и другие
примеси. Анодные примеси железа и кобальта раство¬
ряются полностью, меди —на а/4 (К — 3/ь) своего состава
(считать, что при анодном процессе образуется только
двухвалентная медь).Подаваемый католит содержит [№2+]нач = 70 г/л №2+
(пренебречь наличием в нем примесей). Катодный выход
по току ВтК) = 96% (остальной катодный ток тратится на
выделение водорода). Использование тока на растворение
анодного металла принять равным 100% (не учитывать
расход тока на окисление сульфидов и других неметал¬
лических примесей).Каков состав анолита, выходящего из электролизера,
если в ванне рафинирования никеля нагрузкой / = 9000 А
скорость циркуляции электролита составляет = 0,65 м3/ч?Каково содержание никеля в католите при протекании
его в анодное пространство?Решение. 1) Электрохимические эквиваленты:9м, = 1,095 г/(А ■ ч); дСо= 1,099 г/(А ■ ч);9сц = 1,185 г/(А • ч); ?Ре= 1,042 г/(А • ч).2)	Удельный расход электричества на 1 г анодовРт+РаК+ ~к Рг'+^Рс°~-	да °'90+да "•04 т+да °-ю+да ».»'-».« А. „г,
в том числе на никелевый компонент1	л^°>90<7м,	1,095*	~ 0^885 100 = 92на растворение Си — 2,86%, ре — 3,25%, Со—1,03% (/),•— содержа¬
ние в долях соответствующих металлов, растворяющихся анодно).- 235 -
3)	Осадится на катоде никеля за 1 ч§Ы) = /т<7№В<к, = 9000. 1 -.1,095.0,96 = 9460 г/ч.4)	Конечная концентрация никеля в католитер'.	9460ГЫ12+]кат = [№2+1„ач--= 70--^ = 55,5 г/л(в расчете условно принято равенство миграции ионов никеля и ско¬
рости протекания электролита через диафрагму).5)	За 1 ч растворится из анодов:
никеля^, = /тВ<,а)<7№ = 9000. 1 -0,9286. 1,095 = 9150 г;меди2Си=9000. 1 -0,0286- 1,185 = 305 г;железаёге = 9000 ■ 1 • 0,0325 • 1,042 = 305 г;кобальтаёсо = 9000- 1 .0,0103- 1,099 = 102 г.6)	Состав выходящего анолита<тм.	9150[Ы«2+]ан = [Ы 12+]кат + = 55,5 + т = 69,6 г/л;ег 305
[Си2+] = ^ = 65б = 0-47 р/«[Ре2+] = |1 = 0’47 г/л; ГСо2+] = ^§ = °,158 г/л.345. Нейтральный сернокислый электролит, посту¬
пающий в ванну получения цинка нагрузкой /=12 кА,
содержит [2п2+]=120 г/л.Какова должна быть скорость однокаскадной цирку¬
ляции раствора на одну ванну, чтобы вытекающий электро¬
лит содержал [2п2+]кон = 45 г/л? Какова концентрация
Н2804 в отработанном электролите? Катодный выход по
току Вт = 92%. Считать, что анодный ток полностью рас¬
ходуется на выделение 02.Каковы нормальные объемы газов, выделяющихся при
электролизе (Н2 и 02)? Рассчитать часовой расход воды
на ванну (без учета расхода охлаждающей воды), если
зеркало раствора в ванне 5 = 1,8 м2, скорость испарения
воды К = 0,7 кг/м2, уходящие газы содержат воды т =
= 40 г/м3. Принять, что объем растворов при электро¬
химическом превращении 2п504Н230, не меняется.- 236 —-Решение. 1) Основные электрохимические процессы в ванне:1а)	2п504 + Н20 -> 2п + -^ Ог+ Н2304б)	Н20 —> Н2 + 02На реакцию (а) расходуется, согласно условию задачи, 92% тока,
а на реакцию (б) —8%,2) Электрохимические эквиваленты отдельных компонентов реак¬
ций:ЛЧо 18-°<72п=1,22 г/(А-ч); чНг0гР
98,1'2-26.= 1,83 г/(А - ч);= 0,336 г/(А • ч);^Н2504 гр	2-26,899 4.	22 4*Н,= 2ТЖ8=0’418 Л/(А'Ч); ^ = ^Ж8 = 0’209 Л/(А’Ч)-3)	Приведенный к н. у. объем кислорода, выделяющийся за 1 ч
в ванне,=/т ап В;=12 000. 1 • 0,209 • 1,0 = 2510 л/ч.2 '-^2 Т4)	Приведенный к н. у. объем водорода, образующегося за 1 ч
в ванне,сн =/Т(?Н2В”2 = 12 000- 1 .0,418-0,08 = 401 л/ч.5)	Часовой расход воды:а)	на собственно электролизе^0 = /Т(7н10В;= 12 000. 1 -0,336. 1,0 = 4030 г/ч = 4,03 кг/ч;6)	на испарение=^5 = 0,7 • 1,8= 1,26 кг;в) с уходящими газамивн.О = (цо2 + ^н2) Ш = (2,51 + 0,40) 0,04 = 0,12 кг.Полный расход воды0 = 4,03+1,26 + 0,12 = 5,41 кг/ч.б)	Расход цинка из раствора при электролизе за 1 ч^2п = /тд2пВт = 12 000 - 1 . 1,22-0,92 = 13 450 г.7) При расчете изменения концентрации компонентов раствора
в ходе электролиза для упрощения условно примем во внимание
уменьшение его объема только за счет расхода воды.Обозначим объем подаваемого электролита V.ТогдаV [2п2+1 —у 120—13 450.~[2п2+]кон; ~°-*н20о-5,41= 45.Отсюдаа 177 л/ч.— 237 —
Конечный объем электролитаукон= 177-5,4! = 171,6 л/ч.8)	Количество Н2504, образующееся за 1 ч,^Н2304 = 'т?н,80А —12 000.1 - 1,83-0,92 = 20 200 г/ч,9)	Концентрация Н2504 в выходящем электролител, еП	20 200[Н2304] = -^21. =	= 117,5 г/л.С/Кон	1 / 1348. Рассчитать теоретическое значение напряжение
разложения сернокислого раствора 2п504 (с учетом выде¬
ления на катоде только цинка) при 32° С. Раствор содер¬
жит 2,0 г-ион/л 2п2+; 2,0 моль/л Н2504; рН раствора
близко к нулю. Парциальное давление кислорода ро2 при¬
нять равным единице.Решение. А. Расчет через равновесные потенциалы электродов:
катодная реакция2п2+ + 2е"^2панодная реакцияН20 — 2е~ 71 — 02+2Н+Е — ф+—ср_;, 0,0002Г ,Ф_ = Ф" +	2~ а2п!+-0,0002 Т Р'((2а&+Ф+=Ф+Н	о— 1§	’/	аН20р'/г*I О ицл.Н = (ф+ — ф!)+ 0,00017’ 1§ • на2п2+аН20Значения нормальных потенциалов, активности воды и среднего
коэффициента активности раствора 2п504 находим по справочникам:ф| = + 1,229 В; 72пЗО4 = 0,04;
ф2. = —0,76 В; ангО==0,92;
рН==0 = — 1 еан+.Отсюда«н+=1-Без большой погрешности можем принять 72п’М-=72п304 (0<^а иона
в 2п504 имеют одинаковую валентность). Тогдааг,п^~С2п^У2п^== ^2п*+'У2пЗО<.— 238 —Подставляем в вышеприведенное уравнение для э. д. с. соответствую¬
щие значения компонентов:гразл = + 1,989 + 0,0001 (273 + 32) ^-.-^— = 2,024 В.Б. Расчет по термодинамическим данным. Уравнение электро¬
химической реакции запишем в виде2п504 • 7Н20 -> 2п + Н2504 + у 02 + 6НаО(величина термодинамического потенциала кристаллогидрата сравни¬
тельно мало отличается от его значения для растворенного соеди¬
нения).Д0 = Д02п5О4.7Н2О —Д02п — Д0н2504 —у Д0о2 —6Д0Н2О == —611,9—0+ 177,34+у • 0 + 6 • 56,69 = — 94,42 ккал/моль;ДО 94,42^разл- г?т~ 2.23,06 ’347.	Для получения электролитического марганца из
карбонатных руд использованы электролизеры нагрузкой
/ = 4000А. Обогащенный нейтральный электролит, содер¬
жащий [Мп504]нач = 96 г/л, [(МН4)2304]нач = 160 г/л (йнач =
= 1,144 г/см3), поступает в катодное пространство, где на
титановых катодах осаждается металлический марганец
с выходом по току В“п = 60%. Обедненный по марганцу
электролит перетекает через диафрагму в анодное про¬
странство, где на свинцово-серебряных анодах выделяется
кислород и частично двуокись марганца (В?4110'= 5,5%).
Обедненный электролит, выходящий из ванны, содержит
сульфата марганца рмпзо4 = 3,3 вес. %. Некоторое подще-
лачивание католита при выделении водорода приводит
к частичному разложению сульфата аммония с выделе¬
нием ЫНз в количестве рын3 = 0,35 кг/кг Мп. Испарение
воды с зеркала электролита принять рн2о = 0,90 кг/кг Мп.
Разбрызгивание раствора и другие потери составляют
р = 2,0% от начального количества обогащенного электро¬
лита.Рассчитать: а) весовой состав отработанного электро¬
лита; б) степень разложения Мп304 (с учетом его расхода
на осаждение Мп02); в) скорость подачи обогащенного
электролита в электролизер; г) количество металлического
марганца, двуокиси марганца, водорода и кислорода,
получаемых в ванне за час; д) удельный расход Мп304
на 1 т марганца (по фактическому расходу),239 -
Решение. 1) Реакции, проходящие в электролизере:
Мп504+Н20-*Мп + у 02+Н2304 В’ =В^п-В^п°’ = 54,5%
2Мп504 + 2Н20 -> Мп + Мп02 + 2Н2504	В™п°2 = 5,5%Н20->Н2+у02	В?’= 100-В™" =40%(^’Н4)2 504^ 2ЫН3+Н25042)	Электрохимические эквиваленты:А	54,94а)	= = 2^8 = ’’025 Г/(А • ч>:б)	?МП50.=^%^ = 2^8 = 2.82 Г/(А ■ ч);ММП0 86-94 'в)	Ыпо2=—дН-==1 ’62 г/(А•ч);Му, о	18г)	?н20=-^ = У^6Г8 = °.336 г/(А • ч);Ми с0 98Д) ^50 =-^^= 2Т2М=1’83 Г/(А'Ч)'3)	Часовая производительность ванны:а)	по марганцу^Мп = /Т(?МпВ^п = 4,0- 1 • 1,025.0,60 = 2,46 кг/ч;б)	по двуокиси марганца8мп0, = ^мп0 ,В«пО* = 4000. 1 • 1,62.0,055 = 357 г/ч;в)	по кислороду@0г = /т^0а (1 — В^п°2) = 4,0 ■ 1 • 0,298 • 0,945 =1,13 кг/ч;чг)	по водородуЯНг = /т<7Н2В“г = 4000. 1 -0,0376 . 0,40 = 60,2 г/ч;д)	по Н2504 при электролизе*н,5о1 = ^н25оК + 2ВГЧ==4-0-1 ' 1,83-0,655 = 4,80 кг ч.4)	Расход веществ при электролизе за час:а)	Мп504*Мп504 = '*7мп504 (В’ + 2В«пО0 = 4,0 • 1. 2,82. 0,655 = 7,39 кг/ч;б)	водыгн10-/'И7н,0 (В' + 2ВТМП°2 + В.^) = 4,0. 1 -0,336. 1,055=1,42 кг/ч.5)	Изменение содержания веществ при химических и физических
процессах:— 240 -а)	потери воды при испаренийЯн20 = Рн20?Мп=°-90 ' 2,46 = 2,21 кг/ч;б)	количество разлагающегося сульфата аммония
М(ын4)> зо4 л», Л 132,Г*ын3Л1(ЫН4)2 304 п ог ела 132, Г
«■(ЫН*), 304 -Рын^Мп ЩТТ ~ ’ ' ’ 2 • 17,06 ~ ’ КГ/ч:в)	количество серной кислоты, образующейся при разложении
сульфата аммонияМи чо	98,0Й2504=2(ЫН4),504 УИ(ЫН'ь 50; = 3,33 'ЩТ==2,47 КГ/Ч:6)	общий расход водыён.о = «н„о + Ян2о = 1,42 + 2,21 = 3,63 кг/ч.7)	Общее количество образующейся Н2304#н°зо4 =&н2304+&н2504 = 4,80 + 2,47 = 7,27 кг/ч.8)	Весовой состав поступающего обогащенного электролита:а)	по Мп804[Мп504]нач 96
П3°4-	^	ТТ40 0,0842,б)	по (ЫН4)2304[(ЫН4)2504]нач 160
Р(МНЛ зо4 -	- П40 - и’14и4-в)	по Н20Рн20 = 1,0 — Рмп304 — Р(МН4)2 504 = 1>0 — 0,0842 — 0,1404 = 0,7754.9)	Найдем количество Мп304, подаваемого за час в электроли¬
зер. Отработанный электролит может быть охарактеризован соотно¬
шениемсткон „	^Мп304			 	 кои.кон ”Мп304>„кон , „кон	4_г,к°н л_0ко«Мп304 + «(ЫН4)2 504 + еН2504^еН;Огде §?он—количество компонентов отработанного электролита, полу¬
чаемое с ванны за час. Но ^он=§"ач— й,-, где — количество
данного компонента в обогащенном растворе; — изменение его коли¬
чества за час. Подставим соответствующие величины:Ла’ —7,39
Мп5°4	= 0,033;но&Мп504““^‘39 + 5(ын4)2 зо4~3,33 +7,27 +^|2Ч0-—3,63^нач		^(ЫН4)2 504 ^.нач . «нач _ ^Н20 „.нач" ' РмпЗО, ЯМП50<’ Нз° РмпЗО* ^МП8°‘—	241 -
Подставляем„нач 7 ой8щ$ол—‘’6У„нач _1_?11^21 анач 1 0.7754 нач 	7 086МП504-1-0 0842 Мп5°4 ' о 0842 Мп30< ’■5мп304 — 7,39 _ = 0)033<МПЗО,-7-08Отсюда §ипзо =11.75 кг (без учета потерь).10)	Скорость подачи обогащенного электролита в ваннуЯмпчо	П750ёМ1,5°4	-=125 л/ч.(1 — р) [Мп304]нач (1-0,02)9611)	Степень разложения Мп304
8мпЗР4 ,00 _ )==1ЛЖю.	п>7512)	Масса отработанного электролита (см. п. 9)„кон _ „кон , „кон	1_„кон _4_ сткон —11 89стнач -_7Г)8 —8э — 8мп304 + &(Ь|Н4)2 504~г§н2304 + &Н20 — 6Мп504	—/Ср= ”пцЬи4 (100 — р) = ——^ . (100-2) = 61,6%.?н°о = 11,89Гнач
: 11,89-11,75 —7,08=132,5 кг/ч.13)	Количество отдельных компонентов в отработанном электрод
лите:а)	сульфата аммония„кон		«.нач	_ а		»(МН4)2 504 ь(ЫН4)2 504 ь(ЫН4)2 504 —п.м тт ч с/л	0,1404Н4)2 504 Лнач		:	 1175	Чад	1К 97 иг/и*.= —ртзо ' 8мп504 — ^(НН4ь зо4 — 0,0842 ’ ’ ’ кг/ч>б)	серной кислоты§Н°504 =6,87 кг/ч.14)	Процентный состав отработанного электролита:Рмп504 = 3>3% (из условия);&Тн 1 чо 16,27
р-	= а(НН*)а3°4. 100 =	 100= 12,3%;^(ЫН4)2304	„.кон	132 5э эсгкон	6 87Р' =1н2зо1 100 = ^_ 100 = 5,2%.8эт	132’5348.	Для гидрометаллургического получения метал¬
лического хрома использованы ванны нагрузкой / = 5000 А
с раствором хромовой кислоты в качестве электролита.
Среднее напряжение на ванне V = 4,5 В. При электро¬- 242 -лизе 15% катодного тока расходуется на процесс пере¬
хода Сг6+-^Сг, 15% на процесс Сг6+Сг3+, 70% на выде¬
ление водорода 2Н+-*-Н3. 15% анодного тока идет на
реакцию окисления Сг3+->Сг6+, остальное расходуется на
выделение кислорода.Какое количество джоулева тепла выделяется за 1 ч
в ванне?Решение. 1) Суммарные реакции в ванне:а)	выделение металлического хромаСг03 -> Сг+ 1,502на эту реакцию затрачивается 15% общего тока (Вт = 15%);б)	реакция взаимного перехода (Вт=15%)Сга+ + Зе~ Сг3 *■в)	реакция разложения воды (Вт,/=70%)12Н20 -» Н2+ -~-022)	Изменение энтальпии при этих реакциях:а)	АН1 = А НСЮз + А Я' - ДЯСг - 1,5Д Я0а =—136,0-2,46-0 ——	0 = —138,46 ккал/моль, где ДЯ' —изменение энтальпии при раство¬
рении Сг03;б)	ДЯ2 = 0, так как реакция не сопровождается какими-либо
химическими превращениями;в)	ДЯ3 = ДЯНг1 —дян, - 1 ДЯ02 = -68,32-0-0 ==—68,32 ккал/моль.3)	Тепловое напряжение разложения при реакциях:, п, АН1 138,46 , ппа)	е?=~1Гт=(ГЖ,Об^1’00 В:б)	е; = 0;Е-~ 68’32 -148 Вв)	~ 2 -23,064)	Количество тепла, выделяемое за 1 ч в ванне,<Зт = 0,860/т [(У-Е1) в'т+(У-е:') в; + (!/-/•;") в;"] == 0,860-5000- 1 [(4,5—1,0) 0,15+ (4,5 — 0) 0,15 ++ (4,5—1,48) 0,70] = 14 250 ккал/ч.34Э.	При электролитическом получении железного
порошка на катоде лабораторной ванны нагрузкой / =
= 1,60 А выделилось за 40 мин процесса = 110 мл водо¬
рода, насыщенного парами воды (сбор газа над водой;
температура ? — + 20° С, давление 5 = 740 мм рт. ст.).- 243 —
Рассчитать выход по току для выделившегося порошка
железа (на катоде протекают только два процесса — выде¬
ление железа и водорода).Решение. 1) Абсолютная влажность воздуха, насыщенного парами
воды при + 20° С, со = 17,5 мм рт. ст [13].2)	Выделившийся водород приводим к нормальному объему,
пользуясь уравнением Менделеева —Клапейрона:0/273(5-0)) 110-273(740-17,5) п7 000	~ 760 (273 + 0 ~ 760(273 + 20)	МЛ 2’3)	Количество электричества, затраченное на выделение водорода,«■-,Т.-то-»'2334)	Общее количество протекшего электричествад = /т=1,60^= 1,066 А-ч.5)	Выход по току для железного порошкаВт =	100 - 1,061^бб’23'~ 100 = 78’1%-350.	При одностороннем анодном вытравливании
рисунка печатных плат в нейтральных растворах суще¬
ствует опасность нарушения электрического контакта токо-
подвода с вытравливаемыми участками в конце процесса
травления, следствием этого является неполное удаление
металла с инертной подложки платы. Это затруднение
может быть преодолено при использовании для анодного
травления растворов с окислителями, реагирующими с вы¬
травливаемым металлом. В этом случае процесс травления
металла будет протекать параллельно за счет как анод¬
ного, так и химического процессов. В конечный период
процесса вытравливание небольших оставшихся участков
металла на плате, потерявших электрический контакт
с токоподводом, пройдет путем их взаимодействия с раство¬
ром. Подобный смешанный метод травления позволяет
интенсифицировать процесс, так как химическое травле¬
ние, имеющее электрохимическую природу, протекает
с катодным контролем, обладая большими резервами по
анодной стадии.Для смешанного анодно-химического травления печат¬
ных плат с рисунком на медной фольге применен раствор
СиС12 с добавками НС1 и КС1. При проверке этого метода
в лабораторных условиях отмечена убыль веса травив¬- 244 -шегося медного образца Д§тр = 2,72 г при анодной плот¬
ности тока Оя — 200 мА/см2. В медном кулонометре, вклю¬
ченном последовательно в цепь для регистрации количества
протекшего электричества, за время процесса привес
катода составил А§кул = 0,965 г.Какова суммарная скорость травления меди? Какая
доля в травлении принадлежит анодной и химической
составляющим? За какое время произойдет вытравливание
рисунка на медных платах с толщиной медной фольги
б== 100 мкм при этом режиме травления (считая скорость
процесса за все его время неизменным)?Решение. 1) Реакции, протекающие при травлении:а)'	при анодном процессеСи + ЗСГ —е-^СиС1|-б)	при химическом процессеСи+СиС12+4КС1 2К2СиС13При анодном травлении меди в хлоридном растворе, согласно
вышеприведенным реакциям, образуются хорошо растворимые ком¬
плексные соединения одновалентной меди. Поэтому электрохимический
эквивалент меди в этом случае 9Си = 2,37 г/А • ч, тогда как для усло¬
вий медного кулонометра — в два раза выше.Доля анодной составляющей в травлении2	• 0,965Ря = ~Д^7 = 100 = 71°/о-2)	Доля химической составляющей в травлениирх — 100 — ра = 100 — 71 =29%.3)	Скорость травления медиО	аСи 0,20 - 2,37 1000
5тР=-^- = —о/л	6Г=11-' “■/«*■4)	Необходимое время травления печатной платы6 0,010-8900т =	=	гг-5	«= 8 мин.ё'тр	П.1351.	Для регенерации отработанного травильного
раствора в производстве печатных плат, изготовляемых
на основе медной фольги, использован электрохимический
метод [29]. Частично отработанный раствор, содержащий
295 г/л РеС13, 37 г/л РеС1а, 95 г/л СиС13 и некоторое
количество КС1 и НС1, непрерывно пропускается сначала
через катодное пространство электролизера, в котором
на титановом катоде осаждается металлическая медь и245 —
протекает побочный, нежелательный процесс восстановле¬
ния Ре (III) до Ре (II). Затем раствор подается в анод¬
ное пространство, где на графитовых анодах железо (II)
окисляется до железа (III).Полезный процесс при регенерации является обратным
для процесса травления:СиС12 + 2РеС12 -> Си + 2РеС13Побочный процесс не изменяет в конечном итоге хими¬
ческий состав раствора и сводится к редокс-превращениям
ионов железа на катоде и аноде:Ре2+_ е- —рез+Осажденная губчатая медь непрерывно или периоди¬
чески удаляется с катода.Токовая нагрузка на электролизер для регенерации
/ = 1,00 кА. Убыль содержания меди в растворе в про¬
цессе регенерации Д[Си2+] = 5,0 г/л. Катодный выход по
току для выделения меди Вт = 55%. Токи утечки 2%
(/С1 = 0,98). Потери порошкообразной меди в процессах
обработки 1% (/С2 = 0,99). Напряжение на электролизер
7 = 4,0 В.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи регенери¬
руемого раствора в электролизер; б) состав регенериро¬
ванного раствора; в) состав католита, перетекающего
в анодное пространство; г) количество меди, получаемой
с электролизера за час; д) удельный расход электроэнер¬
гии на регенерацию 1 м3 раствора и на извлечение из
него 1 т меди.Решение. 1) Электрохимические эквиваленты реагирующих веществ:а) для СиС12^СиСЬ134,45гР2 • 26,8^Реси126,75гР1 - 26,8^РеСЬ162,21б)	для РеС12?2 ~	= 1 . ой я =4,73 г/А • ч;в)	для РеС13гР2) Количество меди, катодно осаждаемой за час процесса,
Яси^^сдА^ 1000- 1 ' 1,185.0,55 = 652 г.— 246 —3) Необходимая скорость подачи регенерируемого раствора^Си652130,4 л/ч.Д [Си2+]4) Состав регенерированного раствора (считая, что объем раствора
в процессе регенерации не меняется)[РеС13]КОн= [РеС13]нач + Д [РеС1*] = [РеС13]нач+^1 == 295-1000 • 1 • 6,06 • 0,55: 320,5 г/л;130,4[РеСУкон = [Р^СУнач Д [РеСУ = [РеС12]Нач
1000 • 1 • 4,73 • 0,55/т<?2Вт: 37-130,4
М[СиС12]к0н — [СиС12]нач А [Си2 ] -дСиС12=17 г/л;134,45= 95-5,0Си63,54= 84,4 г/л.5) Определим состав вытекающего католита. В катодном про¬
странстве (так же как и в анодном—в расчете на конечные пре¬
образования) 98% протекшего электричества (2% утечки тока) рас¬
ходуется на электрохимические преобразования: 55% (Вт) на реакциюСиС1а+2е_ -> Си +2СГ
и 43% (Вт) на реакциюРеС13 + е_ -» РеС12+С1~Пренебрежем изменениями состава раствора по [Ре3+] и [Си2+] за
счет переноса ионов, так как в растворе содержатся НС1 и КС!,
в основном придающие ему электропроводность:[СиС12]кат = [СиС12]кон = 84,4 г/л(в анодном пространстве соединения меди не подвергаются электро¬
химическим преобразованиям).[РеС13]Кат
[РеС12]Кат = [РеСУнач[РеСУнач- ^1 = 295.VI т<?2Вх= 37-1000- 1 -6,05-0,431000 • 1 • 4,73 • 0,43
130,4= 275 г/л;
= 52,6 г/л.6)	Количество товарной меди с электролизной установкиВси = йсиК2 = 652-0,99 = 645 г/ч.7)	Удельный расход электроэнергии:а)	на 1 м3 регенерированного раствораж = ш.г4 0,98 = 31,3 Вт •ч/л=31’3 кВт •ч/м3;б)	на 1 т извлекаемой меди
/1/т 1000-4,0.1№* = — = •
§Си0,6526150 Вт • ч/кг = 6150 кВт • ч/т- 247
352.	Для интенсификации процесса электрохимичес¬
кой регенерации отработанного железо-меднохлоридного
травильного раствора (см. задачу 351) использован сме¬
шанный электрохимически-химический метод. В ходе его
регенерируемый раствор проходит последовательно катод¬
ное и анодное пространства электрохимического регенера¬
тора. Для интенсификации процесса и повышения катод¬
ного выхода по току для меди электролиз проводят при
высокой плотности тока, когда на аноде уже частично
выделяется хлор. Анодные газы непрерывно отсасываются
из анодной ячейки электролизера и пропускаются в абсор¬
бере через раствор, уже прошедший электрохимическую
регенерацию. В абсорбере хлор окисляет оставшееся
в электролите двухвалентное железо.Соединение электрохимического метода с химическим,
который протекает за счет побочных продуктов электро¬
лиза, позволяет проводить регенерацию в строго экви¬
валентном отношении. Суммарная реакция регенерации
может быть записана уравнениемСиС12 + 2РеС12 -> Си + 2РеС13Электрохимическая стадия регенерации, проводимая
в электролизере при нагрузке I = 4000 А, протекает
с катодным выходом по току для выделения меди В^к) =
= 60% и анодным выходом по току для выделения хлора
Вта) = 9,0%. Остальной ток затрачивается на редокс-пре-
вращение:Ре2+ + е~Г:Ре3+Для регенерации использован частично отработанный
раствор, содержащий 290 г/л РеС13, 39 г/л РеС12, 93 г/л
СиС12 и некоторое количество КС1 и НС1. Необходимая
убыль содержания меди в растворе в процессе регенера¬
ции А [Си2+] = 5,0 г/л.Рассчитать: а) необходимую скорость подачи отрабо¬
танного травильного раствора в установку регенерации
(в расчете пренебречь потерями раствора и утечками тока);
б) состав раствора после .электрохимической и после
химической стадии регенерации; в) приведенный объем
хлора, выделяющийся за час в электрохимическом реге¬
нераторе.Решение. 1) Количество меди, катодно осаждаемой за час про¬
цесса,&Си = /т‘?СиВтК) = 4000 ' 1 • 1.185 • 0,60 = 2840 г.- 248 -2)	Необходимая скорость подачи регенерируемого раствора, §Си	2840Д [Си2+] 5,03)	Состав раствора после полной регенерации/Т<7Р „С1 В^.к)[РеС13]К0Н = [РеС13]НаЧ + Д [РеС13] = [РеС13]нач +	== 290 + 4000 ’ 1 ’ ^5 ’ О-’— = 315,5 г/л;ООО/т?РеС1 в<к>[реС12]Кон = [РеСУнач — Д [РеС12] = [РеС1а]нач—	■■ =,0 4000.1.4,73-0,60= 39	 568	= 19 Г/Л;МГпП	134,45[СиС12] кон = [СиСУнач — Д [Си2+] -^=93-5,0 -^ = ^,5 г/л.4)	Состав раствора после электрохимической стадии регенерации.
При электрохимической регенерации 60% тока затрачивается на
процессСиС12 + 2РеС1а -» Си + 2РеС13
9% тока —на процессРеС13->РеС12 + уС1а31% тока —на процессРе3++е~ПРе2+Отсюда[РеС13]кон = [РеС13] нач + Д [РеС13]' =ЛПА , 4000 ■ 1 • 6,05 ■ 0,51	,= 290 + ——^	— = 311,7 г/л(здесь Д [РеС13]' — изменение концентрации РеС13 в ходе электрохимии
ческой стадии регенерации);[РеСУкон = 39 - 4000 ' ---^73: 0,5*- = 22,0 г/л,[СиС12]кон = [СиС12]К0Н = 82,5 г/л.5)	Находим приведенный объем выделяющегося хлора. Объемный
электрохимический эквивалент хлора22 4009сЬ = 2Т2М==418мл/(А-ч)5
оС12 = /т<7С]2Вт = 4000 • 1 .0,418-0,09=150,5 л/ч.353.	Регенерация отработанных травильных раство¬
ров в производстве печатных плат (см. задачу 351) произ¬
водится электрохимическим методом. Катодный потенциал9 Флёров в, н.	-— 249 —-
в примененном электролизере-регенераторе, измеренный
по отношению к платиновому электроду сравнения, поме¬
щенному в католит, равнялся фк =— 0,41 В. Потенциал
анода по отношению к платиновому электроду сравнения,
находящемуся в анолите, был равен <ра = + 0,87 В. Тем¬
пература процесса +40° С. Равновесный окислительно¬
восстановительный потенциал в регенерируемом растворе
равен фр =+0,445 В по отношению к насыщенному кало¬
мельному электроду (н. к. э.). Окислительно-восстанови¬
тельный потенциал в растворе аналогичной ионной силы
с таким же содержанием СнС12, как и в регенерируемом
растворе, и некоторым количеством одновалентной меди,
но в отсутствие солей железа, равен фр = +0,646 В по
нормальному водородному электроду (н. в. э.). Равновес¬
ный потенциал медного электрода в растворе последнего
вида, но в отсутствие СиС13 составляет фрц =+0,033 В
(н. в. э.). Разница между потенциалами платиновых элект¬
родов, установленных у поверхностей катода и анода,
равна АУЭ = 2,84 В, а при установке таких электродов
по обе стороны диафрагмы, вплотную к ней — А 1/д = 0,60 В.Составить электродный баланс электролизера и рас¬
считать напряжение на нем.Решение. 1) Напряжение разложения для основного процесса
в электролизереСиС12 + 2реС12 Си + 2РеС13Р — т(р)	П)(Р)разл “а Ф(к)-Анодным процессом является редокс-превращение двухвалентного
>релеза в трехвалентное. Равновесный потенциал для этого процесса
по н. в. э.Фар) = фр + Ф„. к. а. = °>445 + °’234 = +°>679 В(потенциал насыщенного каломельного электрода шя к э взят для
+40° С).Катодным процессом является выделение меди из хлорида меди (II).
Равновесный потенциал для этого процесса экспериментально не мо¬
жет быть определен из-за взаимодействия хлорида меди (II) с метал¬
лической медью. Значение фр для этого случая можно рассчитать,
пользуясь правилом Лютера, через экспериментально измеренные
величины фр для электрохимических превращений Си (II) ;= Си (I) и
Си(1)г=Си.В данном случаеФп+Фгп 0 646 + 0 033
Фк = 2 = 		2~	«« + 0,340 В.Напряжение разложения для основного процесса^разл = ф!Р) - Ф^Р) = +°-679 - °>340 = 0,339 В.— 250 -2)	Определим катодную поляризацию по основному процессу
в электролизере. Платиновый электрод сравнения, помещенный
в электролит, принимэет потенциал окислительно-восстановительной
системы в данном растворе, т. е. равен ф ^ар\Отсюда катодный потенциал по н. в. э.ф'к = фк-ф<Р> = —0,41 + 0,679 = 0,269 В.Катодная поляризация по процессу перехода Си2+ -> Сиг)к = ф^ — ф[Р^ =0,269 — 0,340 = —0,071 В.3)	Анодная поляризация равна потенциалу анода по отношению
к платиновому электроду сравнения, помещенному вблизи анодной
поверхности. Такой электрод показывает равновесный потенциал
основной анодной реакции (Ре2+ Ре3+)Г)а = фа = +0,86 В.4)	Определим падение напряжения в электролите. Платиновые
электроды, опущенные в регенерируемый раствор, показывают вели¬
чину окислительно-восстановительного потенциала, значение которого
относительно мало отличается в католите и анолите (при неполной
регенерации раствора). Поэтому разность между потенциалами пла¬
тиновых электродов, расположенных по обе стороны диафрагмы при
прохождении электрического тока, равняется омическому падению
напряжения в диафрагме; при расположении же платиновых элект¬
родов у поверхностей анода и катода разность их потенциалов можно
считать суммой падений напряжения в' электролите и диафрагме.
Тогда падение напряжения в раствореАУр = АУэ — АУд = 2,84—0,60 = 2,24 В.5)	Общее напряжение на электролизере^эл = -^разл + 01а — %) + Д + Л^Д(падение напряжения в теле электродов входит в измеренное значе¬
ние электродных поляризаций);Уэл = 0,339 + (0,86 + 0,071) + 2,24+0,60 = 4,11 В.Электродный баланс электролизераВели¬% от общегоСоставляющиечина, ВнапряженияНапряжение разложения	0,3398,25Катодная поляризация 	—0,0711,75Анодная поляризация 	0,8620,9Падение напряжения в электролите ....2,2454,5Падение напряжения в диафрагме 	0,6014,6Общее напряжение на электролизере ....4,11100
354.	Составить тепловой баланс для электролизера
по регенерации отработанных травильных растворов в про¬
изводстве печатных плат (см. задачу 351). Токовая на¬
грузка на электролизер— / = 1500 А. Напряжение V =
= 5,2 В. Выход по току для процесса регенерации Вт ==
= 55%. Температура процесса 1Э = 40°С. В этих усло¬
виях теплопотери в окружающую среду (в том числе и
за счет испарения воды) составляют /С = 10% от прихода
тепла (с расчетом теплоты растворов от 0°С). Регенери¬
руемый раствор подается в ванну охлажденным до /р =
= 20° С со скоростью из расчета извлечения меди в коли¬
честве АС = 6,0 г/л. Теплоемкость раствора ср =
= 0,93 ккал/л-°С (для простоты считать объемы входя¬
щего и выходящего растворов и их теплоемкости одина¬
ковыми; потерями тепла с удаляемой катодной медью
пренебречь).Электролизер снабжен теплообменником, удаляющим
избыточное тепло. Хладоагентом является вода, началь¬
ная температура которой /В = 20°С, а конечная ^ = 32° С.
Каков расход охлаждающей воды за час?Решение. 1) Основной процесс в электролизере
СиС12 + 2РеС1а Си +2РеС13
Изменение энтальпии в ходе процессаМ= 2	-2 Д//„аЧ = + АЯ')СиС1г ++ 2 (А^ + А^')реС12 — Д^Си~~ 2 (Д^ +	~= (—49,2 - 10,1)+ 2 (—81,5 - 17,9) -0 -2 (—96,8 -6,4) == — 51,7 ккал/моль,где АН и АН'—энтальпия твердой соли и изменение энтальпии при
ее растворении соответственно.Расчет проведен с известным приближением — не учтено влияние
других компонентов раствора на энтальпию растворения, не приняты
во внимание теплоты комплексообразования.2)	Тепловое напряжение разложения для основного электрохими¬
ческого процесса3)	Джоулево тепло, выделяющееся за 1 ч в электролизере0}=0,860/т (У-гтвт) == 0,860- 1500-1 (5,2 —1,12 • 0,55) — 5910 ккал/ч.4)	Количество меди, выделяющейся за час,2Си = /т<7СиВт=1500- 1 ■ 1,185.-0,55 = 977 г.- 252 —5)	Скорость протекания раствора через электролизервсп 977«-ЖГ-бТ)-163'1''-6)	Приход тепла с раствором за час(3'1=срц^р = 0,93. 163 - 20 = 3030 ккал/ч.7)	Суммарный приход тепла в электролизер<Зг = ^^+ = 5910-1-3030 = 8940 ккал/ч.8)	Потери тепла в окружающую среду (по условию задачи)<2”‘= <2^=8940. 0,10 = 894 ккал/ч.9)	Количество тепла, удаляемое с уходящим раствором,= с VI =0,93 • 163- 40 = 6060 ккал/ч.р э10)	Количество тепла, которое нужно удалять охлаждающей во¬
дой, находится как разность между суммарным приходом тепла
в электролизер и составляющими расхода тепла, кроме отнятия
тепла в теплообменнике:0% = <2т _ (о II'1 + <э‘'V ) = 8940 - (894 + 6060) = 1986 ккал/ч.11)	Расход охлаждающей воды1986т=^н2о(^-У = 1>°(32-2оГ166 л/ч‘355.	Рассчитать часовое количество джоулева тёпла,
выделяющегося в электролизере нагрузкой I = 1000 А, для
регенерации железохлоридных травильных растворов
в производстве печатных плат. Электролизер работает
при напряжении V — 6,2 В. 55% катодного тока расхо¬
дуется на выделение металлической меди; 45%—на вос¬
становление трехвалентного железа * до двухвалентного.Католит затем протекает в анодное пространство, где
на графитовых электродах 85% анодного тока затрачи¬
вается на окисление Ре2+ до Ре3+, а 15% тока идет на
выделение газообразного хлора (последний затем отсасы¬
вается и идет на доокисление раствора во внешнем про¬
странстве — см. задачу 352).Решение. 1) Суммарные реакции, протекающие в электролизере,
и соответствующие им-выходы по току (из условия задачи):а)	Ре3+ + е-^Ре2+	В{ = 45%б)	СиС12 Си + С1а	В” = 15%в)	2РеС1а + СиС1а-»2РеС18+Си В^.и = 40%- 253 -
2)	Тепловые напряжения разложения для реакций:Е\ = 0;ДЯ(6) = ДЯСиС12 + ДЯ^иС12 = -49,2-10,1 =-59,3 ккал/моль
(ДН'—энтальпия растворения);й-НЙ.-1-»*Е^и = 1,12 В (см. задачу 354).3)	Количество джоулева тепла, выделяемое в электролизере зачас,(^т=о,8бо/т(к-Е’в’-г’1в;1-Е”1в'11) == 0,860- 1000- 1 (6,2 — 0 - 1,285 • 0,15— 1,12 • 0,40) = 4780 ккал/ч.356.	В цехе электролиза установлены яс = 6 после¬
довательных серий ванн, каждая нагрузкой /=10кА.
Длина главного шинопровода (прямого и обратного)
к каждой серии составляет в среднем /, = 50 м.Рассчитать количество медных шин, необходимое для
монтажа главных шинопроводов цеха, если проходная
плотность тока в шинах 1>1 = 2,5 А/мм2. Сечение шины
100x10 мм, масса 1 м медной шины тси = 8,9кг. Каковы
годовые потери электроэнергии в шинопроводах? Какое
количество алюминиевых шин того же сечения необходимо
для замены медных шинопроводов цеха, чтобы сохранить
неизменность потерь электроэнергии (масса 1 м алюми¬
ниевой шины тд1 = 2,7 кг)?Принять темпёратуру медных шинопроводов 60° С,
алюминиевых- 55° С (температура алюминиевых шинопро¬
водов ниже из-за большей удельной поверхности охлажде¬
ния). Удельное сопротивление меди рси = 0,0178 Ом • мм2/м,
алюминия рй = 0,0294 Ом мм2/м. Температурный коэффи¬
циент сопротивления меди аси = 0,00445, алюминия ам —
= 0,00423.Решение. 1) Сечение медных шин в шинопроводе одной серии2)	Количество медных шин, параллельно смонтированных в одном
шинопроводе,4000«1 =}Си	5^7 _ Ю ■ 100= 4.3)	Удельное сопротивление металлов при температуре шинопро¬
водов рассчитываем по формулеР/ — Рх8 [1 +а (^— 18)].- 254 —ТогдаРс5’ =0,0178 [1+0,00445 (60 - 18)] =0,0212 Ом . мм^/м;РаГ = 0,0294 [1 +0,00423 (55 — 18)] =0,0340 Ом • мм2/м.4)	Падение напряжения в медном шинопроводе одной серии
ДI/* = /Я = /р А- = А р/. = 0^*,/, = 2,5 ■ 0,0212 • 50 = 2,65 В.5)	Проходная плотность тока в алюминиевых шинопроводах ппи
условии неизменности ДК,п ДКХ 2,652	р~ 0,0340 • 50 “ ’56 А/мм2-6)	Необходимое сечение алюминиевого шинопроводас ' 10000А1_Д2=Т56~= ММ2>7)	Количество алюминиевых шин в шинопроводе5А1 641010. 100= 6,41 ««7.Фактическая проходная плотность тока в них
п / 10 000 ,= 7ПоОО= ’ 3 А/мм3-Потери напряжения в шинопроводеА ^2 = °3РаГ = 1,43 • 0,0340 • 50 = 2,43 В.цеха§) Г°Д0ВЬ1е потери электР°эиергии в главных шинопроводах всегоа)	при медных шинахли/ . 	п/™ 	10 000-2,65(24-365) 6 	Си 1с	1000 ~ =1390 тыс. кВт • ч;б)	при алюминиевых шинахл \у/ 	 10 000-2,43(24-365)6А1^А1 ~ ‘	[дед	= 1275 тыс. кВт • ч,9)	Масса шинопроводов:а)	медныхгСи = ^Я1ЯеДСи = — шоо~= 10,7 т;б)	алюминиевых_50 ■ 7 • 6 • 2,7
ём ~ 1000 =5,67 т.— 255 —
ЗАДАЧИ«357.	Последовательная цепь из 968 непрерывно рабо¬
тавших ванн рафинирования меди нагрузкой 9000 А вы¬
дала за месяц (30 суток) 7030 т катодной меди. Среднее
напряжение в цепи равнялось 282 В.Рассчитать выход по току и удельный расход электро¬
энергии для рафинированной меди.358.	Цикл наращивания металла на катодах ванн
рафинирования меди продолжается 10 суток при силе
тока на ванну 9000 А и катодном выходе по току около
95%.Какова масса готового одиночного катода (среднего),
если масса исходного маточного листа равна 5 кг и в ванне
установлено 29 катодов и 28 анодов?359.	Ванна рафинирования меди нагрузкой 9000 А
имеет 28 анодов и 29 катодов. Аноды должны быть рассчи¬
таны на 30 суток непрерывной работы (три смены катодов).
Рабочая плотность тока =180 А/м2. Анодный скрап
(не используемый при электролизе остаток) равен 14%
от начальной массы анодов. Доля неработающей поверхно¬
сти анодов (ушки) составляет около 5% от всей их пло¬
щади.Расход анодов (с учетом шламообразования и побочных
процессов) принять равным 1,031 т на 1 т катодной меди.
Катодный выход по току составляет 95%.Каковы должны быть начальные масса и толщина анода
ванн рафинирования?380. Скорость подачи электролита в ванну рафиниро¬
вания меди нагрузкой 9000 А составляет 20 л/мин. Состав
электролита:130 г/л Си304 • 5Н20, 175 г/л Н2804.Каково изменение состава электролита по Си504 и
Н2304 при прохождении его через ванну, если количество
анодной меди, переходящей в раствор, на 2% превышает
количество катодно осажденной меди? Катодный выход
по току 95%.При расчете принимать во внимание только один побоч¬
ный процесс, вызывающий избыточный переход меди в раст¬
вор:Си + ^ 02 + Н2304 СиЗО, + Н20— 256 —361.	Скорость циркуляции электролита рафинирова¬
ния меди через ванну регенерации раствора нагрузкой
10 кА равна 20 л/мин; концентрация поступающего раствора:
86,6 г/л Си504, 160 г/л Н2504.Какова концентрация компонентов в электролите, выхо*
дящем из ванны регенерации? Какой объем кислорода (при¬
веденный к нормальным условиям) выделяется из ванны
за 1 ч (аноды нерастворимые)? Катодный (по меди) и анод¬
ный (по кислороду) выходы по току равны 97%.Напишите уравнение основного электрохимического про¬
цесса, протекающего в электролизере.362.	В ванне типа «серий» для рафинирования меди
(последовательное соединение электродов) нагрузкой 100 А
установлено 102 медных анода толщиной 11 мм, работаю¬
щих биполярно. Электродная плотность тока составляет
200 А/м2, катодный выход по току равен примерно 65%.Рассчитать длительность цикла работы ванны (равную
продолжительности растворения анодов), приняв величину
скрапа (остатка) анодов равной 8% от их начальной массы.
Какова производительность ванны по меди в расчете на
сутки? Массу катодной меди принять равной 97,3% от
массы растворенной анодной меди.363.	При экстракционном методе электролитического
получения меди (выщелачиванием ее соединений из руд
и последующим электролизом с нерастворимыми анодами)
поступающий в ванны раствор имеет следующий состав:
[Си2+] = 36,6 г/л, [Н2304] = 18,6 г/л. Через каскад из
восьми последовательно расположенных ванн, каждая
нагрузкой 36 000 А, раствор циркулирует со скоростью
380 л/мин. Катодный выход по току 80%. Среднее напряже¬
ние на отдельную ванну 2,3 в.Рассчитать: а) состав электролита, выходящего из
последней ванны каскада (объем раствора принять неиз¬
менным в ходе процесса); б) удельный расход электроэнер¬
гии на 1 т катодной меди.Напишите основную электрохимическую реакцию в
ванне.364.	Электролизер для получения медного порошка
работает при нагрузке 10 кА, электродной плотности тока
2500 А/м2 и катодном выходе по току В*к) = 80%. Анодный
выход по току В|а) =95% (5% — потери на утечки тока,
шунтирующие замыкания и т. п.). Среднее напряжение на
ванне 1,5 В. Машинное время работы ванны 0,90.- 257 —
Рассчитать: а) количество ванн, необходимое для цеха
годовой производительностью 2000 т медного порошка
(принять отход при операциях обработки порошка на сушку,
отсев и т. п. равным 15% от готового продукта); б).удельный
расход электроэнергии на 1 т готового порошка; в) срок
службы двусторонне работающих медных анодов толщиной
20 мм, если анодный скрап равен 13% от первоначальной
массы анодов; г) состав выходящего электролита, если
состав поступающего электролита [Си2+] = 12 г/л; [Н2$04] =
= 130 г/л, а скорость циркуляции электролита равна
20 л/мин (объем выходящего электролита считать равным
объему подаваемого раствора).383.	Ванна рафинирования меди типа «серий» с би¬
полярной работой электродов, габаритами 800 X 600 мм,
имеет 53 электрода. Расстояние между электродами (меж-
электродное пространство) равно 29 мм. Ванна работает
под нагрузкой 125 А. Сумма средних значений катодной
и анодной поляризаций в одной ячейке и падения напряже¬
ния в теле электрода составляет 55 мВ. Среднее напряже¬
ние на ванне — 7,95 В. Удельное сопротивление электро¬
лита равно 1,82 Ом-см. Потери напряжения во внешних
шинопроводах составляют 5% от суммарного напряжения
на всех ваннах.Рассчитать удельный расход электроэнергии на тонну
катодной меди при условии, что снижение выхода по току
обусловлено только утечками тока.36©» Ванна рафинирования свинца с кремнефтористым
электролитом, основой,которого является РЬ51Р6, работает
при катодной плотности тока Ок = 150 А/м2, выходе по
току Вт =96% и среднем рабочем напряжении 0,42 В.
Наращивание рафинированного металла проводят на свин¬
цовых маточных листах толщиной 1,0 мм и габаритами
800 X 600 мм. Цикл наращивания катодов длится 6 суток.Каковы масса и средняя толщина катодов в конце про¬
цесса наращивания? Какова величина удельного расхода
электроэнергии на 1 т катодного свинца?3@7. Электролитическое снятие олова с луженого
железа производится в щелочных ваннах, работающих
периодически. Отходы луженой жести после предваритель¬
ного отжига прессуют в неплотные пакеты массой около
50 кг. На анодные штанги ванны нагрузкой 1200 А завеши¬
вается одновременно шесть таких пакетов, помещенных
в железные сетчатые корзины. Исходная. жесть содержит- 258 —около 1,8% олова (после отжига). После процесса электро¬
лиза в анодном скрапе остается примерно 0,1% олова.Условный катодный выход по току за время процесса
Вт(к) « 90% (считая на переход 5п4+-н>5п). Среднее напря¬
жение на ванне 0,95 В.Рассчитать: а) количество получаемой катодной губки
олова с одной загрузки ванны анодными пакетами (одного
цикла работы ванны); б) длительность одного цикла работы
ванны; в) удельный расход электроэнергии на 1 т катодного
олова (при расчете принять одинаковым состав электролита
в начале и в конце цикла работы ванны).363.	Ванна рафинирования никеля нагрузкой 9000 А
имеет 31 катод; работает при катодной плотности тока
200 А/м2 и выходе по току около 96%. Исходный электро¬
лит, подаваемый в катодные пространства ванны, содержит
70 г/л №2+.Какова должна быть минимальная скорость подачи
электролита в каждый катодный ящик ванны, исходя:а)	из допустимого минимума концентрации никеля в выхо¬
дящем католите, равного 30 г/л ]Ч12+, и б) из равенства
скоростей протекания электролита через диафрагму и
миграции через нее ионов меди (принять для данных
условий электролиза скорость миграции ионов меди
0,00020 см/сек, поверхность диафрагмы считать равной
поверхности электрода)?363= Скорость циркуляции электролита в ванне рафи¬
нирования никеля нагрузкой 9000 А составляет 0,6 м3/ч.Какова концентрация никеля в католите при переходе
последнего в анодное пространство, если в катодные ящики
ванны подается раствор, содержащий 65 г/л №2+? Катод¬
ный выход по току 96%.37®. Катодными основами в ваннах рафинирования
никеля служат маточные никелевые листы, получаемые
электролитически на специальных матрицах.Какова должна быть длительность процесса катодного
наращивания-маточных листов толщиной 0,45 мм, если
катодная плотность тока равна 200 А/м2, а выход по току
для никеля составляет 96%>371.	Исходный маточный (никелевый) лист — катод¬
ная основа при рафинировании никеля — имеет толщину
0,5 мм; процесс катодного наращивания никеля при рафи¬
нировании продолжается 5 суток при плотности тока
200 А/м2 и выходе по току 96 %.— 259 —
Какова масса одиночного никелевого катода габаритами
0,90 X 0,80 м после окончания процесса рафинирования?372.	Продолжительность работы никелевых анодов
габаритами 0,85 X 0,75 м, используемых в ванне рафиниро¬
вания никеля, должна составлять 25 суток. Анодная плот¬
ность тока = 220 А/м2; анодный скрап 17% и шлам —
5% от первоначальной массы анодов. Анодное исполь¬
зование тока на растворение металла 100% (для про¬
стоты расчета пренебречь различием в электрохимических
коэффициентах у никеля и анодно растворяющихся при¬
месей) .Какова должна быть масса и толщина одиночного нике¬
левого анода?373.	Ванна рафинирования никеля работает при ка¬
тодной плотности тока Д. = 200 А/м2 и анодной плотно¬
сти тока = 220 А/м2. Межэлектродное расстояние вместе
с диафрагмой 75 мм. Диафрагма толщиной 4 мм имеет
коэффициент пористости и нелинейности пор а = 0,32
(а получается делением открытой пористости диафрагмы
на степень извилистости пор). Удельная электропровод¬
ность электролита х =0,115 Ом'1-см"1.Рассчитать омические потери напряжения в электролите
и диафрагме ванны.374.	Нагрузка на ванну рафинирования никеля со¬
ставляет 10 кА; температура электролиза +60° С. Среднее
напряжение на ванне 2,82 В, в том числе электродная
поляризация 0,786 В, потери напряжения в электролите и
диафрагме АУ1 = 1,483 В, в электродах АУ2 = 0,069 В,
во внешних контактах АУ3 =0,119 В, в катодной и анод¬
ной штангах ЛУ4 = 0,343 В.Скорость циркуляции электролита на одну ванну равна
0,65 м3/ч, теплоемкость электролита 0,82 ккал/кг, плот¬
ность раствора 1,2 г/см3. Открытое зеркало электролита
в ванне 6,2 м2, скорость испарения воды 4,18 кг/(м2-ч).
Теплота парообразования при температуре электролиза562,5	ккал/кг. Теплопотери с ванны за счет испарения воды
принять равными 70% от общего расхода тепла ванной
(при составлении теплового баланса учитывать только
разницу в температурах поступающего и уходящего элек¬
тролита).Какую температуру должен иметь электролит, поступаю¬
щий в ванну рафинирования никеля, чтобы поддержать
постоянство ее температурного режима?_ 260 —Расчет для простоты провести на 100%-ный выход
по току для никеля, так как на выделение водорода расхо¬
дуется очень малая доля тока; к тому же равновесные по¬
тенциалы никелевого и водородного электродов в данных
условиях мало отличаются друг от друга.375.	Среднее напряжение на одиночную ванну рафи¬
нирования никеля 2,7 В; потери напряжения в соединитель¬
ных и главном шинопроводах цеха составляют примерно
3% от напряжения ванн, выход по току для никеля Вт =
= 96%.Каков удельный расход электроэнергии на 1 т рафини¬
рованного никеля?376.	Технологически и экономически интересным яв¬
ляется электролитический способ получения металличе¬
ского никеля непосредственно из его сульфидного полу¬
фабриката — файнштейна, состоящего в основном из
Ы1352 [28]. Это позволило бы устранить трудоемкие опера¬
ции термического обжига сульфида никеля и восстанови¬
тельной плавки полученного окисла, а также дало бы воз¬
можность, получить ценные побочные продукты — элемен¬
тарную серу и селен. Аноды для таких ванн отливают из
файнштейна. При анодном окислении файнштейна проте¬
кает реакция№352 — 6е~ 3№2+ + 28На катоде выделяется металлический никель сравни¬
тельно высокой чистоты.Составить материальный баланс часовой работы ванны
нагрузкой 6000 А с анодами, отлитыми из файнштейна.Рассчитать: а) часовой расход анодов (с учетом шлама);б)	массу катодно осаждающегося никеля; в) количество
образующейся элементарной серы. Катодный выход по
току 99%; анодный выход по току для никеля и серы 94%.
Образовавшаяся элементарная сера полностью переходит
в шлам, который, кроме того, содержит 5% сульфида,
механически выкрошившегося из анодов.Каково время работы сульфидных анодов толщиной
45 мм, если анодная плотность тока равна 150 А/дм2?
Анодный скрап составляет 10% от первоначального веса
анодов, плотность анодов (№332) — 5,8 г/см3. Каков удель¬
ный расход электроэнергии на 1 т катодного никеля, если
среднее напряжение на ванну 3,7 В?377.	В ряду десяти последовательно соединенных
ванн рафинирования никеля со средним напряжением на— 261 —
ванну 2,5 В и токовой нагрузкой 8000 А среднее сопротив¬
ление раствора в соединительных каналах от ванны к кол¬
лекторам растворов составляет 0,70 Ом.Рассчитать снижение среднего выхода по току на серию
вследствие утечек тока между двумя крайними ваннами
(использовать методику задачи 129).378.	В цехе электролитического получения цинка го¬
довой производительностью 100 тыс. т катодного металла
установлены ванны нагрузкой 17 кА. Среднее напряжение
на одиночной ванне 3,7 В. Катодный выход по току для
цинка 90%; машинное время работы ванн 0,95. Потери
напряжения в шинопроводах цеха составляют около 3%
от падения напряжения на ваннах. Цеховой источник тока
имеет выходное напряжение 500 В.Сколько электролизеров необходимо установить в цехе?
В какое количество последовательных серий должны быть
соединены ванны? Каков удельный расход электроэнергии
на 1 т катодного цинка?379.	Рабочая поверхность одной стороны алюминиевой
основы катода электролизера для получения цинка со¬
ставляет 666 X 980 мм. Продолжительность осаждения
цинка на катоде 24 ч.Каковы масса и средняя толщина полученного цинкового
катодного листа, если рабочая плотность тока 500 А/м2,
а катодный выход по току Вт = 90%?3$Ш. В опытных образцах барабанного цинкового
электролизера готовая цинковая лента, получающаяся на
вращающемся катоде, непрерывно сдирается с него и на¬
матывается на бобины.Рассчитать необходимую скорость вращения катодного
барабана диаметром 1000 мм, чтобы снимаемая цинковая
лента имела толщину 0,45 мм. Длина рабочей поверхности
катодного барабана составляет 55% от длины его окруж¬
ности. Катодная плотность тока Ок = 4000 А/м2, средний
выход по току составляет 91%.381> В ванну получения цинка нагрузкой 10 кА по¬
дается нейтральный раствор в количестве 148 л/ч, содер¬
жащий 6 г/л Мп2+; 60% поступающей соли марганца участ¬
вует в анодном процессе, образуя Мп02.Рассчитать: а) долю анодного тока, расходуемого на
окисление марганца; б) количество Мп02, образующегося
за месяц (30 суток) в ванне; в) нормальный объем кислорода,
выделяющегося за 1 ч на анодах ванны (считать, что анод¬— 262 -ный ток расходуется только на выделение 02 и образование
Мп02; кроме того, 2% тока теряется за счет появления
шунтирующих замыканий между электродами).Напишите уравнения анодных реакций в ванне.382» Электролит ванны для получения цинка содержит
94 г/л Н2504 и 65 г/л 2п2+. Температура процесса +35° С.
Рабочая плотность тока 450 А/м2. Межэлектродное расстоя¬
ние 25 мм. Увеличение сопротивления раствора за счет
газонаполнения 5%.Каковы омические потери напряжения в электролите
ванны?Расчет удельного сопротивления электролита провести
по методу Скавронского [28], используя уравнениеР|5 = Рн2зо4+0,0114 [2п2Чгде [2п2+] — концентрация 2п2+ в г/л.Удельное сопротивление раствора 94 г/л Н2504 при
18° С рн2зо4 = 2,56 Ом-см. Зависимость удельной электро¬
проводности' раствора Н25 04 от температуры выражается
формулойхн25о4 = хн2зо4 + °>014 (1~18)-383.	Напряжение на ванне получения цинка нагруз¬
кой 9000 А равно 3,40 В (за вычетом потерь напряже¬
ния в шинах и внешних контактах). Выход по току для
цинка составляет 91% (9% расходуется на электролиз
воды).Рассчитать, исходя из термодинамических данных, ко¬
личество джоулева тепла, выделяемого за 1 ч в ванне.384.	Ванна получения цинка нагрузкой 12 кА имеет
напряжение (за вычетом его потерь в шинах и внешних
контактах) — 3,35 В и катодный выход по току 90% (10%
тока расходуется на электролиз воды). Ежечасно в ванну
подается 180 л «нейтрального» раствора (й = 1,26 г/см3,=0,815 ккал/кг -°С), имеющего температуру +28° С.
Из ванны выходит 208 кг/ч «кислого» электролита с темпе¬
ратурой +36° С, теплоемкостью с2 = 0,875 ккал/кг-°С.
В суммарном расходе тепла 5% составляют его потери от
конвекции, излучения и испарения воды (тепловой баланс
по растворам составить по отношению к 0° С).Какое количество тепла необходимо выводить ежечасно
из ванны? Каков расход охлаждающей воды, имеющей
начальную температуру +18° С и конечную +29° С, в рас¬
чете: а) на 1 ч работы ванны и б) на 1 т катодного цинка?— 263 —
385.	Рассчитать, пользуясь уравнением Нернста, ве¬
личины теоретического напряжения разложения при +25° С
для: а) сернокислого раствора 2п804 (агп*+ = 0,08; рН 0);
б) солянокислого раствора 2пС12 («гпсь = 0,6); в) щелоч¬
ного цинкатного раствора (дон- = 3; а2п (0н)1- — ®>^)*Суммарные электрохимические реакции:а)	2п2+ + Н20 ^ 2п + -^ 02 + 2Н+б)	2пС13 ^ 2п + С13в)	2п(ОН)|_ ^ 2п -|—“ 02-[-Н20-|-20НКаковы величины теоретического удельного расхода
электроэнергии на получение цинка из этих электролитов?386.	Для получения цинкового порошка был исполь¬
зован электролиз натрий-цинкатного раствора с нераство¬
римыми анодами при катодной плотности тока Дк =
= 2500 А/м2. Электролит в ванне содержит 15 г/л цинка;
катодный выход по току 85%; среднее напряжение на
ванне 3,5 В.Какова должна быть скорость подачи свежего цинкат¬
ного раствора с [2п]нач = 30 г/л (взамен удаляемого ча¬
стично раствора с [2п]кон = 15 г/л) в ванну нагрузкой
8000 А, чтобы поддерживать постоянство концентрации
цинката в электролизере (пренебречь изменением объема
электролита и расходом воды на электролиз и испарение)?
Каков удельный расход электроэнергии на 1 т цинкового
порошка?Напишите уравнение реакции основного электрохими¬
ческого процесса в ванне.387.	При периодическом процессе электроэкстракции
кадмия в ванну с нерастворимыми анодами заливается
сернокислый раствор сульфата кадмия с высокой концен¬
трацией последнего. Процесс прекращается после достиже¬
ния некоторого минимума концентрации кадмия в элек¬
тролите.Какова длительность цикла работы кадмиевой ванны
нагрузкой 1000 А, если объем ее электролита равен 2,2 м3;
исходный раствор содержит 120 г/л Сс12+ и 80 г/л Н2804,
а конечная концентрация кадмия составляет 20 г/л (при¬
нять неизменным объем раствора на протяжении процесса)?
Катодный выход по току Вт = 89%. Какова концентрация
Н2304 в отработанном электролите? Напишите уравнение
основного электрохимического процесса в ванне.— 264 —388.	Катодная плотность тока в ванне электроэкстрак¬
ции кадмия с неподвижными алюминиевыми катодами
45 А/м2. Продолжительность процесса наращивания кад¬
мия на катодном листе 1 сутки. Рабочая поверхность одной
стороны катода 670 X 980 мм; выход по току 88%; среднее
напряжение на ванне 2,6 В.Рассчитать: а) толщину осажденного на катоде кадмия;б)	массу одиночного кадмиевого листа; в) удельный расход
электроэнергии на 1 т катодного металла.389.	Электролитическое получение металлического мар¬
ганца проводится в ваннах токовой нагрузкой 2000 А
с разделенными катодным и анодным пространствами;
катодная плотность тока 400 А/м2, катодный выход по
току для марганца 60%. Исходный электролит, подавае¬
мый в катодное пространство, имеет рН & — 7 ц содержит
сульфата марганца в пересчете на металл [Мп2+]нач =
= 35 г/л. Концентрация марганца в католите, непрерывно
перетекающем через диафрагму в анодное пространство,
[Мп2+]кон = 12 г/л. На нерастворимом аноде наряду с вы¬
делением кислорода протекает реакция образования Мп02.
Участие Мп2+ в реакции его анодного окисления до Мп02
составляет 20% от количества катодно осаждающегося
марганца. Напряжение на электролизере равно 5,0 В.Рассчитать: а) суточную производительность ванны по
металлическому марганцу; б) среднюю толщину марганца,
осажденного за сутки на катодных основах; в) удельный
расход электроэнергии на 1 т получаемого металла; г) ко¬
личество Мп02, анодно образующегося в ванне за месяц
(30 суток); д) долю анодного тока, затрачиваемую на образо¬
вание МпОа; е) необходимую скорость подачи исходного рас¬
твора в ванну; ж) состав вытекающего анолита по марганцу.Для простоты расчета пренебречь изменением объема
раствора в процессе электролиза и переносом тока ионами
марганца.390.	Рассчитать количество джоулева тепла, выделяю¬
щегося за час в электролизере для получения металличе¬
ского марганца из растворов после выщелачивания карбо¬
натных руд (см. задачу 347) токовой нагрузкой 4000 А и
напряжением на ванне 5,1 В. Электролизер работает с ка¬
тодным выходом по току для марганца 60% и анодным
выходом для двуокиси марганца 6,0%. Изменение энталь¬
пии Н2304 при ее разбавлении до концентрации отрабо¬
танного электролита составляет —18,5 ккал/моль.— 265 —
391.	В электролизере для получения металлического
хрома в качестве электролита применен раствор хромовой
кислоты с добавкой серной кислоты. Нагрузка на ванну
5000 А; аноды нерастворимые; катодный выход по току
15%; среднее напряжение на ванне 4,5 В.Рассчитать: а) количество хрома, получаемого в сутки
с ванны; б) удельный расход электроэнергии на 1 кг катод¬
ного хрома; в) суточный расход Сг03 на процесс собственно
электролиза (без потерь). Напишите суммарную реакцию
выделения хрома в ванне.392.	При электролитическом получении металличе¬
ского хрома из раствора хромовоаммонийных квасцов
(МН4)2304-Сг2(304)3 выход по току для хрома составляет
около 40%.Рассчитать: а) суточную производительность по хрому
электролизера нагрузкой 5000 А; б), удельный расход
электроэнергии на 1 кг катодного хрома, если напряжение
на ванне 4,5 В.393.	В лабораторном электролизере нагрузкой 2,80 А,
использованном для получения порошка железа, за 70 мин
процесса выделилось на катоде 340 мл водорода (газ собран
над водой при +20° С и давлении 750 мм рт. ст.).Рассчитать выход по току для железа (затратами катод¬
ного тока на другие процессы, кроме выделения железа
и водорода, пренебречь).394.	За 35 мин процесса на катоде лабораторного элек¬
тролизера нагрузкой 2,4 А, залитого цинкатным электро¬
литом, выделилось одновременно с цинковым порошком60,5	мл водорода, собранного над водой при +24° С и740 мм рт. ст.Каков выход по току для полученного порошка цинка?395.	При вытравливании отдельных участков печат¬
ных плат, изготовленных из медной фольги толщиной
100 мкм, нанесенной на инертную основу, использованы
два метода: химический и электрохимический. В первом
методе медные участки вытравливаются в растворе хлор¬
ного железа со скоростью 3,5 мг/см2-мин при суммарной
реакции:Си + 2РеС13 -> СиС12 + 2РеС12При электрохимическом методе медь вытравливается анодно
в растворе ЫаС1 с улучшающими присадками. Плотность
тока 200 мА/см2. Анодная реакцияСи + ЗСГ — е- СиС1§~- 266 —За какое время вытравятся участки фольги на платах
при использовании химического и электрохимического
методов травления?396.	При анодно-химическом травлении рисунка на
печатных платах в солянокислом растворе СиС13 (см.
задачу 350) медная фольга толщиной 50 мкм вытравилась
при анодной плотности тока 180 мА/см2 за 4 мин 20 с.
Считая скорость процесса травления неизменной, рассчи¬
тать: а) скорость травления меди (в мг/см2-мин); б) доли
анодной и химической стадий в суммарной скорости трав¬
ления; в) изменение концентрации растворенной СиС1
в электролите в процессе травления при скорости циркуля¬
ции раствора 0,30 л/мин на 1 дм2 травящейся поверхности
(не учитывать катодные превращения).397.	При электрохимической регенерации отработан¬
ных травильных растворов в производстве печатных плат
(см. задачу 351) применены электролизеры нагрузкой 1500 А.
С какой скоростью должен пропускаться через электроли¬
зер регенерируемый электролит (считать его объем неиз¬
менным), чтобы вдвое снизить концентрацию РеС12 в рас¬
творе, равную первоначально 40 г/л, если выход по току
в процессе регенерации равен 60%? Сколько металлической
меди выделяется за час в электролизере? Каков удельный
расход электроэнергии на 1 м3 регенерированного раствора
(без учета его потерь) и на 1 т выделенной меди, если напря¬
жение на электролизере 4,2 В?39В. За 12 ч непрерывной работы электролизера на¬
грузкой 1200 А по регенерации отработанных травильных
растворов в производстве печатных плат (см. задачу 350)
получено 9,65 кг порошка металлической меди при сред¬
нем напряжении на электролизере 3,9 В. Исходный состав
регенерируемого раствора: [РеС13] = 292 г/л; [РеС12] =
= 38 г/л; [СиС12] = 93 г/л и некоторое количество НС1 и
КС1. После регенерации содержание РеС12 понизилось до
17 г/л.Рассчитать: а) выход по току при регенерации; б) со¬
став регенерированного раствора по РеС13 и СиС1а (считая
неизменным его объем); в) объем раствора, подвергнув¬
шегося регенерации (без учета потерь); г) удельный расход
электроэнергии на 1 м3 регенерированного раствора и 1 т
извлеченной меди.399 . Рассчитать напряжение разложения для про¬
цессаСиС12 + 2РеС12 -*■ Си + 2РеС13—	267 —
протекающего в электролизере для регенерации отработан¬
ных травильных растворов в производстве печатных плат
(см. задачу 351). Окислительно-восстановительный потен¬
циал в таком растворе +0,690 В по нормальному водород¬
ному электроду. Окислительно-восстановительный потен¬
циал в растворе той же ионной силы, с тем же содержанием
СиС12 и небольшим количеством хлорида меди (1), но без
хлоридов железа равен +0,416 В по насыщенному кало¬
мельному электроду (н. к. э.) при +40° С. Эксперимен¬
тально определенная величина равновесного потенциала
для ионизации меди до Си (I) в хлоридном растворе состав¬
ляет — 0,200 В по и. к. э.400» При электрохимической регенерации отработан¬
ных хлоридно-железных травильных растворов в произ¬
водстве печатных плат использован интенсивный режим,
при котором на графитовом аноде кроме окисления двух¬
валентного железа начинается выделение газообразного
хлора. Последний частично химически окисляет ионы
Ре (II), а частично выделяется, отсасываясь с анодными
газами. Последние в дальнейшем используются на доокис-
ление регенерированных растворов, но уже вне электро¬
лизера (см. задачу 355).В электролизере-регенераторе нагрузкой 1500 А за
12 ч работы получено 11,2 кг порошкообразной меди. Через
электролизер за это же время было пропущено 1850 л
отработанного травильного раствора, концентрация хлор¬
ного железа в котором была при этом повышена в среднем
на 22 г/л.Рассчитать количество джоулева тепла, выделяющегося
в электролизере каждый час при среднем напряжении на
нем 6,1 В.401.	Определить часовой расход охлаждающей воды
для теплообменника электролизера по регенерации отра¬
ботанных травильных растворов в производстве печатных
плат (см. задачу 354). Начальная температура воды 22° С,
конечная 30° С. Электролизер работает под нагрузкой
1200 А при напряжении 6,0 В, выходе по току 58% и тем¬
пературе 38° С. Температура входящего раствора 24° С.
Теплопотери в окружающую среду принять 10% от об¬
щего прихода тепла (при расчете теплоты растворов от
0° С). В процессе регенерации содержание РеС12 снижается
на 15 г/л. Теплоемкость раствора — 0,93 ккал/л-°С (для
простоты считать объемы и теплоемкость входящего ит- 268 —выходящего растворов одинаковыми; не учитывать потери
тепла с удаляемой катодной медью).♦402.	Суммарная длина медных шинопроводов (вход¬
ного и выходного) электролизной серии равна 50 м. Про¬
ходная плотность тока в шинах 1,7 А/мм2, температура
шинопроводов +45° С. Каково падение напряжения в ши¬
нопроводах? Удельное сопротивление для меди при +18° С
р18 = 0,0178 Ом-мм2/м; температурный коэффициент со¬
противления а — 0,00445.403.	В гидрометаллургическом цехе установлены 4
последовательные серии электролизеров нагрузкой 9 кА.
Длина главного шинопровода (прямого и обратного) у каж¬
дой серии составляет в среднем 50 м.Рассчитать: а) необходимое количество медных шин
сечением 100x10 мм для шинопроводов всего цеха при
проходной плотности тока 1,5 А/мм2 (масса 1 м шины8,9	кг); б) годовые потери электроэнергии в медных шино¬
проводах цеха, если средняя температура шин 40° С;в)	необходимое для цеха количество алюминиевых шин
сечения 100 х 10 мм (масса 1 м шины 2,7 кг) для замены мед¬
ных шинопроводов при условии равной величины потерь
напряжения в тех и других шинопроводах (среднюю тем¬
пературу алюминиевых шин принять 38° С); г) проходную
плотность тока в алюминиевых шинопроводах.Удельное сопротивление (при 18° С) меди рй, =
= 0,0178 Ом-мм2/м, алюминия рй = 0,0294 Ом-мм2/м.
Температурный коэффициент сопротивления меди аси —
= 0,00445, алюминия ад,| = 0,00423.
Глава VIЭЛЕКТРОЛИЗ РАСПЛАВЛЕННЫХ СРЕД404е Серия из я =150 непрерывно работающих алю¬
миниевых электролизеров нагрузкой / = 145 кА выдала
за месяц (т = 30 суток) работы ^факт = 4700 т металла,
содержащего ра1 = 99,5% А1. Среднее напряжение на
серии (с учетом периодических «анодных вспышек») соста¬
вило ]/ = 695 В.Каковы выход по току и удельный расход электроэнер¬
гии для полученного алюминия (в расчете на 100%-ный
металл)?Решение. 1) Суммарный электрохимический процесс в ванне
2А1203 + ЗСн>4А1 + ЗС02(частично образуется и СО).2)	Электрохимический эквивалент алюминияА л] 26,97
?А1=-^Г = зТ26^ = °.3355 г/(А.ч).3)	Количество алюминия, "которое теоретически можно получить
с серии за месяц,145-24-30. 0,3355-150*теор = /т*А1« =	—[ООО	= 525° Т'4)	Выход по току на серииа.	р., 4700-0,995
Вт = Факт А1 шо =	 	100 = 89,0%,ётеор	о2о05)	Удельный расход электроэнергии
IVх 145 -695 -24 -30’гфактРА 1 4700-0,995405.	В цехе электролитического получения алюми¬
ния годовой производительностью §ц = 90 тыс. т металла
установлены электролизеры нагрузкой /=140 кА. Ванны
работают с выходом по току для алюминия Вт = 89%
при среднесерийном напряжении на электролизер Уэ =
= 4,5 В. Машинное время работы электролизеров состав¬
ляет / = 0,96; потери алюминия при переплавке равны 2%
(К = 0,98).Сколько электролизеров и электролизных серий должно
быть в цехе для обеспечения его годовой производитель¬
ности?— 270 —№ё=—	— =	,-7»» л те =15 500 кВт-ч/т.Решение. 1) Годовая производительность одного электролизера
(с учетом потерь при переплавке металла)-140 <г< ■2)	Необходимое количество электролизеров в цехея, =	= 262.э	§ 3443)	Суммарное напряжение на всех электролизерахУц = Уэиэ = 4,5 - 262= 1180 В.4)	Количество последовательных серий в цехе рассчитываем
исходя из того, что напряжение на каждой серии при кремниевых
выпрямителях должно составлять 450 -5- 850 В. Отсюда количество
серий„ _ 1180 _> Я9с—"650--Принимаем 2 серии.Количество ванн в каждой серии262 ...
пв = —2~= 131-Напряжение на серииУс — Уэпс —4,5 ■ 131 =590 В.406.	При электрохимическом сгорании углеродистых
анодов алюминиевого электролизера нагрузкой / = 130 кА
образуется по 50 об. % С02 и СО.Анодная плотность тока в электролизере 0а = 0,9 А/см2;
выход по току Вт = 89% (примем его равным для катод¬
ного и анодного процессов); кажущаяся плотность анода
<4=1,5 г/см3; механические потери анодного вещества
составляют около 15% (К =1,15) от его расхода на
электрохимическое сгорание.Какое количество анодного вещества (в расчете на
чистый углерод) израсходуется за 3 суток в алюминие-*
вом электролизере на собственно электрохимический про¬
цесс? На какую высоту при этом «сгорят» аноды?Решение. 1) Реакции суммарных электрохимических процессов
в ванне:а)	А1203 + ЗС -> 2А1 + ЗСОб)	2А1г03 + ЗС -> 4А1 + ЗС022)	Электрохимические эквиваленты для углерода:
для реакции (а)(?1 = 'гР = 2 • 26,8 =0>224 Г/(А ‘ ч):для реакции (б)^ТГЩ-”0-112 Г/(А’Ч)-- 271 —
3)	В анодном газе на 1 моль С02 приходится 1 моль СО. На
электрохимическое образование каждого моля С02 затрачивается
вдвое больше электричества, чем на 1 моль СО. Отсюда вытекает,
что 66,7% электричества, расходуемого на сгорание анодов, идет на
образование С02 (Вт)' а 33,3%—на образование СО (Вт).4)	Трехсуточный расход анодного вещества в ванне на собственно
электрохимический процесс^а=/тВт (в^1+в;<72) == 130 (24 • 3) 0,89 (0,667 • 0,112+0,333 ■ 0,224)= 1244 р.5)	Расход анодов с учетом механического разрушения^ = ^'/С= 1244- 1,15=1430 кг.6)	Объем «сгоревших» анодова'' 1,430^4г = -тх-=0'954 м3'7)	Рабочая поверхность анодов5 = = -13° У'3 = 144 500 см2 = 14,45 м2.
и а О, Л8)	Высота сгорания анодов за 3 суток/г = 3«- =	1000 = 66,0 мм.5 14,45407.	Магниевый электролизер нагрузкой /=130 кА
работает со средним выходом по току Вт = 78% (принять
равным для катодного и анодного процессов) и напряже¬
нием на ванне У = 5,5 В; содержание М§ в получаемом
металле-сырце составляет /?ме = 99>5%.Какое количество магния-сырца и хлора может быть
получено за месяц (30 суток) с такого электролизера при
его непрерывной работе?Каков удельный расход электроэнергии: а) на 1 т М§;б)	на 1 т С1а?Решение. 1) Основной электрохимический процесс в ванне
М§С12 -> М§ + С12.2)	Электрохимические эквиваленты для компонентов процессаЫе = °>454 г/(А ‘ ч)! Чей = 1 •325 А ' ч) ■3)	Месячная производительность ванны по магнию-сырцу/тдМеВт 130 (24.30) 0,454.0,78	- 0,995-1000 - ’ Т'4)	Месячное количество хлора, производимое одной ванной,130 (24-30) 1,325-0,78 па .ёси-^ЧаЛ-—		Щ	==96’5 т'5)	Удельный расход электроэнергии:а)	на 1 т М§6)	на 1 т С131^325.1оЖ==532° кВт'ч/т-408.	Магниевые электролизеры работают по так
называемой «карналлитовой» схеме (один из технологиче¬
ских вариантов) при питании их карналлитом, содержа¬
щим Рмес12 = 49,5% М§С1о. Нагрузка электролизеров / =
= 130 кА, объем расплава V = 9,0 м3.Какова периодичность частичной замены электролита
в ванне для восполнения расхода М§С12, если после заливки
свежего расплава электролит должен содержать рмес\2 =
= 14% М§С13 (с? = 1,75 г/см3); к отбору электролита из
ванны приступают после снижения в нем концентрации
М§С12 до РмеС12 = 5%. Какое количество отработанного
электролита должно удаляться из ванны перед введением
в нее расплава карналлита? Каков удельный расход кар¬
наллита на 1 т магния-сырца?Параметры процесса электролиза: выход по току Вт =
= 80%; магний-сырец содержит Рме = 99,0% М§. Отходы
при электролизе в расчете на 1 т магния-сырца: шлам
(содержащий р'^20% М§0, остальное — хлориды щелоч¬
ных металлов) — т! = 0,3 т; возгон (с содержанием р" =
= 30% М§С12, остальное другие компоненты электро¬
лита)— т2 — 0,05 т.Решение. 1) Часовая производительность ванны по магнию-сырцу
„	1Э0 ■ 1 ■ 0,454 ■ 0,80 _Л- рМе -	0,99 ~4/' КГ/Ч<2)	Затраты М§С12 на собственно электролиз в расчете на 1 кг
магния-сырцаМм„п	95,23ЙЖ0’99-3'88 "•3)	Расход М§С13 на образование М§0 в шламе (на 1 кг магния -
сырца)УИМеС|	95.234)	Расход М§С12 при возгоне (на 1 кг магния-сырца)ё\ = тчР" = 0.05 • 0,30 = 0,015 кг,- 273 —
5)	Суммарный удельный расход М§С12 на 1 кг магния-сырца^5 = & + й + ^4 = 3,88 + 0, 142 + 0,015 = 4,04 кг.6)	Часовой расход М§С12 в ваннеё«=ёбё1 = 4,04-47,7= 192,5 кг.7)	Удельный расход электролита в ванне в процессе электролиза
(с учетом разложения, шламообразования и возгона) на 1 кг магния-
сырцаё- = ёь + т1 (1 ~ Р') + Щ (1 — Р") = 4,04 + 0,3 • 0,8 + 0,05 . 0,70 = 4,32 кг.8)	Часовой расход электролитаё» = ё:ёх = 4,32 ■ 47,7 = 206 кг/ч.9)	Содержание М§С12 в свежем электролите ванны§9 = ЫРмгеи = 9000 • 1,75 - 0,14= 2200 кг.10)	Периодичность частичной смены электролита составляет т ч.
Для расчета значения т составим уравнение, характеризующее содер¬
жание М§С12 в «истощенном» электролите:ёя 		■/ . 2200 192,5т0Й_ЙТ-^М8С1,- 9000-1,75 - 206тОтсюда т = 7,75я=:8 ч.11)	Масса «истощенного» электролита ванны перед отбором расплава210 = е><* — 28т = 9000. 1,75 —206.8,0 = 14 100 кг.12)	Обозначим количество выводимого из ванны отработанного
электролита—§и; количество вводимого карналлита—^12. Для на¬
хождения этих величин составим систему из двух уравнений:а)	после отбора части отработанного электролита и введения
расплава карналлита в ванну объем полученного электролита должен
быть равен первоначальному (до электролиза), тогдаёю— §11 + ^12 —14 100 — §п + ^12 = 9000 • 1,75; —<=Г2 1650;б)	содержание М§С12 в полученном расплаве должно удовлетво¬
рять уравнению(&хо~Яц) Рмесь +^1аРмеС12 _11(1(14 100-Ы 0,05+^12 0,495	_“	9000-1,75	Рмвс\г и>14>отсюда0,05^и=0,495^12— 1495.Решая совместно полученные уравнения, получим ^2 = 3180 кг
карналлита; §п = 1530 кг отработанного электролита.13)	Количество магния-сырца, полученное с ванны за 8-часовой
период,^13 = §-ит = 47,7 • 8,0 = 381 кг.— 274 —14)	Удельный расход карналлита на 1 т магния-сырцаЙ12 3180 „
т\ —-а!2- = ——-=8,35 т.813 38115)	Количество отводимого отработанного электролита в расчете
на 1 т магния-сырцат'	 ^11 ^30 	4 02 т§13 ” 381 *409.	Магниевые электролизеры токовой нагрузкой
/ = 50 кА питаются неполностью обезвоженным бишофи-
том состава М§С12 • 1,5Н20, который подается в анодное
пространство электролизера, где происходит окончатель¬
ное обезвоживание продукта в присутствии углеродистого
вещества анодов. Это затрудняет гидролиз М§С12 и бла¬
гоприятствует обратному хлорированию образовавшейся
окиси магния.Анодные газы содержат раг = 9,0 об. % С12, рсог —
= 8,0 об. % С02 и некоторое количество газообразного
хлористого водорода. Электролизер работает с выходом
по току для магния Вт = 80%. Считая (условно), что
снижение катодного выхода по току полностью обуслов¬
лено обратным взаимодействием магния с анодными про¬
дуктами, рассчитать удельный расход графитовых анодов
на сгорание на 1 т М§ (без учета анодных остатков).
Принять механическое разрушение анодов равным их
электрохимическому окислению.Решение. 1) Анодные процессы:2СГ - 2е" -» С12; 4СГ + 2Н20+С - 4е“ -» С02 + 4НС180% анодного тока приходится (согласно условию) на эти процессы.2)	Анодный выход по току для сгорания анодов2Реп	2 • 8>°в?= 9Г-Х7Г • Вт~ ~9~~я пХ~о7) 8° —51,2%2Рсог + Рс12	2-8,0+ 9,0(для получения одинаковых объемов газа на С02 затрачивается вдвое
большее количество электричества, чем на С12).3)	Количество магния, получаемого с электролизера за час,§ме = /т'?мевт==50' 1 -0,454-0,80=18,2 кг/ч.4)	Расход анодного вещества за час при электрохимическом и
механическом разрушении= 2/т<7сВ^г = 2 • 50 ■ 1 ■ 0,112 • 0,512 = 5,73 кг/ч, .5)	Удельный расход анодовтс=—^— = -^^- = 0,315 кг/кг М§ = 315 кг/т М§.
ё!Лё— 275 —
410.	В цехе металлического натрия годовой произ¬
водительностью 8000 т Ыа установлены ванны, работаю-
щие на хлористом электролите.Какова годовая потребность цеха в технической пова¬
ренной соли (рыаС1 = 99,7% №С1), если потери соли состав¬
ляют 5% (/(=1,05) от ее расхода на собственно элек¬
тролиз?Решение. Годовая потребность в ИаС1МЫаС, К	58,5 1,05^ас,=^а	■ ^- = 8°°° Щ • 0М = 2! 5°° ^411.	Выделение металлического натрия на жидком
свинцовом катоде возможно осуществить путем электро¬
лиза расплавленного ЫаС1 при 810 —830° С. По одному
из таких способов жидкий свинец, служащий катодом,
непрерывно протекает по дну ванны, обогащаясь метал¬
лическим натрием. На графитовых анодах ванны выде¬
ляется газообразный хлор. В электролизер подается сплав
свинца с 01 = 4% натрия (после отгонки в дистилляцион-
ной печи части металлического натрия из конечного про¬
дукта); выходящий из ванны сплав содержит р2 = 6% 1Ча.
Плотность сплава (с 5% №) при температуре процесса
9,64 г/см3.Ванна нагрузкой / = 18 кА и длиной Ь = 4,0 м работает
при катодной плотности тока 0К = 0,80 А/см2, выходе по
токуВт = 80%. Уровень катодного сплава в ванне 6 = 50 мм.
Рабочее напряжение на ванне У = 6,0 В.Рассчитать: а) часовую производительность ванны по
металлическому натрию и хлору (принять одинаковыми
выходы по току для обоих продуктов); б) удельный рас¬
ход электроэнергии на 1 т полученного натрия; в) необ¬
ходимую скорость движения сплава РЬ — № в ванне;г)	количество обогащенного сплава, получаемого за 1 ч
в ванне; д) необходимую скорость подачи исходного
катодного сплава в ванну.Решение. 1) Суммарный электрохимический процесс в ваннеЫаС1 —> Ыа -|—^ С122)	Электрохимические эквиваленты для продуктов реакции<?Ыа = °>858 Г/(А ' ч): Ча, = 1.325 г/(А ■ ч).3)	Часовая производительность ванны:а)	по металлическому натриюёш=/т?Мавг= 18- 1 -0,858.0,80 = 12,36 кг/ч;— 276б)	по хлоруе,а,=/'г?С1>вт=18- 1 ■ 1,325-0,80 = 19,1 кг/ч.4)	Определим количество свинца, циркулирующего в ванне. Обо¬
значим —количество металлического натрия, вводимое каждый
час в ванну в исходном катодном сплаве, ёръ — количество свинца,
ежечасно проходящее через ванну.Для нахождения этих двух неизвестных составим систему из
двух уравнений:а)	состав подаваемого катодного сплава удовлетворяет уравнению*РЬ+в&а	’ ’откуда 8РЪ =24^а;б)	состав конечного сплава отвечает уравнению^Ыа + ^Ыа _ __„ Пй. ^Ыа + 12'36	„^РЬ+^Ыа + ^Ыа	’ ’ ^РЪ +^Ыа + 12>30откуда0,06 *рЬ “0,94^ + 11,62.Решая систему уравнений (а) и (б), получаем:^а = 23-34 кг: ёръ = 558 кг.5)	Скорость подачи исходного катодного сплава в ванну^спл=^рь +1&а = 558 + 23,24 = 581,24 кг/ч.6)	Количество обогащенного катодного сплава, получаемого
в ванне за 1 ч,8'спл “Яспл+^Ыа =581,24+12,36 = 593,6 кг/ч.7)	Площадь поверхности жидкого металла в ванне5 = — =	= 22 500 см2.8)	Масса сплава, одновременно находящегося в ванне,2'" = 56^ = 225 .0,5-9,64=1085 кг.9)	Необходимое время нахождения катодного сплава в ваннет 2спл ёспл'2	1085.2*сР ^спл+^спл _ 581,24 + 593,6 ° Ч’„„	ёспл ёсплгЯеёср —	2	средняя масса катодного сплава, проходящегоза 1 ч через ванну.10)	Скорость протекания сплава РЬ-— № через ваннуI	4 0и—— = -р~ = 2,16 м/ч, или 3,6 см/мин.Т 1 ,О0— 277 —
11) Удельный расход электроэнергии на 1 т металлического №У/ сУ6,0 • 1000
0.858 • 0,80= 8740 кВт • ч/т.412. Литиево-кальциевый сплав состава 60% Са (рса)
и 40% 1л (ри) может быть получен электролизом рас¬
плавленного электролита, содержащего 70% 1лС1 и 30%
СаС12.Рассчитать выход по току, если на ванне нагрузкой
/ = 3000 А получено за сутки Яфакт = 27,0 кг сплава.
Какая доля катодного тока расходуется на выделение
отдельных компонентов полученного сплава? Каков удель¬
ный расход электроэнергии в расчете на 1 т катодного
сплава, если напряжение на ванне ^^9,0 В? Сколько
солевого расплава и при каком весовом соотношении 1ЛС1
и СаС12 нужно ежесуточно вводить в ванну для воспол¬
нения расхода солей на собственно электролиз?Решение. 1) Теоретический удельный расход электричества на
единицу массы катодного сплава1 ~ " ■ 1 -0,40 = 2,35 А-ч/г.,==^Рса+^гРи:0,7470.600,2592)	Электрохимический эквивалент сплава<?спл=^7=2Ж=0’425 г/(А,ч)'3)	Теоретическая суточная производительность ванны по сплавуйтеор = /т?спЛ = 3,0 • 24 • 0,425 = 30,6 кг.4)	Выход по току для сплава
100 = -йфакт ,АА 27>0 Ю0 = 88,2%.^теор30,65) Доля катодного тока, расходуемого на выделение:
а) кальцияВспл1В^а =
б) лития•РСа0,7470,602,35= 30,2%;ви = вспл—в,Са1,2 — 30,2 = 58,0%.6)	Удельный расход электроэнергии на 1 т сплава
/Ух 3000 -9-24V,ёфакт27,0— 278 —= 24 000 кВт • ч/т.7) В полученном за сутки сплаве содержится кальция и лития:
&а=^фактРСа =27>° ' 0,60 = 16,2 КГ;==5Гфакт ё'Са = 27 16,2 = Ю,8 КГ.Для их получения затрачено:М.СаС1оСам8иЫС1= 10.8111,0Ц)842,4:^®,240 08 —44,9 кг СаС12’,416,94= 66 кг ЫС1.Следовательно, для восполнения расхода на собственно электро¬
лиз необходимо ежесуточно вводить в ванну солевого расплава^распЛ = 44,9 + 66 = 110,9 кг.44 9Расплав должен содержать 100 = 40,5% СаС!о и 59,5% ЫС1.413. При получении металлического кальция элект¬
ролизом расплавленного СаС12 с использованием принципа
«катода касания» применена катодная плотность тока
.0 = 40 А/см2. Электролизер нагрузкой / = 1200 А рабо¬
тает с выходом по току Вх порядка 50% при среднем
напряжении V = 27 В.Рассчитать: а) суточную производительность ванны
при ее непрерывной работе; б) удельный расход электро¬
энергии на 1 т получаемого металла; в) продолжитель¬
ность наращивания кальциевого катода длиной I = 500 мм
(при +20° С).Решение. 1) Суточная производительность ванныйса =/т<7СаВт =1,2 • 24 ■ 0,747 • 0,50 = 10,75 кг.2) Удельный расход электроэнергии на 1 т кальцияУ	27 • 1000 ,=72 300 кВт- ч/т.0,747 • 0,503) Определяем продолжительность наращивания кальциевой
«штанги». Количество осажденного кальция за цикл наращиванияотсюдат =и«гСа = /Т?СаВтш--8ШСа»50* 1,55'0?СаВ ' 40-0,747.0,50= 5,2 ч.Одним из способов получения металлического
кальция является электролитическое изготовление медно¬
кальциевого сплава, из которого кальций отгоняется— 279 -
затем в специальной дистилляционной печи. Электролиз
осуществляется в ваннах, залитых расплавом, содержа¬
щим 80 — 85% СаС12 и 20—15% КС1. Ванны работают
периодически. Загрузка электролизера проводится обед¬
ненным катодным сплавом (после дистилляции), содер¬
жащим 30% Са (рса) и 70% Си (рСиУ, извлекается из
ванны обогащенный кальцием сплав, содержащий 63% Са(рСа) И 37% Си (Реи).Рассчитать: а) длительность рабочего периода ванны
нагрузкой / = 12 кА, если в ванну одновременно загру¬
жается §спл — 60 кг обедненного медно-кальциевого сплава,
средний выход по току В.,, составляет 72%; б) величину
единовременной выгрузки обогащенного катодного сплава;в)	количество металлического кальция (в сплаве), полу¬
чаемое за рабочий период ванны; г) среднесуточную
загрузку СаС12 в ванну, если его потери составляют
5% от расхода СаС12 на собственно электролиз (К — 1,05);д)	удельный расход электроэнергии на 1 т металлического
кальция и обогащенного медно-кальциевого сплава, если
среднее напряжение на ванне У = 9,0 В.Решение. 1) В исходном катодном сплаве ванны содержится сле¬
дующее количество кальция и меди:ёгСа=§сплРСа = 60-°-30=18 КГ Са:8си=ёспл-ёса =60-18 = 42 кг Си.Масса меди в сплаве в ходе электролиза не изменяется. Осно¬
вываясь на этом, определяем массу полученного обогащенного сплава:2)	Масса кальция, выделившегося за рабочий период ванны,
д„ =д' —р =113,5 — 60 = 53,5 кг.еСа ьспл ьспл	>	’3)	Продолжительность рабочего цикла ванны
ёСа	53’5/?СаВт ~ 12-0,747-0,724)	Удельный расход электроэнергии на 1 т:а)	металлического кальция1Ут 12 000-9,0-8,353,5= 8,3 ч.«7Са = 1П = -	= 16760 кВт - ч/т;б)	медно-кальциевого сплава1Ут 12 000-9,0-8,3	с ,V	спл = -г- =	= 7900 кВт - ч/т.280 —5)	Электрохимический эквивалент для СаСЛ2Чсаси =Л? {1 я г ■' 111 0-^к = 2-Т^=2'07 ГЯА-4)-6)	Суточный расход СаС1а (при непрерывной работе ванны)
ёсас\г = ^Т(?СаС1г^г^ = 12 • 24 • 2,07 • 0,72 ■ 1,05 = 450 кг.41 Б. При электролизе с соответствующими электродами
расплавленной смеси КР и НР на аноде идет образование
элементарного фтора (на катоде выделяется водород). Рас¬
ходуемый при процессе НР восполняется подачей в элек¬
тролит расчетных количеств фтористого водорода.Рассчитать суточную производительность по фтору
серии из п = 10 последовательно включенных электроли¬
зеров нагрузкой / = 6000 А, если выход по току для фтора
В/ = 80%. Каков удельный расход электроэнергии на 1 т
фтора (рабочее напряжение V на серию составляет ПО В)?
С какой скоростью должен подаваться в каждую ванну
фтористый водород для восполнения его расхода на элек¬
тролиз и улетучивание, если отходящие анодные газы
содержат 90 об.% Р2 и 8% НР? Унос НР с катодными
газами принять равным уносу с анодным газом. Анодный
и катодный выходы по току считать одинаковыми.Решение. 1) Реакция суммарного электрохимического процесса
в ванненр->|н2 + 1ра2)	Электрохимические эквиваленты компонентов реакции;ЧР, = °.709 г/(А • ч);Мыс 20 0^НР = ■: 0,746 г/(А • ч).' 1 • 26,8 '3)	Суточная производительность серии по фторуйр2 = ^хс1р2^тп = ®>0 • 24 • 0,709 • 0,80 • 10 = 817 кг/сутки.4)	Удельный расход электроэнергии на 1 т фтораV	110-1000№= п<?Р 5Т 10 • 0,709 • 0,80 ~ 19 400 кВт ' ч/т-105)	Часовой расход НР на собственно электролиз в одной ванне
§нР = 1хЧнрВт = 6000 ■ 1 • 0.746 - 0,80 = 3580 г/ч.Флёров В. Н.		 281 	'V
6)	Определим расход НР на унос с анодными газами. Часовая про¬
изводительность одной ванны по фтору8и 817 000	3400^ = „Т = ТоЖ = 3400 Г/Ч “ Жо = 89’5 М0ЛЬ/Ч-Составляем пропорцию:в анодных газах на 90 моль Р2 приходится 8 моль НР»	» » 89,5 » »	» х » НР89,5	• 8907,96 моль = 7,96 ■ 20 = 159,2 г/ч.Такое же количество НР будет уноситься и с катодными газами
(по условию).7)	Количество фтористого водорода, которое необходимо подавать
в 1 ч в каждую ванну,= зир + х- 2 = 3580 + 159,2 . 2 3898 г/ч.41	Рассчитать падение напряжения в электролите
алюминиевого электролизера нагрузкой 130 кА, имеющего
рабочую площадь (сечение) анода 250 х 670 см, межполюс-
ное расстояние I == 4,0 см. Удельное сопротивление рас¬
плавленного электролита при температуре электролиза
р = 0,488 Ом-см.Решение. Расчет проводим по формуле Форсблома и Машовца [17]:д у _ 		5+ (2,5 + /) Р ’где 5 —анодная поверхность (сечение анода); Р — периметр анода;5	= 250-670=167 000 см2;Р = (250 + 670). 2 = 1840 см.Отсюда0,488-4,0.130 000 , о
167 000+ (2,5 +4,0) • 1840 “ ’ В •417.	Как повышается удельный расход электроэнер¬
гии на 1 т получаемого алюминия за счет появления «анод¬
ных вспышек» в алюминиевом электролизере при. частоте
«вспышек»: а) 1 раз в 2 суток; б) 1 раз в сутки; в) 2 раза
в сутки. Продолжительность «анодной вспышки» 6 мин,
среднее повышение напряжения при этом против обычного
30 В; катодный выход по току Вт равен 89%.Решение. 1) Повышение среднего напряжения на ванне за счет вре¬
менного повышения напряжения при «анодных вспышках»(^ф-^раб)"*24 • 60— 282 —где Кэф — напряжение на ванне в период «анодной вспышки» (анод¬
ного.эффекта); 1/рад — напряжение на ванне при ее нормальной работе;
п — число «вспышек» в сутки; т — продолжительность «вспышки», мин.2)	Повышение удельного расхода электроэнергии за счет появленияанодных вспышекДЦ7 =е <?Л1Вт3)	Изменение параметров электролиза при заданной частоте анод¬
ных «вспышек»:а)	дк1=-а'"1б~== 0,0625 В;кВт,ч/гА1;б)	дУ2=^4Тс(Г = 0.125 В; Д№3 = 420 кВт. ч/т А!;Я0 • 2 • вв)	Д1/3= 24 ^- = 0,250 В; ДЙ73 = 840 кВт-ч/т А1.418.	Рабочее напряжение на магниевом электролизере
V = 5,5 В; ванна работает с выходом по току для магния
Вт=80%. Напряжение разложения 2?разл расплава М§С12
(в смеси с другими хлоридами) составляет 2,75 В.Каков теоретический удельный расход электроэнергии
для магния и выход по энергии для магниевого электро¬
лизера?Решение. 1) Значение теоретического удельного расхода электро¬
энергии на 1 т магнияЕоазл 2,75 • 1000
ГТеоР=^- = -1да- = 6060кВт. ч/т.2)	Выход по энергииЕ„а,, 2,75
Вэ — *-Вт = 80 = 40,0% .419.	В магниевом электролизере с нижним вводом
анодов нагрузкой 1 = 90 кА установлено 7 анодных бло¬
ков шириной по 2300 мм, каждый из которых состоит
из восьми графитированных электродов сечением 200 х
X 325 мм и общей длиной /> = 2085 мм. Рабочая длина
анодов Ь' = 1400 мм. У анодов пяти средних блоков рабо¬
тают обе стороны. Удельное сопротивление графитирован¬
ных электродов при +20° С р20 = 9,0 Ом • мм2/см. Темпера¬
турный коэффициент сопротивления графита а = 0,000346.
Средняя температура анодов 500° С.10— 283 —
Рассчитать падение напряжения в неработавших гра¬
фитовых анодах электролизера.Решение. 1) Проходное сечение анодов в ванне5	= 2300 • 200 (7 - 1) = 2,76 • 10» мм2(в крайних блоках анодов работает одна сторона, поэтому расчетное
число блоков приближенно берется на единицу меньше их количества).2)	Удельное сопротивление графита при 500° СРбоо“ Р20 [1 + а (1°—20)] = 90 [1+0,000346. 480] = 10,5 Ом • мм^/м.3)	Падение напряжения в нерабочей части анодовА У, — /* , /р ^	1,40) _ 0)235 в4)	При расчете падения напряжения в рабочей части анодов учи¬
тываем, что сила тока по длине рабочей части анодов уменьшается
от полного тока / до нуля. Поэтому для расчетов можно принять
проходную плотность тока в рабочей части анода равной половине
плотности тока в нерабочей части анодов:/ I' 9.10* _ 1,40 пплпп
2 2Р5 2 ’ 2,76-Юв ’ *5)	Суммарное падение напряжения в анодахА1/==А1/1 + Д1/2 = 0,235+0,240 = 0,475 В.420.	Рассчитать значение теоретического напряжения
разложения глиноземно-криолитового расплава (для .слу¬
чая платиновых анодов), если изменение энтальпии АН
при 950°С для реакции2А1 (ж) +1,502 -» А1203равно —392,64 ккал, а изменение энтропии Д<У9 =
= —83,6 кал/моль • К.Решение. 1) Термодинамический потенциал ГиббсаАО = А Н-Т Д5 э = -392,64 +	= —290,3 ккал.2)	Теоретическое напряжение разложенияЕ	А° 29°’3 2 10 Г.Разл гЕт ~ 6 • 23,06 ~ ’421.	Э. д. с. системы № (ж) | расплав N8011012(0)
равна 3,43 В (при 650° С); температурный коэффициентэ. д. с. составляет ^=—0,00078 В/°С.— 284 -Какова величина теплового эффекта реакции
N3 (ж) -|—^ ^2 ИаС1 (ж)при температуре процесса +600° С?Решение. Для расчета используем уравнение Гиббса —ГельмгольцаЕ ——+ Г — ■
гРт^ АТ’отсюдавт-^т (в-Т§1)	Э. д. с. системы при 600° СЕт=Е,Ь0 + ^ дГ = 3,43-0,78- 10“3 (600-650) = 3,47 В.2)	Тепловой эффект реакции<2Т = 1 • 23,06 [3,47 + (600 + 273) 0,00078] = 95,7 ккал/моль.422.	Рабочее напряжение на внешних шинах магние¬
вого электролизера равно 5,55 В, в том числе потери
напряжения во внешних шинопроводах и контактах
ванны 0,26 В. Изменение энтальпии при реакцииМ§С12 (ж) М§ (ж) + С12равно —142,56 ккал/моль. Какое количество джоулева
тепла выделяется в электролизере нагрузкой /=130 кА,
если выход по току ВТ составляет 80%? При расчете пре¬
небречь выделением на электродах всех продуктов, кроме
М§ и С12.Решение. 1) Перепад напряжения между катодом и анодом электро¬
лизераД V = 5,55 — 0,26 = 5,29 Ё.2)	Тепловое напряжение разложения расплаваД Я 142,56 лпЯт = -^ = 2Т2зде -3’09 в-3)	Количество джоулева тепла, выделяющееся за 1 ч в ванне
С2Т = 0,860 I (А 1/в — ЕГВ:) = 0,860 • 130 000 (5,29 — 3,09 • 0,80) == 315 000 ккал/ч.423» Средний выхбд по току Вт в алюминиевом
электролизере нагрузкой /=150 кА равен 88%; рабочее
напряжение на ванне 4,60 В, в том числе во внешних,— 285 —
«негреющих» шинопроводах и контактах — 0,40 В. Состав
газа, полученного при сгорании анодов: 55 об.% С02 и
45% СО.Теплоты реакций при 950° С:а)	А1203 + ЗС -» 2А1 + ЗСО— 312 ккалб)	2А1203 + ЗС-* 4А1 + ЗС03 — 492,5 ккалКакое количество джоулева тепла выделяется за 1 ч
в электролизере?	1Решение. 1) Тепловое напряжение разложения для электрохими¬
ческих процессов:
для реакции (а)р '	 _ От = . —о 0^ и.гРт 6 ■ 23,06	и>для реакции (б)2)	Доля полезного тока, идущая на реакцию (а),/ > Рсо	45гэ (а)		п опт ~Рсо,' 2 + Рсо 55-2 + 45 ^Доля полезного тока, затрачиваемая на реакцию (б),В<б) = 1-0,29 = 0,71.В расчете принято во внимание, что на образование 1 моля С02 за¬
трачивается в 2 раза больше электричества, чем на образование1	моля СО.3)	Внутреннее падение напряжения в ваннеД1/ = 4,60 — 0,40 = 4,20 В.4)	Часовое количество джоулева тепла, выделяемое в ванне<ЭТ=0,860/ [д I/ - вт (г;в<а)+я;в<б))] ==0,860- 150000- [4,20 — 0,88(2,255 ■ 0,29+ 1,78 • 0,71)] =324 000 ккал/ч..ЗАДАЧИ424.	Алюминиевый электролизер нагрузкой 130 кА
работает с выходом по току 89% при среднерасчетном на¬
пряжении на ванне V = 4,6 В (с учетом повышения напря¬
жения за счет периодических «анодных вспышек»). Машин¬
ное время работы электролизера 0,96.— 286 —Каковы годовая производительность по алюминию од¬
ного электролизера и удельный расход электроэнергии
на 1 т получаемого металла?425.	В алюминиевом электролизере нагрузкой 150 кА
установлено 32 блочных анода обожженного типа сечением
121x55 и высотой 50 см. Продукты сгорания анодов
содержат 60 об.% С02 и 40 об. % СО. Выход по току Вт =
= 85% (принять равным для катодного и анодного про¬
цессов). Механическое разрушение анодов при работе равно
15% от расхода анодов на собственно электрохимический
процесс (на .образование СО и С02). Анодные огарки со¬
ставляют 20% от первоначальной массы анодов. Кажущаяся
плотность анодов 1,6 г/см3.Рассчитать срок службы анодов и их удельный расход
на 1 т алюминия, получаемого в ванне.426.	Падение напряжения между катодной и анодной
шинами алюминиевого электролизера нагрузкой 130 кА
равно 4,60 В, в том числе во внешних шинах и контактах
0,36 В. Выход .по току для алюминия составляет 88%.
Анодный газ, выходящий из электролизера, содержит
примерно равные объемы СО и С02.Теплоты реакций, протекающих в электролизере (для
950° С):а)	А1203 + ЗС -» 2А1+ЗСО — 312 ккалб)	2А1203 + ЗС -» 4А1 + ЗС02 — 492,5 ккалКакое количество джоулева тепла выделяется в электро¬
лизере за 1 ч.427.	Какое количество джоулева тепла выделится
в алюминиевом электролизере нагрузкой 150 кА за период
«анодной вспышки» длительностью 6 мин при среднем на¬
пряжении на ванне в этот период 35 В? Сумма теплового
напряжения разложения электролита и внешних потерь
напряжения в ванне равна 2,0 В.428.	Выход по току при электролитическом рафини¬
ровании алюминия (с применением трехслойного метода)
96%, а напряжение на ванне V =6,0 В.Какова величина удельных затрат электроэнергии на1	т рафинированного алюминия?42®. За сутки работы магниевого электролизера на¬
грузкой 130 кА получено 1120 кг металла, содержащего
99,5% М§. Среднее рабочее напряжение на ванне 5,2 В.Рассчитать выход по току и удельный расход электро¬
энергии в пересчете на 100%-ный магний,- 287 —
43©о В цехе электролиза хлорида магния годовой
производительностью 30 тыс. т рафинированного магния
установлены электролизеры, работающие при нагрузке
130 кА со средним напряжением на ванне 5,5 В. Катодный
выход по току для магния при электролизе 79%. «Угар»
магния в процессе его рафинирования равен 1 %. Машинное
время работы электролизеров 0,95.Какое количество магниевых электролизеров необхо¬
димо установить в цехе? Какое напряжение будет на элек¬
тролизной серии, если все магниевые ванны цеха, в том
числе и резервные, будут соединены последовательно?
Принять потери напряжения в главном и соединительных
шинопроводах равными 3% от суммарного напряжения
всех работающих ванн цеха.431» Магниевый электролизер работает при катодной
плотности тока = 0,50 А/см2 и анодной плотности тока
Ра = 0,40 А/см2; межэлектродное расстояние в ванне
7 см; удельное сопротивление электролита при температуре
процесса р = 0,52 Ом-см, увеличение сопротивления элек¬
тролита за счет газонаполнения — 6% (проходную плот¬
ность тока в электролите рассчитать как среднюю геоме¬
трическую от Ок и 1)а).Каково падение напряжения в электролите ванны?432= Анодные газы, получаемые с магниевого электро¬
лизера, содержат 82 об.% С1а и 1,5 об. % СО. Анодный
(для С12) и катодный (для М§) выходы по току равны 85%.Каков удельный расход (на 1 т М§) графитированных
анодов на процесс их электрохимического окисления (без
учета механического разрушения электродов и наличия
анодного скрапа), протекающего по реакцииС + Оа_—2е~-*СО433.	При подаче неполностью обезвожженного би-
шофита состава М§С12 • 1,5 Н20 в прианодное пространство
магниевого электролизера удается подавить гидролиз соли,
обезвоживание которой в этом случае происходит в при¬
сутствии углеродистого вещества анода и выделяющегося
хлора. При такой технологии процесс выделения хлора,
однако, частично подменяется сгоранием анодов с сопут¬
ствующим выделением хлористого водорода (см. задачу
409). При подобной технологии на электролизере токовой
нагрузкой 60 кА за 8 часов работы получено 170 кг маг¬
ния (в пересчете на чистый металл), В выходящих ано¬— 288 —дных газах в среднем содержится 10,0 об.% С12 и 8,5
об. % С02.Считая, что снижение катодного выхода по току пол¬
ностью обусловлено взаимодействием катодных и анодных
продуктов, определить удельный расход графитовых ано¬
дов при сгорании на 1 т магния. Принять, что в общем раз¬
рушении анодов их электрохимическое окисление состав¬
ляет 45%; остальное связано с механическим выкрашива¬
нием анодного вещества.434.	С натриевого электролизера нагрузкой 8000 А,
залитого расплавом едкого натра, за сутки получено 85 кг
металлического натрия при среднем напряжении на ванне
5,0 В.Рассчитать выход по току и удельный расход электро¬
энергии для полученного металла.435» Напряжение разложения для расплава едкого
натра, используемого в качестве электролита при произ¬
водстве металлического натрия, 2,25 В.Чему равен теоретический расход электроэнергии при
получении металлического натрия в ваннах с таким элек¬
тролитом? С каким выходом по энергии работает натриевый
электролизер, имеющий рабочее напряжение I/ = 5,0 В
и выход по току Вт = 52%?436. Цех металлического натрия имеет 50 работаю¬
щих электролизеров, каждый нагрузкой 8000 А; выход
по току для получаемого натрия Вт =52%; потери элек¬
тролита — едкого натра — составляют на всех операциях
5% от его расхода на собственно электролиз.Какова суточная потребность цеха в едком натре?437° В цехе металлического натрия годовой произво¬
дительностью 7,0 тыс. т металла установлены электроли¬
зеры нагрузкой 18 кА. Ванны, залитые хлоридным распла¬
вом, работают при выходе по току Вт =75% и среднем
рабочем напряжении V =7,0 В. Машинное время работы
электролизеров 0,94.Сколько натриевых электролизеров необходимо устано¬
вить в цехе? Какое напряжение будет на последовательной
серии, в которую соединены все ванны цеха, в том числе и
резервные, если потери напряжения в главном и соедини¬
тельных шинопроводах составляют 2% от падения напряже¬
ния в ваннах?- 289 -
43И» Электролитом в натриевом электролизере нагруз¬
кой 30 кА служит расплав хлоридов натрия и кальция.
Выходы по току для получаемых натрия и хлора равны
75%; напряжение на ванне V =7,0 В; машинное время
работы электролизера / = 0,95.Рассчитать годовую производительность электролизера
по металлическому натрию и хлору и удельный расход
электроэнергии для получаемого натрия.43®. Натриевый электролизер с хлоридным электро¬
литом эксплуатируется при катодной плотности тока Ок =
= 0,8 А/см2 и анодной плотности тока Па = 1,0 А/см2.
Межэлектродное расстояние равно 40 мм; удельное сопро¬
тивление электролита р = 1,52 Ом^-см”4.Какова величина падения напряжения в электролите
ванны (проходную плотность тока в электролите рассчи¬
тать как среднюю геометрическую от катодной и анодной
плотностей тока)?440» Натриевый электролизер с хлоридно-натриевым
электролитом работает под нагрузкой 18 кА при среднем
напряжении V = 6,5 В и выходе по току 75%.Теплота реакции Ыа (ж) -|-у С12 -» №С1 (ж) равна95,6	ккал/моль (при расчете принять, что Ыа и С1а являются
единственными конечными продуктами процесса).Какое количество джоулева тепла выделяется за 1 ч
в ванне?441.	При электролизе содовохлоридного расплава с
жидким свинцовым катодом образуется тройной сплав сле¬
дующего состава: 90% РЬ; 9,25% Ка и 0,75% К.Какова суточная производительность по тройному ка¬
тодному сплаву (в расчете на непрерывную работу) электро¬
лизера нагрузкой 18 кА, если выход по току 90%? Каков
удельный расход электроэнергии на 1 т тройного сплава
при среднем напряжении на ванну 5,5 В?442.	В ванне нагрузкой 3000 А с электролитом —
расплавленным ЫС1 (с добавками) — за сутки получено16,8	кг металлического лития при среднем напряжении
на ванне 7,1 В. Рассчитать выход по току и удельный расход
электроэнергии для полученного лития. Каков удельный
расход ЫС1 на 1 кг металла, если потери соли составляют
5% от ее расхода на собственно электролиз?- 290 -443» При электролизе расплавленной смеси из равных
количеств 1ЛС1 и СаС12 на катоде выделяется сплав, содер¬
жащий 75% металлического кальция и 25% лития.Рассчитать: а) суточную производительность по катод¬
ному сплаву ванны нагрузкой 3000 А, если выход по току
для сплава 90%; б) выход по току для каждого компонента
полученного сплава; в) удельный расход электроэнергии
на 1 т литийкальциевого сплава (среднее напряжение на
ванне 9,1 В); г) количество солевого расплава, которое
нужно вводить ежесуточно в ванну для восполнения расхода
электролита на процесс (потери электролита принять
равными 5% от его расхода на собственно электролиз);д)	соотношение ЫС1 и СаС12 во вводимом солевом
расплаве (рассчитывать по расходу только на собственно
электролиз).444.	Для получения свинцовокальциевой лигатуры
может быть использован электролиз расплава хлоридов
кальция и натрия с жидким свинцовым катодом.Какова суточная производительность электролизера на¬
грузкой 2000 А: а) по кальцию и б) по полученной лига¬
туре, содержащей 3,4% кальция, если выход по току для
кальция 75%?445.	В электролизер периодического действия нагруз¬
кой 2000 А, залитый расплавом ВаС12 и КС1, загружено
608 кг расплавленного свинца, являющегося жидким като¬
дом. После 48 ч электролиза на катоде получен сплав
свинца с 26% бария.Рассчитать: а) выход по току для бария; б) количе¬
ство ВаС12, которое необходимо ежесуточно вводить в ванну
для восполнения его расхода (принять потери ВаС12
равными 5% от его расхода на электрохимическое разложе¬
ние).44©. В серии из пяти последовательно соединенных
электролизеров нагрузкой 500 А, залитых расплавом смеси
равных весовых количеств ВеС12 и ЫаС1, за сутки полу¬
чено 6,5 кг металлического бериллия. Среднее напряжение
на серии 44 В.Рассчитать: а) выход по току для бериллия; б) удель¬
ный расход электроэнергии; в) количество ВеС12, которое
необходимо ежесуточно вводить в каждую ванну серии для
восполнения его расхода (потери ВеС12 принять равными
5% от его расхода на собственно электролиз).— 291 —
44?» Одним из способов получения металлического
титана является электролиз с твердым катодом расплава
смесей ЫаС1 — КС1 — М^С12 или ЫаС1 — СаС12 — ВаС12)
в ходе которого в расплав вводится в оптимальных количе¬
ствах парообразный четыреххлористый титан ТхС14.Какое количество титана может быть получено за сутки
с электролизера нагрузкой 10 кА, работающего с выходом
по току 75%? С какой скоростью необходимо подавать
Т1С14 в работающую ванну, если коэффициент его исполь¬
зования составляет 90%?ИСПОЛЬЗОВАННАЯ ЛИТЕРАТУРА1.	М. Г. Михаленко, В. Н. Флёров. Электрохимия, 8,
№ 1, 81 (1972).2.	М. Г. М и х а л е н к о, В. И. П е р м и н о в, В. Н. Флёров.
Ж- прикл, химии, 45' № 9, 1953 (1972).3.	М. С. Цыганков. В сб. «Технология производства акку¬
муляторов», ЦИНТИЭП, М., 1960, стр. 83.4.	В. А. Сидоров, В. Н. Флёров. Изв. вузов, Химия
и хим. технология, 14, № 9, 1393 (1971),5.	Н. А. Измайлов. Электрохимия растворов. Изд-во Харь¬
ковского ун-та, 1959.6.	Э. А. М е н д ж е р и ц к и й, В. С. Б а г о ц к и й. В сб.
«Научно-исследовательские работы ВНИИТ», № 1, 1960. М., стр. 94.7.	Л. И. Павлова, В. Н. Флёров. Изв. вузов СССР.
Химия и хим. технология, 12, 182 (1969).8.	К. С. К 1 г к, А. В. Р г у, Тгапз. Е1ес{госЬет. Зое., 97, 277
(1948).9.	О. М. 3 т у 111, .1. Е1ес1госЬеш. Зое., 106, 635 (1959).10.	3, Н 1 1 1 з, Л. Е1ес1гос1тет. Зое., 108, 810 (1961).11.	В. Н. Флёров. Ж- физ. химии, 37, № 8, 1733 (1963).12.	В. Н._ Ф л ё р о в, Ш. С. Щ е г о л ь, Л. В. А р м е н с к а я,
Л. Г. Галкин. Ж- прикл. хим., 33, 2746 (1960).13.	В. И. Перельман. Краткий справочник химика. Гос-
химиздат. М., 1963.14.	Прикладная электрохимия. Под ред. Н. П. Федотьева.
Госхимиздат. Л., 1967.15.	М. И. П а с м а н и к, Б. А. С а с с-Т и с о в с к и й, Л. М. Яки¬
менко. Справочник (производство хлора й каустической соды). «Хи¬
мия». М., 1966.16.	Г. И. Волков. Производство хлора и каустической соды
методом электролиза с ртутным катодом. «Химия». М., 1968.17.	В. В. Стендер. Прикладная электрохимия. Изд-во Харь¬
ковского ун-та, 1961.18.	Л. С. Генин. Электролиз растворов поваренной соли.
«Химия». М., 1969.19.	Ж- Бил литер. Промышленный электролиз водных рас¬
творов. Госхимиздат. М., 1959.20.	В. В. Бакаев, В. Н. Флёров. Ж- прикл. химии,
44, № 6, 1286 (1971).21.	В. Н Ф л ё р о в, В. В. Бакаев. Электрохимия, 8, № 9,
1313 (1972).22.	Э. В. Митрофанов, В. Н. Флёров, Ж. прикл.
химии, 45, № 7, 1497 (1972).23.	В. И. Лайнер, Н. Т. Кудрявцев. Основы гальва¬
ностегии. Ч. II., Металлургиздат. М., 1957.— 293 —
24.	Э. В. Митрофанов, В. Н. Флёров Изв вузов.
Химия и хим. технология, 14, № 12, 1867 (1971),25.	А. Т. В а г р а м я н, 3. А. Соловьева. Методы исследова¬
ния процессов электроосаждения металлов. Изд-во АН СССР. М., 195-5.26.	Справочник химика, т, III. «Химия». М.—Л., 1964.27.	Г. Т. Бахвалов, Л. Н. Б и р к г а н, В. 11. Лабу тин.
Справочник гальваностега. Металлургиздат. М., 1954.28.	Ю. В. Б а й м а к о в, А. И. Ж у р и н. Электролиз в гидро¬
металлургии. Металлургиздат. М., 1963.29.	Т. Н. Балагуров а, В. И. Кучеренко, В. Н. Флё¬
ров, Ж- прикл. химии, 46, № 2, 324 (1973).РЕКОМЕНДУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА
ОбщаяН. П. Федотьев, А. Ф. Алабышев, А. Л. Р о т и-
н я н и др. Прикладная электрохимия. Госхимиздат. Л., 1974,В. В. Стендер. Прикладная электрохимия. Изд-во Харь¬
ковского ун-та, 1961.Прикладная электрохимия. Под ред. Н. Т. Кудрявцева. «Химия».
М., 1975.Л. И. Антропов. Теоретическая электрохимия. «Высшая
школа». М., 1975.A.	И. Л е в и н. Теоретические основы электрохимии. Метал¬
лургиздат. М., 1972.B.	В. Скорчеллети. Теоретическая электрохимия. «Химия».
Л., 1970.Н. А. И з г а р ы ш е в, С. В. Горбачев. Курс теоретической
электрохимии. Госхимиздат. М.—Л., 1951.C.	Глесстон. Введение в электрохимию. ИЛ, 1951.A.	Н. Ф р у м к и н, В. С. Б а г о ц к и й, 3. А. И о ф а,
Б. Н. Кабанов. Кинетика электродных процессов. Изд-во МГУ,
1952.К. Феттер. Электрохимическая кинетика. «Химия», М., 1967.Л. М. Б а т у н е р, М. Е. П о з и н. Математические методы
в химической технике. Госхимиздат. Л., 1960.С. Д. Бесков. Технохимические расчеты. «Высшая школа».
М., 1962.Справочник химика. Под ред. Б. П. Никольского, т. I—V. Гос¬
химиздат. М.—Л., 1963—1966.B.	И. Перельман. Краткий справочник химика. Госхим¬
издат. М., 1963.К гл. //М. А. Д а с о я н. Химические источники тока. «Энергия». М.—
Л., 1969.В. С. Б а г о ц к и й, В. Н. Флёров. Новейшие достижения
в области химических источников тока. Госэнергоиздат. М.—Л., 1963.И. Г. Куликов. Аккумуляторы. Воениздат. М., 1958.Д ж. В а й н е л. Аккумуляторные батареи. Госэнергоиздат.
М., 1960.В.	А. Орлов. Малогабаритные источники тока. Воениздат.
М., 1965.
М. Ф. Скалозубов. Активные массы электрических акку¬
муляторов. Изд-во Новочеркасского политехнического ин-та, 1962.В. В. Романов, Ю. М. X а ш е в. Химические источники
тока. «Сов. радио». М., 1968.В. В. Романов. Серебряно-цинковые аккумуляторы. Воен-
издат. М., 1969.В. Фильштих. Топливные элементы. «Мир», 1968.B.	Н. Д а м ь е, Н. Ф. Р ы с у х и н. Производство гальва¬
нических элементов и батарей. «Высшая школа». М., 1970.М. А. Д а с о я н, В. В. Н о в о д е р ж к и н, Ф. Ф. То-
машевский. Производство электрических аккумуляторов. «Выс¬
шая школа». М., 1970.К гл. IIIЛ. С. Генин. Электролиз растворов поваренной соли. «Химия».
М., 1969.'Л. М. Я к и м е н к о. Электролизеры с твердым катодом. «Химия».
М., 1966.Г. И. Волков. Производство хлора и каустической соды мето¬
дом электролиза с ртутным катодом. «Химия». М., 1968.М. И. Пасманик, Б. А. С а с с- Т и с о в с к и й,
Л. М. Якименко. Справочник (производство хлора и каусти¬
ческой соды). «Химия». М, 1966.C.	Я. Файнштейн. Производство хлора методом диафраг¬
менного электролиза. «Химия», 1964.Ж. Биллитер. Промышленный электролиз воднцх раство¬
ров. Госхимиздат, 1959.У. Шамб, И. Сеттер фи л ьд, Р. В е н т в о р с. Пере¬
кись водорода. ИЛ, 1963.Л. М. Якименко, И. Д. М о д ы л е в с к а я, 3. А. Т к а-ч	е к. Электролиз воды. «Химия». М., 1970.Е. Шумахер. Перхлораты. Госхимиздат. 1963.A.	П. Т о м и л о в и д р. Электрохимия органических соединений.
«Химия» Л., 1968.Э.	Джафаров, А. Томило в, М. Фиошин. Элект¬
росинтез органических и неорганических веществ. Азернешр, 1965.К гл. IVB.	И. Лайнер, Н. Т. Кудрявце в,- Основы гальвано¬
стегии. Металлургиздат, ч. I, 1953, ч. II, 1957.Д. Б а р т л, О. Мудрох. Технология химической и электро¬
химической обработки поверхностей металлов. Машгиз, 1961.Я. В. Вайнер, М. А. Д а с о я н. Оборудование, автомати¬
зация' и механизация цехов электрохимических покрытий, Маш¬
гиз, 1961.В. И. Л а й н е р. Современная гальванотехника. «Металлургия».
М., 1967.Я. В. Вайнер, М. А. Да с ояи. Технология электрохими¬
ческих покрытий. «Машиностроение». Л., 1972.«Блестящие электролитические покрытия». Под ред. Ю. Матулиса.
«Минтис». Вильнюс, 1969.Н. В. Коровин. Новые покрытия и электролиты в гальвано¬
технике. Металлургиздат. М., 1962.- 296 —П. М. Вячеславов. Новые электрохимические покрытия.
Лениздат. 1972.П. М. В я ч е с л а в о в и др. Гальванотехника благородных
и редких металлов. «Машиностроение». Л., 1970.В.	Т е г а р т. Электролитическое и химическое полирование
металлов. ИЛ, 1957.П. В. Щиголев. Электролитическое и химическое полирова¬
ние металлов. Академиздат. М., 1959.В.	И. Лайнер. Гальванические покрытия легких сплавов.
Металлургиздат, 1959.Р. Вейнер. Гальваническое хромирование (блестящее и твер¬
дое). «Машиностроение». М., 1964.П. К. Л а в о р к о. Оксидные покрытия металлов. Машгиз.
М., 1963.Н. Д. Т о м а ш о в, М. Н. Т ю к и н а, Ф. П. Залива-
л о в. Толстослойное анодирование алюминия и его сплавов. «Машино¬
строение». М., 1968.Р. С. Сайфуллин. Комбинированные электрохимические
покрытия и материалы. «Химия». М., 1972.Н. Т. Кудрявцев, К М. Т ю т и н а. Электролитическое
осаждение сплавов. Машгиз, 1961.Н. П. Ф е д о т ь е в и др. Электролитические сплавы. Машгиз.
М.—Л., 1962.П. М. Вячеславов. Электролитическое осаждение сплавов.
«Машиностроение». Л., 1971.В.	Л а т а т у е в, Г. Г а н а й, А. Денисов. Металличес¬
кие покрытия химическим способом. Барнаул, 1968.Л. 44. Н и к а н д р о в а. Химические способы получения метал¬
лических покрытий. «Машиностроение.» Л., 1971.Н. Н. Бибиков. Осаждение металлов на токе переменной
полярности. Машгиз, 1961.А. М. О з е р о в и др. Нестационарный электролиз. Волгоград,
1972.А.	Т. Ваграмян, 3. А. Соловьева. Методы исследо¬
вания электроосаждения металлов. Изд-во АН СССР. М., 1960.Л. Я. П о п и л о в. Гальванопластика. Машгиз. М., 1961.Б. Я. Казначей. Гальванопластика в промышленности.
Росгизместпром. М., 1955.Г. Т. Бахвалов, Л. Н. Биркган, В. П. Лабутин.
Справочник гальваностега. Металлургиздат, 1954.Я. В. Вайнер и др. Справочник по защитно-дёкоративным
покрытиям. Машгиз, 1951.•Справочник по гальванотехнике. Под ред. В. И. Лайнера. «Ме¬
таллургия». М., 1967.Справочное руководство по гальванотехнике. Под ред. В. И. Лай¬
нера. «Металлургия». М., ч. I, 1972; ч. II, 1972; ч. III, 1972.А.	М. Я м п о л ь с к и й, В. А. Ил ь и н. Краткий справоч¬
ник гальванотехника. «Машиностроение». Л., 1972.К гл. VЮ. В. Б а й м а к о в, А. И. Ж у р и н. Электролиз в гидроме¬
таллургии. Металлургиздат, 1963.Электрометаллургия водных растворов. Под ред. Т. Егера. «Метал¬
лургия». М., 1966.
А. И. Левин, М. И. Н о м б е р г. Электролитическое рафи¬
нирование меди. Металлургиздат. М., 1963.Г. Е. Каплан, Г. Ф. С и л и н а, Ю. И. О с т р о у ш к о.
Электролиз в металлургии редких металлов. Металлургиздат. М., 1963.И. И. Д з л и е в. Металлургия кадмия. Металлургиздат,
М., 1962.Ф. М. Лоскутов, А. А. Ц е й д л е р. Расчеты по метал¬
лургии тяжелых цветных металлов. Металлургиздат, 1963.Л. Я. Попило в. Электрофизическая и электрохимическая
обработка материалов. «Машиностроение». М., 1969.Л. Я. Попило в. Основы электротехнологии и новые ее разно¬
видности. «Машиностроение». Л., 1971.А. Л. Вишницкий, И. 3. Ясногородский,
И. П. Григорчук. Электрохимическая и электромеханическая
обработка металлов. «Машиностроение». Л., 1971.Справочник по печатным схемам. Под ред. Б. Н. Файзулаева,В.	Н. Квасницкого. «Сов. радио». М., 1972.К гл. VIA.	И. Беляев. Металлургия легких металлов. «Металлургия».
М., 1970.Справочник металлурга по цветным металлам. Производство алю¬
миния, под ред. Ю. В. Баймакова, Я. Е. Канторовича. «Металлургия».
М., 1971.Ю. В. Б а й м а к о в., М. М. В е тю к о в. Электролиз расплав¬
ленных солей. «Металлургия». М., 1966.X. Л. Стрелец. Электролитическое получение магния. «Ме¬
таллургия». М., 1972.Г. С. С м а г л и н. Электролитическое производство магния.«Металлургия». М., 1965.Л. Н. Антипин, С. Ф. В а ж е н и н. Электрохимия рас¬
плавленных солей. «Металлургия». М., 1964.Н. А. Доронин. Металлургия кальция. Атомиздат, 1959.B.	В. Криворученко, М. А. Коробов. Тепловые/
и энергетические балансы алюминиевых и магниевых электролизеров.
Металлургиздат, 1963.ОТВЕТЫ НА ЗАДАЧИГлава II
Химические источники тока35. 12,0 г. 36. 2,2 А-ч. 37. N10!,„71; №01в<5. 38. 25,2%.
39. 19,0 г. 40. 3,49 А-ч. 41. 62,6 А-ч. 42.“ 10,7 А-ч. 43. 4,37 А-ч.
44. ДС(] = 82,9%; АРе= 17,1 %; <2 = 2,20 А-ч. 45. <2 = 4,14 А-ч;
Арег+ = 12,1 %; Арез+ = 87,9%. 46. §п = 97,7 кг; /п = 6,79 г/(А • ч).47. 1073 г. 48. 26,8 г. 49. 1,28 А-ч. 50. /Сисп = 127,1 %; Кисп =
= 63,5%. 51. 67,7%. 52. = 1,98 кг; 82п0 = 5,93 кг; §связ = 1,57 кг.
53. /Сисп = 66,5%; тСм = Мг/(А-ч). 54. 69,1%. 55. § = 500 г; у =
= 2,66 л. 56.75%. 57.151,4 мл. 58. 166,5 г. 59. /С„сп = 84,5%;
аАВС1 =24,9%; ДКДОв = 75,1%. 60. 77,2%. 61. А. 155 г; Б. 88,7 г.62. 32,9 л/сутки. 63. §+ = 84,2 кг; §„ = 90 кг; К™=57,2%; /С^ =
= 16,7%. 64. 1/нач = 0,754 В; 1/КОн = °,439 В. 65. 66,4 А-ч.
66' Уобщ=12’545 л; уО2 = 1-045 л; °Н2=11>5 л. 67. А =72,5%;
Дакт = 27,5%. 68. 0? = 0,905 А-ч; Дразл = 54,0%; Дакт = 46,0%;
ШС^.взз; разряженных электродов циклировавших №01>228; хранив¬
шихся №01089, 69. Дд = 1,52-10~7 см2/сек, 70. §гп0 = Г25,5 мг/ч;
Дразл = 52,9%. 71. Оо=14,6%. 72. Для батареи: <3^ — 6,1 А • ч/л;
<2г = 3,64 А-ч/кг; 1У„ = 36,6 Вт-ч/л; 1^ = 21,84 Вт-ч/кг; в расчете
на одиночный аккумулятор: <2„ = 18,3 А • ч/л; = 10,92 А-ч/кг.
73. <2Я = 33,1 А • ч/л; <2^=16,35 А-ч/кг; №'^ = 39,1 Вт-ч/л-; ^/„ =
= 19,3 Вт-ч/кг. 74. <2^ = 64,5 А • ч/л; <2„ = 35,6 А-ч/кг; =
= 71,0 Вт • ч/л; „ = 39,2 Вт • ч/кг. 75. Для батарей: <2^ = 0,932 А • ч/л;
<2^ = 0,612 А-ч/кг; Ц7„ = 72,8 Вт-ч/л; 1^ = 47,7 Вт-ч/кг; в расчете
на одиночный элемент: <2^ = 65,2 А-ч/л; <2^ = 42,8 А-ч/кг. 76. В на¬
чале разряда: NV=553 Вт/л; N„ = 257 Вт/кг; в середине разряда:
N.„ = 468 Вт/л; о- = 217 Вт/кг; в конце: Л^ = 162 Вт/л; N„=75,2 Вт/кг.
77. 13,2 ч. 78. чх = 69,7%; ^=52,3%. 79. ут = 69,2о/о| уэ =50,0%;
80. = 99,5%; уэ = 83,6%. 81. уэ = 78,8%. 82. —1,32 В. 83. Е (а) =
= 1,379 В; Е,б, = 1,153 В. 84. Е1а) = 1,188 В; Е,$, = 1,094 В; Е1Я) =
= 1,039 В; Е,г) = 1,002 В; Е1Д,=0,901 В; равновесный потенциал
реального электрода определяет реакция (д). 85. 9,1 мВ. 86. При
18°С: ДК8 = 74,3 мВ, ЛУ4 = 37,2 мВ; при —5°С: ДК8=154мВ;
ДК4 = 77 мВ. 87. /?(а, = 0,010 Ом; Я(б) =0,018 Ом. 88. 1/„а;; = 8,29 В;
У'КОн=2,33 В. 89. ^Изменение термодинамических функций, рассчи-.	„ <1Е	...тайное: а) по экспериментальным величинам Е и для реакции (1)Д<31 = —73,3 ккал/моль; АН1 = — 75,6 ккал/моль; А5Х =
= —7,79 кал/град • моль; для реакции (2): Д02 = —84,4 ккал/моль;
ДИг=—83,6 ккал/моль; Д5г = 2,63 кал/град • моль; б) по Табличным- 299 —
данным: для реакции (1): АС[= —73,46 ккал/моль; АН[~= — 75,87 ккал/моль; Д5{ =—8,09 кал/град • моль; для реакции (2):
ДО$ =—83,84 ккал/моль; Л#» — —87,32 ккал/моль; Д5^ =
= —11,7 кал/град • моль. Значительное несовпадение величин ЛЯ и
Д.5Э, рассчитанных для реакции (2) из электрохимических характе¬
ристик аккумулятора и из табличных данных, свидетельствует о бо¬
лее сложном протекании процесса на этой электрохимической ста¬
дии, чем это выражается реакцией (2). 90. Изменение термодинами¬
ческих функций, рассчитанное: а) по экспериментальным величинам Е
йЕи ^: ДС4 = —94,1 ккал/моль; ДЯХ = —75,4 ккал/моль; Д5Х == 62,7 кал/град • моль; б) по табличным данным: Д02 =
= —93,54 ккал/моль;	Д Яа =—75,7 ккал/моль;	Д52 == 61,84 кал/град ■ моль. 91. 5(а, = 1,17 В; Е^, — 1,115 В; Е1В) =
= 0,891 В; Е,г, = 1,415 В; Я(д) = 1,42 В.. Э. д. с.-определяющими
реакциями могут быть реакции (г) и (д). 92. 32,4°С. 93. <2^* =
= 7,17 кал; <2(2?> = 40,2 кал. 94. <3(/' = 54,2 кал; <2^ = 111,5 кал.
95. <3^ = 49,1 ккал; <5^^ = 81,4 ккал, 96. <5^=5,03 ккал; <2^ =
= 1,59 ккал; <2(гв) = 0,945 ккал.Глава IIIЭлектролиз водных растворов
без выделения металлов134.68,5	г/л. 135. ^ = 8,27 м3/ч; ^ = 0,745 кг/ч; уС]2 =
= 7,95 м3/ч; зси =25,2 кг/ч; йыаон =28'3 кг/4; . %ел = 202 ^ч'
136. а) 166 г/л; б) 55,2%; в) 0,85. 137. 107 л/ч. 138. №КаОН =
= 2400 кВт-ч/т; ГС1> = 2700 кВт-ч/т. 139. 258 г/л. 140. а) 96,2%;б)	98,65%; в) 462 кг/т КаОН. 141. а) 327 л/ч; б).275 л/ч; в) 182 г/л;г)	51,0%. 142. Вт = 98,6%; ГЫаОН=2200 кВт-ч/т; ГС1а = -
= 2470 кВт • ч/т. 143. ~ 203 суток. .144. 0,58 В. 145. 0,359 В.146.	(}т = 47 500 ккал/ч; <2(га) = 44 700 ккал/ч; <2'®) = 48 400 ккал/ч.147.	—34,1° С. 148. В электролизерах с графитовыми анодами выде¬
лится тепла больше на 905 ккал/ч. 149. 8ыаОН=43>8 кг/ч; ён2.—
= 1,105 кг/ч; ^=38,2 кг/ч; Ущел = 66,5 л/ч; §щел = 98 кг/ч;0	= 73,9-кг/ч; х) асс01а = 26,7 л/мин. 150. 147 кг/мин; 10,9 л/мин.151. В^а®н =98,1%; В^2=96,1%; й7Маон = 3160 кВт-ч/т; \Уси =
= 3630 кВт-ч/т. 152.2,08 кг/кА, 153. а) 96,35%; б) 1,20%;
154. а) 4,18 м3/ч; б) 4,10 м3/ч; в) 16,1%. 155. 22,5%. 156. 121 ч.
157. 2,75 г/(кА-ч); 1,54 мм/неделю. 158. 0,452 м. 159. 0,487 В.
160. №На0Н =2160 кВт-ч/т; №с,2 =2430 кВт • ч/т. 161. 39 500 ккал/ч.162.	а) —7,3° С; б)—3,8°С; в/ +1,3° С; г)+13,1эС; д) —4,0°С.163.	а) 2200 ккал/ч; б) 2500 ккал/ч. 164. 25 300 ккал/ч 165. 0,238%.
166. 401 л/ч-м2. 167. Вт = 91,8%; №г=1890 кВт-ч/т. 168. =
= 765 л/ч; уя = 15,3 л/ч. 169. 33400 ккал/ч. 170. Вт=99,2%;
№'н =5,43 кВт-ч/м3 Н2; §0г = 13,65 т или 9550 м3. 171. 525 кг/ч,
172.2 1,01 • 106 ККал/ч. 173. 400 ванн. 174. 84% 175. [Н2504] = 260 г/л;- 300 -[(Ш4)а504] =213,5 г/л. 176. г>э = 782 л/ч; [Н2304]= 192,5 г/л;
[(Ш4)2504]=55,5 г/л. 177. 135,5 м3/ч. 178." 12 500 кВт • ч/т179.	а) 1085 л/ч; б) [Н2804] = 31,3 г/л; [(Ш4)2 304] =227,9 г/л.180.	уэ =52,1 л/ч; ^ = 6,72 кВт • ч/кг; т = 5,35 кг №С1. 181. а) 273 ч;б)	[№С103] = 408 г/л; §маСю3=251 кг; в) И^ = 5,73 кВт-ч/кг;
тЫаС1 = °>757 кг. 182. а) 84,8%; б) 7,3 кВт • ч/кг; г) 186 г/л.
183. а) 324 л/ч; б) 371 л/ч; в) 7,11 кВт-ч/кг; г) 176 г/л. 184. Вт =
= 82,2%; «7^ = 3470 кВт-ч/т. 185. а) 148 ч; б) 820 г/л; в) 3000 кВт - ч/т.
186. а) 8030 кг в месяц; б) 41,5 кг; в) 3604 кВт-ч/т, 187. а) 27,1 ч;б)	45,2 г/л; в) 271 кВт-ч/т. 188. а) 48,4 ч; б) 949 кВт • ч/т;в)	195,5 г/л. 189. а) 53,6%; б) 163 кг; в) 980 кВт-ч/т; г) 196,7 г/л;д)	91,1%. 190. 70,2%. 191. ё'сиаО^1 ^>1 кг в сутки; Ц7 =
= 1515 кВт. ч/т; т = 84,5 ч. 192. Унач=Ю,75 л/ч; дСг0з— 1,27 кг/ч;
^ = 3,31 кВт-ч/кг; [Сг2 (504)3] =26,3 г/л; [СЮ3] = 127 г/л; [Н2504] =
= 455,5 г/л. 193. Вх = 87,7%-; = 1930 кВт ■ ч/т. 194. 457 кВт • ч/т.195.	§ = 28,3 кг в сутки; №^.= 1760 кВт-ч/т; цСОг = 33,5 л/ч.196.	Вт = 62,1 %; №„=15200 кВт-ч/т. 197. Вт = 522,8%; =
= 17 500 кВт• ч/т. 198. 16 ванн.Глава IVГальванотехника250. 32,2 мин. 251. ёг = 3,08 г; 6 = 16 мкм. 252. Вт = 92%; / =
= 2,11 А. 253. а) 37,9 мин; б) 25 мин. 254. а) 18,8 мин; б) 0,94 кВт • ч/м3;в)	40%. 255. §Сг=1097 г/м2; 6 = 157 мкм. 256. а) 30,5 мин; б) 8,25 мин.
257. а) 90,5%; б) 167 мл; в) 108 мкм. 258. §Си = 20,0г; т = 235 мин;
тАа — 315 г/м2. 259. т = 22,5 мин; т = 0,579 г/дм2. 260. Вт = 30,6%;6	= 7,06 мкм. 261. ё5пС12.2Н2о = 82>4 г/сутки; т^пС1г.2Н20 =
= 205 г/1000 м2; т^пС,2.2На0 = 46,3 г/т. 262. В^п = 85,6%; =
= 6,85 А/дм2; й°2 = 1,15 А/дм2; §2п = 835 г/(м2 • ч); 8^ = 117 мкм/ч.
263. тк=1,00251; 6= 16,0 мкм. 264. В™ = 9,8%; т^аСМ=89,7 мг/(А • ч);
«^аС^6-1 г/м3- 265- В^п=68,1%; В°2 = 22,6%; В™=9,3%;
тЫаСН=85'1 МГ/(А-Ч); тыаСЫ=6,9 г/“2- 266’ 52п : 5Ш = 7 : 3;
В™ = 9,03%; /ПнаСЫ = 82,7 мг/(А ■ ч); т"аСЫ =0,692 г/м2. 267. =
= 4,27 А/дм2; В™ = 8,5%; тшсц= 77,7 мг/(А • ч). 268. 52п:5ж =
= 5,5; В.^ = 6,72%; /лЫаСЫ =61,5 мг/(А • ч); тЫа2СОз = 8,98 г/м2.
269. т<ыа>см = 9,7г/м2;	=9,24 г/м2; в2" = 62,4%. 270. т<ма>сн =
= 2,91 г/м2; ш^сн=2,65 г/м2; уменьшение расхода №СК на анод¬
ное окисление меньше в варианте «б» на Дт = 0,26 г/м2. 271. м^аСЫ ~
= 2,92 г/м2; т^сы = 2,87 г/м2; В2П = 66,9%. 272. 53 000 м2/год.
273. п = 4; Кз = 0,77. 274. а) 4,58 м; б) 2,3 мин; в) 298 м2/сутки;г)	2220 А. 275. а) 4,8 м; б) 2,9 мин; в) 1510 А; г) 157 м2/сутки.276.	а) 4 мин 20 сек; б) 835 т/год; 5Г = 100 200 м2/год.277.	а) 62 600 колоколов; б) 84,0%. 278. 6,76 А/дм2. 279. а) 7,0 А/дм2;— 301 —
б)	1092 анода в год; в) 330 кг/год. 280. а) 2,90 м/мин; б) 1,745х
X Ю7 м/год; в) 970 А. 281. 26,4 м. 282. 61,1 г/м2; 566 г/ч. 283. а) 2520 м2;
26 замен в год; б) 47,0 г/л; в) 953 кг/год. 284. а) 25,2; б) 32,0;в)	22,6; г) 34,3; д) 14,5. 285. а) 16,8; б) 28,3. 286. а) 40 г/л; б) 54 г/л.287.	т=102,1 г/м2; рразл = 97,0%. 288. от = 12,14 г/м2; рразл = 74,2%.289.	77,1 г/м2. 290. а) 1280 м2; б) 2560 м2. 291. 115,5 ч. 292. 42,1 мин.
293. 2,48 ч. 294. 15 мин. 295. 74,7%. 296. 93,8%. 297. Д/Зп = 30,4%;
Д/рь = 69,6%. 298. /2|1як 90 А; /8п«в510 А. 299. 52,3%;
300. 1215 загрузок. 301. 790%. 302. а) 60,7%; б) 32,3%; в) 7,0%.
303. 4,05 мкм. 304. 18,45 мкм. 305. а) 667 Вт-ч/м2; б) 6,27 л/мин.
306. 89,8%. 307. 0,445 об/ч. 308. 172 ч. 309. п = 4; /<°ф = 64,6%;
^сн = 74%; оНя = 1,98 л/л раствора. 310. /Ссн = 36,5%; /Сгф =
= 86,3%; уНо = 32,8 л; [№Н2Р03] =8,03 г/л. 311. п=13 циклов;
/<^ = 21,1%;'/((Д = 48,25%; 4^ = 77%; 4% = 92,2% 312. т{% =
= 0,625 кг/м2; от^ = 0,491 кг/м2; = 1,25 кг/м2; т^ = 0,55 кг/м2.
313. 11,5 мкм. 314. [Си304 • 5Н20] = 18,45 г/л; [СНаО] =6,62 г/л;
[№ОН] =39,54 г/л; [НС02№]=5,7 г/л. 315. а) И; б) 10; в) 26.316.	6,0 мин. 317. 13,7%. 318. —14,8%. 319. —1,24 В.
320.0,2046 Ом-1-см-1. 321. а) 0,875 В; б) 1,315 В. 322.8,12 В.323.	V = 5,62 В; Ак.п = 8,55%; Да.п = 62,55%; Дэл = 28,9%. 324. V =
= 3,71 В; Дкп = 7,8%; Да„ = 65,2%; Дэл = 27,Оо/0. 325.5,17 В.
326. 11,6 В.- 327. 8,82 В: 328. 11,12 В. 329. 2220 ккал/ч.
330. 6430 ккал/ч. 331. 2320 ккал/ч. 332. 9660 ккал/ч. 333. 550 мм2.Глава V
Гидроэлектрометаллургия357.	Вт = 94,6%; №„=260 кВт • ч/т. 358. 91,8 кг. 359. § = 313 кг;6	= 37,4 мм. 360. Д [Си304 • 5Н20] =+0,665 г/л; Д [Н2304] = —0,261 г/л.
361. [Си504]=62,5г/л;[Н2504] = 174,8г/л; ^=2,03 нм3/ч. 362.
^«25,8 суток; §=188,5 кг. 363. [Си21-] =24,6 г/л; [Н2504]=37,1 г/л;
№'„ = 2430 кВт-ч/т. 364. а) 32 ванны; б) 1860 кВт-ч/т; в) 27,5 ч;г)	[Си2+] = 13,5 г/л; [Н2304] = 127,7 г/л. 365. 190 кВт-ч/т. 366. § =
= 82,5 кг; 6=15,2 мм; №„=113 кВт-ч/т. 367. а) 5,1 кг; б) 4,27 ч;в)	955 кВт-ч/т. 368. а) 7,62 л/ч; б) 10,45 л/ч. 369. 49,2 г/л.
370. — 19 ч. 371. 39,5 кг. 372. § = 236 кг. 6 = 41,6 мм. 373. 1,52 В.374.	~61,1°С. 375. 2650 кВт-ч/т. 376. а) 8,55 кг/ч; б) 6,5 кг/ч;в)	2,26 кг/ч; х яв 550 ч; №„ = 3410 кВт-ч/т. 377. 0,44%.378.	645 ванн; 5 серий; №„ = 3470 кВТ’Ч/т. 379. 6=4=8,6 кг; § =
= 1,84 мм. 380. 0,76 об/ч. 381. а) 5,2%; б) 607 кг; в) 1,94 м3/ч.
382. 0,275 В. 383. 8590 ккал/ч. 384. <5Т =8840 ккал/ч; т'Нг0 =
= 0,803 м3/ч; т^2о = 60,8 м3/т 2п. 385. а) 2,022 В; 1655 кВт-ч/т;б)	2,132 В, 1745 кВт • ч/т; в) 1,654 В; 1355 кВт • ч/т. 386. аэ = 553 л/ч;
№„ = 3370 кВт • ч/т. 387. т= 118 ч; [Н2504] = 167,3 г/л. 388. а) 0,23 мм;б)	1,31 кг; в) 1410 кВт-ч/т. 389. а) 29,5 кг/сутки, б) «=^0,80 мм;в)	8130 кВт-ч/т Мп; г) 280 кг/месяц; д) 12,0%; е) 53,5 л/ч; ж) 7,4 г/л.390.	4500 ккал/ч. 391. а) 5,82 кг; б) 92,9 кВт • ч/кг Сг; в) 11,2 кг.
392. а) 31,0 кг; б) 17,4 кВт-ч/кг. 393. 77,9%. 394. 91,0%. 395. тх =
= 25,4 мин; тэх =11,3 мин. 396. а) 10,3 мг/(см2 • мин); б) Дан = 69,0%;Дх = 31,0%; в) 7,0 г/л. 397. ц = 213 л/ч; §Си=1067 г/ч; №„ =
= 29,6 кВт-ч/м3; №„ = 5900 кВт-ч/т Си. 398. а) 56,5%; б) [РеС13] =
= 318,9 г/л; [СиС12]=81,8 г/л; в) 1830 л; г) 30,7 кВт-ч/м3,
5820 кВт-ч/т. 399. 0,348 В. 400. 7080 ккал/ч. 401. 204 л/ч. 402. 1,70 В.
403. а) 10,7 т; б) 513- 103 кВт-ч; в) 5,4 т; г) 0,90 А/мм2.Глава VI
Электролиз расплавленных сред424. §=326 т; №„= 15 400 кВт • ч/т. 425. т = 664 ч; от = 0,60 т/т А1.
426. 283 000 ккал/ч. 427. 425 ■ 103 ккал. 428. 18 600 кВт-ч/т.
429. Вт = 78,7%; №„= 14,55 • 103 кВт • ч/т. 430. я = 79 ванн; V ь=
= 447 В. 431. 1,73 Ь. 432. 9,02 кг/т М§. 433. 345 кг/т Ме. 434. Вт =
= 51,5о/о; №„ «а 11 300 кВт • ч/т №. 435. №теор = 2620 кВт-ч/т №;
В3 = 23,4%. ^Зб. 7,8 т. 437. п = 74 ванны; К = 528 В. 438. §Ыа =! =161 т; §С|2 = 248 т; №^.= 10 850 кВт-ч/т N8. 439. 2,36 В.
440. 52 500 ккал/ч. 441. §=3,45 т в сутки; №„ = 690 кВт-ч/т.
442. Вт = 90%; №^ = 30 450 кВт • ч/т1Л; от = 6,41 кг/кг ы. 443. а) 32,9 кг;б)	В^‘ = 44,1%; В^а = 45,9%; в) 19900 кВт-ч/т сплава; г) 124,5 кг;
^ Д) Рис 1 = 42,4%; РСаС12 = 57,6%. 444. а) 26,9 кг; б) 791 кг.
445. а) 87%; б) 170,5 кг. 446. а) 64,5%; б) 81,2 кВт-ч/кг; в) 12,1 кг.
447. §т; = 80,3 кг; 5ГТ1С1Л= 14,75 кг/ч.. ■-К— 302 —
ПРИЛОЖЕНИЯI. Атомные веса некоторых элементовЭлемент-Хими¬ческийсимволАтомныйвесАзотN14,0067АлюминийА126,9815БарийВа137,34БериллийВе9,0122БорВ10,811БромВг79,909ВисмутВ!208,980ВодородН1,00797Вольфрам\У183,85Галлий(За69,72ГерманийОе72,59ЖелезоРе55,847ЗолотоАи196,967ИнДий1п114,82ИодI126,9044КадмийСс1112,40КалийК39,102КальцийСа40,08КислородО15,9994КобальтСо58,9332Кремний5128,086Литийи6,939Магнийм§24,312МарганецМп54,9381ЭлементХими¬ческийсимволАтомныйвесМедьСи63,54МолибденМо95,94МышьякАз74,9216НатрийКа22,9898Никель№58,71Олово5п118,69ПалладийРс1106,4ПлатинаР1195,09Ртутьн§200,59СвинецРЬ207,19Селен8е78,96Сера532,064СереброА§107,870Стронций5г87,62Сурьма5Ь121,75Таллийтг204,37ТеллурТе127.60ТитанТ147,90УглеродС12,01115Фосфорр30,9738Фторр18,9984ХлорС135,453ХромСг51,996Цинк2п65,37И. Электрохимические эквиваленты простых веществЭлементСим-долИзме¬нениевалент¬ности<7, г/(А ■ ч)ЭлементСим¬волИзме¬нениевалент¬ности<7, г/(А • ч)АлюминийА130,3355БромВг12,98БарийВа22,56ВодородН10,0376БериллийВе20,168Вольфрам\У61,143- 304 —Продолжение прилож. IIЭлементСим¬волИзме¬нениевалент¬ностид, г/ (А • ч)ЭлементСим¬волИзме¬нениевалент¬ности<?, г/(А . ч)ЖелезоЗолотоИндийИодКадмийКалийКальцийКислородКобальтЛитийМагнийМарганецМедьМышьякНатрийНикельРеАи1пIСс1КСаОСоищМпСиАзN3№23133
1
5
2
1
2
2
2
1
2
1
24
7
1
2
3
1
1
21,0420,6957,352,451,4274,730,9462,101,4590,7470,2981,0990,2590,4542,051,0250,5120,2932,371,1850,9320,8582,191,095ОловоПалладийПлатинаРтутьСвинецСераСереброСурьмаТитанУглеродФторХлорХромЦинк5пРс1Р1Н§РЬ5А§5ЬТ1СРС1Сг2п24241224
2
1
2354
2
4
1
1
26
3
6
22,211,1051,9851,827,703,353,871,9350,6004,0252,0121,5150,9090,4460,2240,1120,7091,3250,6620,22070,6470,3231,22III. Нормальные электродные потенциалы в водных растворах
при +25 °С(по отношению к нормальному водородному электроду)Потенциалопределяющая реакцияА§+ + е~ == А§А§С1+е-^ А§+С12А§0 + Н2О + 2е А$*20 + 20НА&О + Н20 + 2е“ гз 2А§ + 20Н~А13+ + Зе-1=± А1НАзОа + ЗНГ + Зе“ = Аз + 2Н20
Аи (СЫ)Г + е~ Аи+2СМ~
Ваз++2е-^ВаС02(газ) + 4Н++4е ^зС(графит) + 2Н20
СО + 2Н++2е~;=зС (графит) + Н20
Са2+ + 2е-^±Са
Сс1г+ + 2е“ гз Сс1Фо, в+0,799+0,222+0,57+0,344-1,67+0,2475-^0,60-2,90+0,207+0,518-2,87-0,402
Продолжение прилож. IIIПотенциалопределяющая реакцияФо. В= С(1 + 4С^:Са + 20Н- 1-	Сй + 20Н~ ]= СГ + 20Н~^сг+н2о±СГ + ЗН20-	СЮз+20Н-:2Сг3+ + 7Н20Сс1 (С1М)Г+2е-;Сс1 (ОН)» + 2е- =Сс10 + Н20 + 2е-
С12+2е-^2СГ
С10~ + Н20 + 2е“НС!0 + Н|- + 2е-
С10^ + 6Н+ + 6е-
С10.г+Н20 + 2е-^Со2+ + 2е Со
Сг3+ + Зе~^Сг
Сг2ОГ+14Н+ + 6е-
Си2+- + 2е г=Си
Си++е_^±Си
Си2++е~^Си+СиС1+е~г=Си+СГСи2++СГ+е"^СиС12Си (ОН)2 + 2е“ — Си20 + 20Н~ + Н202СиО + Н20 + 2е“ ^ Си20 + 20Н ~Си (ОН)2 + 2е- = Си + 20РГ
СиО + Н20 + 2е" ^ Си + 20Н“Си20 + Н20 + 2е" ^ 2Си + 20Н~Рг + 2е-^2Р-
Ре2Ь + 2е-1= Ре
Ре3+ + е-;=г Ре2+Ре3+ + 3е~ га Ре
Ре (СЫ)Г+«Г ;= Ре (С1Ч)*-
Ре (ОН )2 + 2е~ ^ Ре + 20Н"Ре (ОН)3 + е- = Ре (ОН)2 + ОН~2Н+ + 2е~ Н2
2Н20 + 2е~ <= Н2 + 20Н~Н§0 + Н20 + 2е~ = Н§+20Н"1	п3 *"+Зе I п
12+2е_=21_2Юа + 12Н++10е-^ 12 + 6Н20
К+ + е-^=К
Ы+ + е~^ и
Ме2+ + 2е-=±М§МпО^+ е МпО|“Мп02 + 4Н+ + 2е- =6 Мп2++2 Н201Ма+ + е ^'Ыа№2++2е~ЫЮ2 + 2Н20 + 2е-^№ (0Н)2 + 20Н"02	+ 4Н+ + 4е-^2Н2002	+ 2Н20 + 4е- = 40Н-
РЬ2Н"+2е_ РЬРЬОг + 4Н++2е- ^РЬ2+ + 2Н20
РЬ02 + 50Г + 4Н+ + 2е- ^ РЬ304 + 2Н20-0,90-0,809+1,359
+0,94
+1,49
+ 1,45
+0,17
-0,277
-0,71
+1,36
+0,345
+0,522
+0,167
+0,124
+0,566
-0,080
-0,165
-0,224
-0,257
—0,358
+2,85
-0,44
+0,771
-0,036
+0,36
-0,877
-0,56
0,0
-0,828
+0,098
+0,342
+0,5345
+ 1,195
—2,92
-2,96
—2,34
+0,54
+1,28
-2,71
-0,25
+0,49
+ 1,229
+0,401
-0,126
+1,46
+ 1,67— 306 --Продолжение прилож. IIIПотенциалопределяющая реакцияФо, вРЬ504 + 2е-^РЬ + 50Г-0,35+2,050,0-0,136-0,79-0,96-0,76—1,26-1,216-1,03320| -}- 2с 250|~2Н30з+2Н+ + 2е-^ 320Г+2Н205п2+ + 2е-^5пНЗпОа + Н20 + 2е- 5п + ЗОН-Зп(ОН)1 +2е ^±НЗпОг + ЗОН" + Н202п2+ + 2е-^2п2п (С1Ч) Г ■+ 2е~ ** 2п + 4СЫ~2п (ОН)Г+2е“ г- 2п + 40Н-2п (ЫН3)1++2е~ === 2п + 41\1Н3IV. Плотность некоторых металловМеталл.й, г/см3МеталлЛ, г/см3Алюминий2,7Магний1,74Барий3,78Марганец7,42Бериллий1,84Медь89Ванадий5,69Натрий0,971Висмут9,75Никель8,97,3Вольфрам19,0ОловоЖелезо7,8Палладий12,16Золото19,3Платина21,37Индий7,3Ртуть13,5Кадмий8,65Свинец11,3КалийКальций0,871,55СереброТитан10.54.5
7,0Кобальт8,71ХромЛитий0,534Цинк7,14V. Термодинамические функции некоторых веществ(при 25 °С, 760 мм рт. СТ.)ВеществоАО,ккал/мольДЯ,ккал/мольД5э >кал/град • мольДЯ' при рас¬
творении и
разбавлении,
ккал/мольА§ (тв)0010,2А§С1 (тв)—26,22—30,3622,97А§20 (тв)—2,59—7,329,09А§0 (тв)+2,6—3,15А1203—376,8—399,112,19—— 307 —
Продолжение прилож. VСс1 (тв)Сс1 (ОН), (тв)Сг03 (тв)Сг03 • Н20 (тв)Си (тв)СиС12
Си20 (тв)СиО (тв)Си (ОН)2
РеС12 (тв)РеС13 (тв)Н2 (г)НС1 (г)Нб (ж)Н§0 (красн)Н20 (ж)Н2504 (ж)Мй (тв)М§С12 (тв)М§0 (тв)МпО (тв)Мп (ОН)2 (тв)Мп203 (тв)Мп (ОН)3 (тв)Мп02 (тв)- Мп304 (тв)№С1 (тв)1\[аОН (тв)1ЧаСЫ (тв)Ыа2С03 (тв)NН3 (г)(ИН4)25 04 (тв)(1ЧН4)25г08 (тв)N1 (0Н)г (тв)№ (ОН)3 (тв)02 (г)РЬ (тв)РЬ02 (тв)РЬ504 (тв)2п (тв)2пО (тв)2п (0Н)2 (тв)2п504 (тв)2п504-7Н20 (тв)Примечание. Величины изменения энтальпии при растворении и раз¬
бавлении взяты для тех концентраций растворов, которые приводятся в задачах.— 308 —ОГЛАВЛЕНИЕСтр.Предисловие			3Основные условные обозначения 				4Глава I. Электрохимическая терминология, используемаяв расчетах 					6Глава II. Химические источники тока ............	18Задачи 					56Глава III. Электролиз водных растворов без выделения ме¬
таллов 		72Задачи 		120Глава IV. Гальванотехника				139Задачи 	 ............	200Глава V. Гидроэлектрометаллургия . , , , 			225Задачи 	 	 ........	256Глава VI. Электролиз расплавленных сред		270Задачи ....... 	 ....... 		286Использованная литература 	 .	293Рекомендуемая литература		295Ответы на задачи			299Приложения				 . . .	304
Валерий Николаевич Флёров
Сборник задач по прикладной электрохимииРедактор А. В. Бородина. Художественный редактор
Т. М. Скворцова. Художник Ю. Д. Федичкин.Технический редактор Н. Н. Баранова. Корректор С. К■ МарченкоСдано в набор 8/1Х-75 г. Подп. к печати 5/1-76 г. Формат 84X 108’/з2. Объем
9,75 печ. л. Бум. тип. № 3. Уел. п. л. 16,38. Уч.-изд. л. 16,27, Изд. № ХИМ-526.
Тираж 17 ООО экз. Цена 70 коп.План выпуска литературы издательства
«Высшая школа» (вузы и техникумы) на 1976 г. Позиция № 76
Москва, К-51, Неглинная ул., д. 29/14
Издательство «Высшая школа»Ордена Трудового Красно.го Знамени Ленинградское производственно-техни¬
ческое объединение «Печатный Двор» имени А. М. Горького Союзполиграф-
прома при Государственном комитете Совета Министров СССР по делам
издательств, полиграфии и книжной торговли. 197136, Ленинград, П-136,
Гатчинская ул., 26. Зак. 190.ИЗДАТЕЛЬСТВО «ВЫСШАЯ ШКОЛА»
выпустит в свет
в 1976 годудля студентов химических факультетов университетов,
а также химико-технологических вузов
следующие учебные пособия:Пешкова В. М., Громова М. И. Методы абсорбционной
спектроскопии в аналитической химии. Учебное пособие.
18 л. с ил,, 88 к. В пер.Пособие посвящено определению малых количеств эле¬
ментов при анализе чистых веществ и исследованию комплексных
соединений методами абсорбционной спектроскопии. Книга со¬
стоит из теоретической и практической части. В теоретической
рассматриваются основы теории происхождения электронных
спектров, вопросы точности метода, изучение дифференциального
метода. Приводятся элементы математической обработки резуль¬
татов анализа, построение градуировочного графика по методу
наименьших квадратов, расчет доверительного интервала. В прак¬
тической описаны методы анализа различных элементов, кото¬
рые осуществляются на приборах с монохроматическим потоком
излучения.Предназначается для студентов химических специальностей
университетов. Может быть полезно аспирантам, научным ра¬
ботникам, специализирующимся по аналитической химии.Химия и технология редких и рассеянных элементов (в трех
частях), Ч. I. Учебное пособие. Под ред. К. А. Большакова.
Изд. 2-е, перераб. и доп. 25 л. с ил., 1 р. 13 к. В пер.Первая часть включает в себя описание химии и техноло¬
гии следующих редких рассеянных элементов и их соединений:
лития, рубидия, цезия, бериллия, галлия, индия, таллия. Учтены
изыскания и достижения самых последних лет в отечественной
и зарубежной промышленности редких и рассеянных элементов.В отличие от первого издания во втором издании химия
и технология объединены в одной части, т. е. описание техно¬
логии соответствующего элемента и его соединений следует
непосредственно за описанием химии (1-е издание вышло:
т. I — в 1965 году, т. II — в 1969 году).Предназначается для студентов химико-технологических ву¬
зов, а также для научных работников и инженеров-технологов,
работающих в области химии и технологии редких и рассеян¬
ных элементов.- 311 —
Химия и технология редких и рассеянных элементов
(в трех частях). Ч. II. Учебное пособие. Под ред. К. А. Больша¬
кова. Изд. 2-е, перераб. и доп. 25 л. с ил., 1р. 13 к. В пер.Во вторую часть включено описание химии и технологии
скандия, иттрия, лантана и лантаноидов, германия, титана, цир¬
кония, гафния и их соединений. Содержание книги отражает все
наиболее существенные сведения об указанных элементах,
опубликованные за многие годы как в отечественной, так и в
зарубежной периодической печати и в монографиях. Учтены
также научно-исследовательские изыскания авторов настоящего
пособия.Здесь, как и в первой части, описание технологии соответ¬
ствующего элемента и его соединений следует непосредственно
за описанием химии.Предназначается для студентов химико-технологических ву¬
зов, а также для научных работников и инженеров химиков-
технологов, работающих в области химии редких и рассеянных
элементов.Химия и технология редких и рассеянных элементов(в трех частях). Ч. III. Учебное пособие. Под ред. К. А, Больша¬
кова. Изд. 2-е, перераб. и доп. 25 л. с ил., 1 р. 13 к. В пер.В третьей части книги изложены основы химии и техноло¬
гии ванадия, ниобия, тантала, селена, теллура, молибдена, воль¬
фрама, рения. Наибольшее внимание уделено свойствам соеди¬
нений элементов, имеющих значение в технологии. При рас¬
смотрении технологии каждого из элементов приведены данные
по важнейшим областям применения, характеристике рудного
сырья и его обогащению, получению соединений элементов из
концентратов и отходов производства, дана характеристика со¬
временных методов разделения и очистки элементов.Учебное пособие составлено по материалам, опубликован¬
ным в советской и зарубежной печати по 1972 год включи¬
тельно.Предназначается для студентов, аспирантов, научных работ¬
ников и инженеров химиков-технологов, работающих в области
химии и технологии редких и рассеянных элементов.Уважаемые читатели!Издательство «Высшая школа» выпускает для вас учебники,
учебные и методические „пособия, плакаты.Подробнее познакомиться с нашей учебной литературой вам
поможет аннотированный тематический план на 1976 год (вузы
и техникумы), который имеется в книжных магазинах.Предварительный заказ на книги можно оформить в магази¬
нах книготорга или потребительской кооперации.