Электрометаллургия

Определение "Электрометаллургия" в словаре Брокгауза и Ефрона

Электрометаллургия
Электрометаллургия*

— изучает способы получения чистых металлов или их сплавов при помощи электрического тока. Электрохимические методы извлечения металлов из руд и солей были разработаны еще в первой половине девятнадцатого столетия Беккерелем (1835), Сан-Клер-Девилем (1850), Бунзеном (1854) и их учениками, но в металлургическую технику они проникли сравнительно весьма недавно, именно с того времени, когда явилась возможность при помощи динамо-машин добывать дешево электрическую энергию в большом количестве (около 1878 г.). С этих пор развитие Э. быстро пошло вперед, и в настоящее время для её целей потребляется энергии свыше ½ миллиона лошадиных сил (HP). Это количество распределяется между отдельными производствами следующим образом: рафинирование меди, извлечение золота, серебра, никеля, свинца, олова и сурьмы — 28750 HP. (с 1875 г.); добыча алюминия — 76000 HP. (с 1883 г.); металлический натрий и, главным образом, едкий натрий — 130000 HP. (с 1884—1890 г.); карбиды — 387,000 HP. (с 1895 г.); железо и ферропродукты — 4 6000 HP. (с 1900 г.); всего 567750 HP.

ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИЯ I. Фиг. 1 и 2. Устройство ванн и способ подвешивания пластин при параллельном соединении анодов и катодов. — Фиг. 3. Формы катодных пластин. — Фиг. 4. Расположение ванн в цепи. — Фиг. 5. Установка пластин по системе Hayden'a. — Фиг. 6. Расположение пластин по системе Hayden'a. — Фиг. 7. План завода для извлечения золота по способу Сименса и Гальске. — Фиг. 9. Различные формы электродов.

Большая часть потребляемой энергии приходится на долю Сев. Америки, затем следует Франция, Швейцария и последнее место занимает Россия. В России имеется 4 Э.-металлургических завода, располагающих в сумме 4760 HP. Так как электрохимические способы представляются единственными и легко выполнимыми при многих технических процессах (разделение металлов, извлечение металлов группы щелочных, щелочноземельных и алюминия), то несомненно, что развитие электрометаллургии будет год от году увеличиваться.

Электрическим током можно пользоваться для: 1) электролитического осаждения металлов а) из водных растворов (процессы мокрого пути), b) из расплавленных солей и 2) тепловым действием вольтовой дуги (процессы сухого пути). Электролит (раствор соли или расплавленная соль) при прохождении через него тока разлагается на две части, из которых одна — катион (металл) — выделяется на отрицательном полюсе (катоде), а другая —анион (остаток соли), выделяясь на положительном полюсе (аноде), может или соединиться с веществом анода (случай "растворимого анода"), или же выделиться в свободном состоянии (случай "нерастворимого анода"). Первый случай имеет место при рафинировке металлов, обработке руд и сплавов, а второй при электролизе расплавленных солей. В том и другом случае для совершения электрохимической работы должна существовать между электродами цепи некоторая разность потенциалов — E. Величина этой электродвижущей силы может быть представлена в виде суммы двух слагаемых E = е ₁ + е ₂, где е ₂ определяется по закону Ома e₂ = JR, J — сила тока в цепи и R — сопротивление; величина же е ₁ зависит от химических свойств электролита и электродов, концентрации электролита, температуры, давления, поверхности электродов и т. д. и называется электродвижущей силой поляризации (см.). В случае растворимых электродов е ₁, хотя и может быть доведена до весьма малой величины, но на практике все-таки колеблется в пределах от 0,1—0,2 вольт; при нерастворимых электродах е ₁ есть величина определенная для каждого данного случая. Очевидно, что осаждение металла на катоде может совершаться только тогда, когда E будет немного больше е ₁; эта характерная для каждого электролита величина носит название "напряжение разложения" и может быть вычислена исходя из теплоты образования данной соли (см. Электрохимия). В свою очередь напряжение разложения может быть представлено суммой двух величин Р _A и P_K — напряжение разложения для аниона и таковое для катиона. В следующей таблице даны величины разложения для катионов:

	Величина PK
Магний	+ 1,24 volt
Алюминий	+ 1,03 "
Цинк	+ 0,51 "
Кадмий	+ 0,16 "
Железо	+ 0,09 "
Кобальт	—0,02 "
Никель	—0,02 "
Олово	— 0,09 "
Свинец	— 0,10 "
Сурьма	—0,38 "
Висмут	—0,50 "
Мышьяк	— 0,55 "
Медь	— 0,59 "
Ртуть	—1,03 "
Серебро	— 1,06 "
Платина	—1,07 "
Золото	—1,36 "

В случае электролиза солей, имеющих общий анион, величина Р _A , очевидно, будет одна и та же (для сернокислых солей — Р _A = 1,83 volt) и порядок величин для "напряжения разложения" будет тот же, что и в приведенном столбце. Отсюда вытекает важное следствие: из смеси солей с общим анионом катионы будут выделяться в порядке возрастания величины Р _K, так, например, из смеси сернокислых солей меди и железа при напряжении не выше 1,8 volt будет выделяться только одна медь. Таким образом, тяжелые металлы могут быть осаждены из смеси растворов солей последовательно один за другим; этим пользуются для рафинирования нечистых металлов и обработки руд электрическим током. Для каждого отдельного случая опытным путем устанавливают наибольшее допустимое напряжение или иначе, говоря, наибольшую плотность тока, т. е. J = (Е — е ₁)/R (из формулы E = е ₁ + е ₂, где е ₂ = JR) число ампер, приходящееся на единицу поверхности катода. Чем чище хотят получить металл, осажденный на катоде, тем меньше должна отличаться плотность тока от требуемой величины; для хорошего осаждения меди J = 30 ампер на 1 кв. метр поверхности; работа при J = 100—200 ампер требует специальных условий и дает металл не вполне чистый, но зато производство ускоряется в соответственное число раз. Количество осажденного током вещества пропорционально силе тока, времени и электрохимическому эквиваленту (см.).

		I.	II.	III.	IV.	V.
		Атомный вес	Химический эквивалент	Электрохим. эквивалент в мг	Вес тела, выделенного 1 ампер-часом (в граммах)	Колич. вещества, осаждаемое в течение часа при затрате энергии, эквивалентной 1 HP. в кгр.	Электролит
Одноатомные	H.	1,0032	1,0032	0,010392	0,037	0,027534	Вода, кислоты
	Na	23,058	23,058	0,238857	0,857	0,632875	Галоидн. соли
	К	39,136	39,136	0,405409	1,453	1,074171
	Li	7,030	7,030	0,072823	0,263	0,192951
	Сu	63,44	63,44	0,657175	2,353	1,741248	Соли закиси
	Hg	200,4	200,4	2,075943	7,452	5,500421
	Ag	107,938	107,938	1,118129	4,025	2,962594
Двухатомные	Сu	63,44	36,72	0,328587	1,185	0,870624	Соли окиси
	Hg	200,4	100,2	1,037972	3,726	2,750210
	Zn	65,38	37,69	0,338635	1,218	0,897247	Галоидн. соли
	Cd	112,08	56,04	0,580518	2,087	1,538140
	Mg	24,376	12,188	0,126276	0,454	0,334580
	Ca	40,00	20,00	0,207180	0,745	0,548944
	Si	87,52	43,76	0,453309	1,631	1,201087
	Ba	137,04	68,52	0,709798	2,552	1,880680
	Fe	56,00	28,00	0,290052	1,043	0,768521	Соли закиси
	Co	59,55	29,775	0,308479	1,102	0,817347	То же
	Ni	58,88	29,44	0,305009	1,099	0,808153	То же
	Cr	52,15	26,075	0,270105	0,976	0,715670	То же
	Pb	206,911	103,455	1,071695	3,859	2,839562	Соль окиси
	Sn	118,10	59,05	0,653352	2,202	1,020755	Соли закиси
Трехатомные	Al	27,08	9,027	0,093541	0,339	0,247846	Соли окиси
	Fe	56,0	18,66	0,193368	0,692	1,804653
	Cr	52,15	17,38	0,180070	0,651	0,477113
	Au	197,25	65,75	0,681104	2,453	1,804653	Галоидн. соли
	Bi	208,01	69,34	0,718258	2,590	1,903096	Соли окиси
	Sb	120,34	40,113	0,415361	1,502	1,100540	Сульфосоли
	As	75,00	25,00	0,258975	0,925	0,686180	Мышьяковист. кисл.
Четырехатомн.	Sn	113,10	29,525	0,317676	1,824	1,336882	Оловян. кисл.
	Pt	194,83	48,71	0,504560	1,101	0,810577	Галоидн. соли

В вышеприведенной таблице даны величины электрохимических эквивалентов в миллиграммах, количество вещества, осажденного током ампер-час и вес осажденного металла при затрате энергии, эквивалентной лошадиной силе в 1 час при напряжении тока в 1 вольт.

Если P есть мощность машины, выраженная в лошадиных силах, k —коэффициент полезного действия (около 0,7), V — требуемое напряжение для разложения электролита и g — число, взятое из V столбца таблицы, то вес G вещества, осажденного током за 1 час, определится по формуле G = k P/Vg. Эта формула служит основанием для всех расчетов. В качестве источника электрической энергии обыкновенно применяют динамо-машины специальной конструкции (многоамперные), приводимые в действие от водяного или парового двигателя. Утилизация водяной силы представляет громадные преимущества в отношении экономичности производства, поэтому более 80 % всей расходуемой энергии доставляется водяной силой. Из приведенной таблички видно, что при пользовании паровой машиной стоимость одного килограмма металла увеличивается, примерно, в десять раз:

	Стоимость 1 кг металла, произведенного с помощью:
	Паровой машины	Водяной силы
Свинец	0,10 франк	0,01 франк.
Медь	0,27 "	0,03 "
Железо	0,42 "	0,04 "
Никель	0,35 "	0,04 "
Цинк	0,36 "	0,04 "
Алюминий	1,90 "	0,21 "
Магний	1,90 "	0,21 "
Натрий	1,34 "	0,14 "

I. Электролиз мокрого пути. Осаждение из водных растворов ограничивается в технике следующими металлами: медь, золото, серебро, никель, олово, цинк, свинец и сурьма. Медь, поступающая на электрометаллургические заводы для очистки, содержит до 10 % примесей; задача рафинирования состоит в том, чтобы получить на катодах чистую медь в виде плотного и однородного отложения, а примеси, заключающиеся в сырой меди, должны остаться на анодах в твердом виде (анодный шлам) и только частью перейти в раствор. Kiliani рядом своих работ, относящихся еще к 1885 г., указал на те условия, при которых рафинирование меди может совершаться правильно и экономично. Эти условия будут: 1) плотность тока, 2) состав электролита, 3) однородность и температура раствора. При плотности тока = 20 ампер и при составе электролита ванны 150 г CuSO ₄, 50 г H ₂SO₄ на 1 литр воды, золото, серебро, платина, висмут и отчасти олово, сурьма, сернистая медь, закись меди остаются на аноде в виде шлама, в раствор же переходит железо, никель, кобальт, цинк в виде сернокиcлых солей, а выделяющаяся на катодах медь содержит почти 100% металлической меди. При продолжительной работе состав раствора, очевидно, должен сильно изменяться и для сохранения его однородности прибегают к постоянному перемешиванию и удалению находящихся в нем примесей. Перемешивание электролита достигается циркуляцией раствора из одной ванны к другой, для чего ванны располагаются уступами и соединяются между собой посредством сифонов, но лучшие результаты дает перемешивание при помощи вдуваемого воздуха. При вдувании воздуха соль закиси железа окисляется в соль окиси, мышьяковистая кислота в мышьяковую, что в результате дает нерастворимую мышьяковую соль окиси железа.

На фиг. 2 представлено устройство для вдувания воздуха по системе братьев Borchers. В свинцовую трубу b, идущую с поверхности жидкости под середину "тарелки" t для собирания шлама, входит стеклянная трубка g, оканчивающаяся отверстием небольшого диаметра. При помощи пробки трубка удерживается в свинцовой коробке d, покрывающей отверстие трубы b. Через стеклянную трубку продувают воздух, который входит очень тонкой струёй и насыщает столб жидкости в трубе. Удельный вес жидкости, насыщенной воздухом, становится меньше, и через трубу b устанавливается в ванне непрерывная циркуляция электролита. В последнее время стали нагревать электролит иногда до 60° Ц. — нагревание способствует осаждению сурьмяных и висмутовых соединений. Соблюдение таких условий позволяет довести плотность тока до 200 ампер на 1 кв. м. поверхности, т. е. увеличивает скорость осаждения в 5—7 раз против прежнего и дает экономию в расходах на производство до 25%. Медь, которую хотят подвергнуть рафинированию, отливают в пластины определённого размера: 70—100 см длины, 40—70 см ширины и до 3 см толщины. Анодным пластинам часто придают форму, изображенную на фиг. 3. Катодами служит тонкая (1 мм) пластинка из чистой меди. Разложение производят в деревянных (реже в бетонных) сосудах, выложенных внутри свинцовыми листами. На края ванны кладут деревянную раму, к которой прикрепляют медные провода для тока; раму обыкновенно проваривают в масле, чтобы она не впитывала жидкости. На дно ванны помещают свинцовую трубу, служащую сифоном, и свинцовую "тарелку" — пластину с загнутыми краями — для собирания шлама. Анодные пластины вешают за отростки на края ванны, изолировав при помощи резины от отрицательного провода. Катоды подвешиваются на деревянных брусках при помощи крючков из медной ленты; один из крючков соединяется с отрицательным проводом (см. фиг. 1). При таком способе все катоды и аноды соединены параллельно друг с другом, а ванны последовательно (см. фиг. 4).

В Америке иногда применяют другую систему — систему последовательного соединения анодов и катодов — систему Hayden'a. В ванне имеется только один катодный лист и один анодный; между этими листами помещают ряд медных пластин, которые исполняют двойное назначение: медь растворяется на одной стороне (анодная сторона) и осаждается на другой (катодная сторона). На фиг. 5 представлено расположение ванн и листов, как это применяется на заводе Copp e r Rolling and Refining Company в Балтиморе в Северной Америке. На этом заводе подвергают рафинированию серебросодержащую медь с завода "Anacondamine", содержание Ag = 2,60 % — 1,95 %. Медь отливают в толстые пластины, которые затем прокатывают в горячем состоянии в полосы шириной 30,5 см и толщиной 5 — 8 мм; полосу режут на куски в 61 см длины, их вытягивают и выравнивают под паровым молотом так, чтобы каждая пластина имела строго определенные размеры, равные 61 х 30,5 см. Обделанные пластины вставляют по 2 штуки в пазы деревянных брусьев (см. фиг. 6), края пластины, прилегающие к деревянным брусьям, обмазываются смолой и брусья с пластинами ставятся в ванны вплотную. Ванны сделаны из шиферного камня и вмещают 130 пластин. Напряжение для такой ванны равняется 17 вольтам, плотность тока 194 ампера на 1 кв. м. Электролитом служит раствор медного купороса, нагретый до 47° Ц. Работа продолжается до 12 дней, и в сутки перерабатывают 180 тонн меди. По окончании осаждения раствор спускают из ванн, споласкивают пластины водой и вынимают вместе с деревянными рамами. Наросшая катодная медь легко отламывается в том месте, где пластины были смазаны смолой; количество анодных остатков при этом способе довольно значительно (около 20 %), и электролитическая медь не отличается особенной чистотой, в силу этих обстоятельств распространение такого расположения электродов ограничено и главная масса меди перерабатывается по первому способу (способу параллельного соединения анодов и катодов). Самыми большими заводами по производительности электролитической меди являются американские заводы Raritan Copper Works (United Metal Selling C°) и Anaconda Mining С°, производительность завода рассчитана на 200 тонн электр. меди в сутки для первого и 150 тонн для второго. Завод Anaconda Mining С°: завод имеет 9 динамо-машин в общей сложности на 2500 kilowatt; динамо-машины приводятся в действие паровыми машинами, осаждение меди производят в деревянных чанах размерами 2,5 м длины, ширина 1,0 м и глубина 1 м; число чанов около 1400. Пластины подвешивають по первому способу, т. е. в каждой ванне катодные и анодные пластины соединены параллельно. В одну цепь включают 200 чанов: два отделения, каждое по 10 рядов и в каждом ряде 10 чанов. Загрузка и разгрузка чанов происходят при помощи электрических кранов; полная нагрузка чана равняется около 4 тонн, листы остаются в ванне до 30 дней. Рафинированная медь переплавляется в штыки и поступает в продажу. Стоимость рафинировки 1 тонны 18 — 30 руб. Ежедневное производство электролитической меди на земном шаре достигает 880 — 890 тонн. В следующей таблице сгруппированы данные, относящиеся к 1902 г.

	Число заводов	Материал, перерабатываемый на заводах	Общая ежедневная производительность т	Наибольшая производительность одного завода	Число машин и мощность (квт)	Мощность на производство 1 т меди, квт
Америка	10	Сырая медь содержащая Au, Ag, (Pt) и Ni	789	200	45—11634	14
Англия	6	Bottoms (Au, Ag)	83	20	22—2380	28
Германия	9	Сырая медь (Au) Ag	24,4	10	34—288	14
Австро-Венгрия	2	Черная медь (90 % Сu)	0,37	0,25	4—18	50 (?)
Франция	4	Сырая медь	15,38	10	11—720	40
Россия	2	Сырая медь	2,2	1,4	3(?)60	27
Япония	1	?	?	?	?	?
	34	—	914,35	—	117—14812	—

Таким образом, на долю американских заводов приходится до 86,5 % общего количества электролитической меди; годовая производительность американских заводов достигает до 278860 тонн, т. е. более половины всего количества добываемой в мире меди; при переработке получают как побочный продукт 250000 унц. золота и 27000000 унц. серебра (1 унц. = 31,4 грамма). В России действуют два завода: один на Кавказе (Сименса) и другой около Нижнего Новгорода (Николаева). Анализ меди "электро" (чистой): Cu — 99,9937%; Ag — 0,0040%; Sb — 0,00080%; Fе — 0,00002%; О — 0,00020%.

Об обработке медных руд и шламов см. Гальванометаллургия (см.). Анодный шлам, содержащий золото и серебро, поступает в плавку; золото отделяется от серебра обычными способами (см. Пробирное искусство). Обработка золотых и серебряных руд электрическим током не получила большого распространения. Barker, Bonnet и Molloy предлагали соединить процесс амальгамации с электролизом раствора, в котором обрабатывалась руда; в качестве катода употреблялась ртуть, анода — уголь, а электролитом служила вода; в более поздних патентах воду заменили раствором цианистого калия (Edwards) или нагретым до кипения раствором поваренной соли (Haycraft). Эти способы оказались неудовлетворительны и теперь оставлены; также непрактичным оказался способ Cassel'я (см. Золото). Сравнительно большим распространением пользуется способ фирмы Сименса и Гальске — обработка золотых руд цианистым калием при доступе кислорода воздуха и последующее затем осаждение металла из раствора током на свинцовые катоды. Фигура 7 представляет расположение завода на рудниках Band Central Reduction Compagny около Johannesburg'a в Tpaнсваале. В — экстракционные чаны (6 м диам. и 3 м вышины), в которых происходит обработка руды раствором KCN. Концентрация раствора зависит от свойств руды: для крупнозернистых колчеданных руд берут 0,05 — 0,1% KCN, обработка продолжается две или три недели; для остатков после амальгамации (мелкий песок) тот же раствор в продолжение 5—7 дней и, наконец, для шлама 0,01% процентный раствор в течение 4—5 часов. Обработка происходит при постоянном перемешивании раствора. По окончании выщелачивания раствору дают отстояться, на что требуется около 8—12 часов. Затем раствор переходит в сборные отстойные чаны К и К ₁ и отсюда в осадительные деревянные ящики Е. В них висят тонкие свинцовые катоды (2,5 х 1 метр), натянутые на деревянные рамы, анодом служат железные листы толщиной 3 мм. Работу ведут при напряжении 2 вольта на каждую ванну и при плотности тока в 0,5 ампера на кв. метр поверхности катода. D — паровой котел, М — машина, N — динамо-машина, P — насос, V₁ и V₂ — сборные чаны для отработавшего раствора. На тонну остатков расходуется 0,12 кг KCN. В день перерабатывается до 100 тонн руды. Извлечение золота достигает 86,476 % общего содержания.

Разделение сплавов, содержащих драгоценные металлы (посеребренные и позолоченные предметы), производится по способу Рёслера, Борхерса, Dietzel'я, Moebius'a и др. Сплав подвергают грануляции и подвергают электролизу в аппаратах, где анодное и катодное пространство разделены диафрагмой. Электролитом служит разбавленная азотная кислота или её соли, большей частью азотномедная соль. По способу Моеbhis'a рафинируют бликовое серебро 95 пробы. Бликовое серебро отливается в пластины толщиной до 8—10 мм, который служат анодами, в качестве катодов применяют серебряные пластины из тонкой жести. Пластины помещают в деревянные баки, разделенные по длине на семь отделений; в каждое отделение ставится 4 катодных пластины и 3 анодных. Электролитом служит слабый раствор азотнокислого серебра, подкисленный азотной кислотой. Серебро отлагается на катодах в виде серого порошка или в виде кристаллов; чтобы не произошло короткого замыкания, кристаллы время от времени счищают при помощи деревянной вилки, охватывающей катод с обеих сторон. Серебро падает в ящик, на дно которого перед началом работы постлан холст. Золото, которое остается на поверхности анодов, удерживается при помощи холщевых мешков, окружающих анодные пластины. Плотность тока равняется 200 ампер на 1 кв. метр, напряжение поддерживается равным 1,5 на каждое отделение ванны. Через двадцать четыре часа производят очистку ванн. В более поздних аппаратах Moehius'a серебро осаждалось на подвижной ленте из серебряной жести и выносилось из сосуда, где происходил электролиз.

Никель добывается в настоящее время в большом количестве при электролизе медно-никелевых анодов на заводе "Canadian Copper С°" в Сев. Америке. Никель, полученный электролитически, отличается большей чистотой и отсутствием серы, мышьяка и кремния. Завод "Canadian Copper С°" перерабатывает шпейзу такого состава: 13,2 % Cu; 17 % Ni, 0,45 % Co, 42 % Fe, 21,4 % S; 65 г Ag, 12 г Pt и 12 г Pd на 1 тонну шпейзы. Шпейза предварительно измельчается до величины зерна в 1 мм и обжигается в печах для удаления серы; после обжига продукт поступает в отражательные печи, действующие на древесном угле, где подвергается восстановительному плавлению. Окончательный продукт состава 54,3% Сu, 43,8% Ni, (остальное Fe и S) отливается в пластины 75 см длины, 60 см ширины и 2½ см толщины — эти пластины служат анодами. В аноды отливается не все количество металла, а только его половина, другую часть гранулируют, и она служит для приготовления электролита. Ванны, в которых происходит осаждение меди, сделаны из бетона; размеры их следующие: 256 см длина, 85 см ширина и 67 ½ см глубина; каждая вмещает 1,534 куб. м электролита. Каждые 24 ванны соединены последовательно, напряжение для такой группы поддерживается равным 6—10 вольтам и сила тока — 500 ампер. В качестве электролита употребляют раствор хлористых металлов с прибавкой поваренной соли; в 1 литре электролита содержится 44,3 г Сu, 55,6 г Ni и 100 г NaCl. Катоды удаляют через три — четыре недели. Содержание меди в растворе понижается до 1,25%; это количество меди осаждают помощью сернистого натрия, раствор отфильтровывают и пропускают через него струю хлора, чтобы окислить хлористое железо в хлорное. Железо осаждают едким натром, и жидкость выпаривают в особых печах до такой степени, что поваренная соль выкристаллизовывается полностью; после этой операции раствор хлористого никеля поступает в ванны для осаждения металлического никеля. Ванны сделаны из бетона длиной 237 см, шириной 71 см и глубиной 40 см. Катодом служат полосы из никелевой жести длиной 38 см и шириной 14,7; анодом — графитовые пластины, окруженные диафрагмой в виде трубки эллиптического сечения (большая ось эллипса = 16,25 см и малая 8,75 см), не доходящей до дна ванны. Анодные диафрагмы соединены особой трубкой для отвода газообразного хлора. Напряжение на каждую ванну поддерживается равным 3,5 вольтам, число ванн = 16, сила тока около 900 ампер; в сутки осаждается 454 килограмма никеля.

Электрометаллургические способы получения цинка и свинца из водных растворов являются весьма несовершенными. Главное препятствие заключается в том, что металл осаждается на катоде в форме губки; причина этого пока не выяснена. Nahnsen полагает, что при электролизе цинк поглощает кислород и при этом образуется незначительное количество окиси цинка. Если поддерживать в электролите щелочную реакцию прибавлением или едких щелочей, или окиси цинка, работать при низких температурах и с большой плотностью тока (500—700 ампер на 1 кв. метр), то осаждение идет удовлетворительно и металл получается довольно плотным. Способы Letrange'a, Blas et Miest'a, Kiliani (см. ст. Гальванометаллургия) оказались невыгодны и были оставлены. Борхерс предлагает вести электролиз расплавленного ZnCl ₂. В 1878 г. Кеith'ом был предложен способ электролитической рафинировки веркблея; способ применялся в Америке компанией "Electrometall Reffining С°" в течение нескольких лет, но был оставлен. Свинцовые руды Калифорнии, Невадо, Колорадо плавились обыкновенным способом в пламенных печах (см. Свинец), веркблей с содержанием Рb — 96,36% и 0,55% Ag подвергался электролизу в растворе уксуснокислого свинца. Чистый свинец выделялся на катоде в виде губки и, по мере накопления, падал на дно ванны. По Blas'y и Miest'y разлагают током сернистые руды свинца, спрессованные при высокой температуре в пластины; пластины служат анодами, электролит — раствор азотнокислого свинца. Этот способ тоже не получил распространения. В последнее время в Америке применяется способ Betts'a, дающий весьма удовлетворительные результаты. На заводе в Тrаil'е (British Columbia) добывают ежедневно до 10 тонн, а в скором времени производство хотят увеличить до 30 тонн. Рафинировке подвергают веркблей от компании "Metallurgica Mexiсаnа" с 0,75 % Сu, 1,22 % Вi, 0,936 % As, 0,683 % Sb и 1,1% Ag, Au — 50 г в тонне. Аноды из веркблея имеют ту же форму и размеры, какие приняты для медных анодов (75 см длины, 65 см ширины и 25 см толщины). В каждую ванну помещают 22 анода и 23 катода. Катодами служат тонкие свинцовые листы, прикрепленные на железных пластинах. В качестве электролита применяют кремнефтористоводородную кислоту, к которой для увеличения электропроводности прибавлен кремнефтористоводородный свинец. Завод покупает 35 % плавиковую кислоту, разбавляет ее равным объемом воды и насыщает кварцевым песком; содержание свинца в жидкости достигает 100 г на литр. Каждая ванна вмещает 1,25 куб. м. раствора; ванны соединены последовательно в группы по 28 штук. Напряжение для каждой такой группы держится в пределах 10—12 вольт и плотность тока равняется 107 ампер на кв. метр. Через 7—9 дней толщина катода достигает 7,5 мм и их вынимают из ванны. Отложение свинца получается достаточно плотное. Анодный шлам состава 28—23 % Ag, 10—16 % Pb, 9—22 % Cu, 27—21 % Sb, 12—6 % As, 1½— % Fe идет в плавку на заводе "Seatle Smelting and Refining Works". Ha 1 тонну свинца расходуется 260000 ампер-часов, что соответствует стоимости рафинировки 60 центам на тонну свинца при цене 6 долларов за тонну угля. Чистый свинец имеет такой состав 0,0027 % Cu, 0,0037 % Bi, 0,0025 % As, 0,00% Sb, 0,010 % Ag, 0,0022 % Fe, 0,0018 % Zn, 99,9771 % Pb.

Олово. Электролитические способы получения олова нашли применением только для снятия металлического олова с жестяных отбросов и при переработке оловянных сплавов. По способу Smit'a перерабатывались обрезки жести, в которых содержание олова достигало в среднем до 5 %. Электролитом служила серная кислота, разбавленная 9 объемами воды; аноды состояли из обрезков жести, загруженных в деревянные ящики-корзины, катоды — луженые железные пластины. Работа велась в 8 ваннах при загрузке 550 килограмм жестяных обрезков. Ванны соединялись последовательно, и на каждую ванну приходилось 1,9 вольт напряжения; сила тока колебалась около 240 ампер. Отложение олова получалось довольно плотным кристаллическим слоем. В неделю перерабатывали до 6 тонн обрезков. К недостаткам этого способа надо отнести то обстоятельство, что в электролит переходит бесполезно большое количество железа. Поэтому в последующих патентах кислую жидкость заменили щелочной (способы Minet, Borchers'a, Keith'a и др.). По рецепту Вальдбриджа, берут: 1) на 3 кг едкого натра, 1 кг азотнонатровой соли и 7 литров воды, или 2) 20 кг едкого кали, 4 кг поваренной соли и 7 литров воды. Электролит держат нагретым. Олово часто осаждается в виде шлама, и в такой форме его очень трудно сплавить, но в таком случае оловянный шлам перерабатывают на оловянные соли.

Сурьма. Обработка сурьмянистых руд электрическим током с достаточной полнотой изучена Borchers'oм. Сурьмяные руды, из них самым подходящим материалом является сурьмяный блеск, выщелачивают нагретым раствором сернистого натрия, соблюдая такое отношение между сернистым натрием и сернистой сурьмой, чтобы в растворе на одну молекулу Sb ₂S₃ приходилось три молекулы Na ₂ S. Сернистая сурьма, соединяясь с Na ₂ S, дает сульфосоль Nа ₃SbS₃. По окончании выщелачивания к раствору прибавляют 3% поваренной соли и дают отстояться. Светлый раствор переводят в железные ванны для разложения током. При электролизе сурьма выделяется в порошковатом состоянии и не отличается особенной чистотой, поэтому сурьму сплавляют с прибавкой небольшого количества сурьмяной обманки.

II. Электролиз расплавленных солей. Электролиз расплавленных солей производится в особых тиглях, сделанных из огнестойкого и прочного материала. Смотря по обстоятельствам, тигли служат или анодами, или катодами. Другой электрод, часто подвижный, имеет форму цилиндра или бруска; такие электроды делают из угольной массы, в состав которой вхо