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Il est connu de raffiner le plomb, auquel le bismuth est combiné en tant qu'impureté, en soumettant le métal fondu à un traitement par le so- dium et la soude caustique. Ce procédé a cependant pour résultat que le plomb débismuthé contient une proportion de sodium qui doit être éliminée par une opération ultérieure. Une méthode connue pour éliminer le sodium résiduel implique la production de soude caustique à partir de celui-ci; or, ceci est indésirable lorsque le sodium est requis comme tel en vue d'opéra- tions de débismuthation ultérieures.
Un autre procédé connu de débismuthation du plomb consiste à trai- ter le métal fondu par le potassium et le magnésium. Le plomb ainsi traité contient du magnésium et du potassium résiduels, le magnésium étant ensuite séparé sous la forme de l'oxyde de magnésium, après quoi le potassium est séparé sous la forme de l'hydroxyde.
Partant de ce qui précède, la présente invention a pour objet d'é- tablir un procédé et un appareil perfectionnés pour récupérer le sodium ou le potassium à partir du plomb, en particulier du plomb qui avait été débis- muthé par le traitement par ces substances.
Un autre objet de l'invention consiste à établir un procédé perfec- tionné pour additionner le plomb de sodium et de potassium, soit en vue de le débarrasser ultérieurement du bismuth, soit en vue de la formation d'al- liages de plomb.
L'invention est relative à un procédé de séparation du sodium et du potassium d'avec le plomb, procédé qui consiste à soumettre l'hydroxyde en fusion du métal alcalin à une électrolyse en utilisant l'alliage de plomb en fusion comme anode et le plomb en fusion comme cathode, de sorte que le métal alcalin passe de l'anode dans l'électrolyte et se dépose simultanément sur la cathode.
Etant donné que le métal alcalin est progressivement déposé sur le plomb cathodique et incorporé à celui-ci au cours de l'opération, ce pro- cédé peut également être considéré comme une méthode pour préparer un allia- ge de plomb contenant une proportion requise de sodium ou de potassium, sui- vant le cas.
Le métal peut être traité par charges successives, ou bien, le mé- tal de l'anode et celui de la cathode peuvent s'écouler d'une manière con- tinue à travers la cellule ou cuve électrolytique, dans lequel cas ils peu- vent traverser celle-ci en des courants parallèles dirigés en sens opposés.
Une caractéristique marquante de la forme de réalisation la plus favorable de la présente invention, telle qu'applicable particulièrement, mais non exclusivement, au traitement du plomb débismuthé contenant du so- dium et du potassium, réside en ce que le plomb en fusion contenant le mé- tal alcalin sert à former à la fois l'anode et la cathode, avec ceci que la proportion du métal alcalin dans le corps ou flux cathodique croît à me- sure que le corps ou flux anodique en est débarrassé, l'alliage enrichi plomb- metal alcalin, ainsi produit, étant, conformément à une application de l'in- vention, mélangé ultérieurement avec une nouvelle quantité de plomb appelé à être débismuthé, bien que cet alliage puisse être utilisé à d'autres fins.
Les quantit és de métal utilisées pour former l'anode et la catho- de ne sont pas nécessairement les mêmes, chacune de ces quantités pouvant être tantôt supérieure et tantôt inférieure à l'autre, suivant le cas. De plus, et pour des raisons qui seront exposées dans la suite, il peut être avantageux de ramener au système une partie du plomb débismuthé, en vue de son mélange avec une nouvelle quantité de plomb, sans la soumettre au trai- tement électrolytique décrit ci-dessus.
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Une autre caractéristique de l'invention réside dans l'incorpora- tion d'une quantité supplémentaire de métal alcalin au plomb par l'électro- lyse de l'hydroxyde, soit dans la même cellule, soit dans une cellule sépa- rée.
L'invention se rapporte également à une cellule électrolytique pour le transfert du métal alcalin d'une masse de plomb en fusion à une au- tre, Cette cellule comprenant des auges ou rigoles espacées et sensiblement parallèles ou d'autres réceptacles appropriés ou organes de répartition appropriés, convenablement disposés, pour le métal anodique et le métal cathodique, ces auges, ou éléments équivalents, étant disposées de manière à être submergées par l'électrolyte.
Les auges ou rigoles précitées sont de préférence relativement longues et sont disposées côte à côte dans le même plan horizontal, des moyens étant prévus pour amener continuellement du plomb en fusion à une ex- trémité de chaque auge ou rigole et pour évacuer le plomb d'une manière continue à partir de l'extrémité opposé de celle-ci. Selon une variante, des charges successives de métal peuvent être traitées dans ces auges.
Selon une variante de l'invention, chacune des électrodes appelées à être utilisées dans un procédé continu peut être constituée par une série d'auges horizontales placées verticalement les unes au-dessus des autres, établies et disposées de telle façon que le plomb en fusion s'écoule vers le bas en passant successivement par les différentes auges, pour être recueil- li dans un réservoir collecteur prévu à la base de la cellule.
Selon une autre variante, le métal en fusion s'écoule vers le bas, sous la forme d'une mince pellicule, le long d'une électrode-plaque verti- cale, pour aboutir dans un réservoir collecteur
Dans les dessins annexés :
La figure 1 est un schéma de marche montrant l'invention telle qu'appliquée à l'élimination de sodium d'une masse de plomb d'oeuvre, ain- si que le remploi du sodium récupéré pour le raffinage d'une nouvelle quan- tité de plomb.
La figure 2 est une vue en coupe et d'élévation en bout d'une cel- lule ou cuve électrolytique.
La figure 3 est une vue en plan de la cellule.
La figure 4 est un schéma de marche d'un procédé de variante.
La figure 5 est une vue perspective d'une variante d'une électro- de.
La figure 6 est une vue schématique en élévation et en coupe d'une cellule électrolytique comprenant les électrodes du genre de celle représentée dans la figure 5 et montrant une unité de débismuthation annexe.
La figure 7 est une vue d'élévation en coupe prise suivant la ligne 7-7 de la figure 6.
La figure 8 est une vue perspective d'un autre type d'électrode.
Le souéma de marche selon la Fig. 1 montre une application de l'in- vention au traitement de plomb d'oeuvre contenant du bismuth, et qui avait été soumis initialement à un traitement approprié où du sodium a été utili- sé pour éliminer le bismuth. Ce traitement de débismuthation ne fait pas partie de la présente invention, étant donné que l'on connaît déjà des pro- cédés appropriés, tels que ceux exposés dans les mémoires des brevets-amé- ricains ? 203650177, 2.402.316 et 2.507.096.
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Le plomb d'oeuvre contenant du bismuth et arrivant en 1 est intro- duit, après débismuthation au sodium en 2, - le bismuth étant évacué en 3, - dans un vase 4 et est dirigé de ce dernier vers deux électrodes en forme d'auges, respectivement 10 et 11, prévues dans une cellule électrolytique
12 contenant de la soude caustique fondue en guise d'électrolyte, ce dernier étant maintenu à une température appropriée, quelque peu supérieure au point de fusion du plomb, par exemple une température d'environ 330 - 340 C.
La cellule peut fonctionner d'une façon intermittente ou continue, suivant qu'il s'agit de traiter le plomb par charges successives ou en mar- che continue.
Pour une marche intermittente, on maintient entre les électrodes un potentiel approprié qui, pour du plomb contenant environ 2% de sodium, varie généralement de 0,8 volt environ, au début de l'opération, à 1,2 volt environ, à la fin de celle-ci, à la suite de quoi, du sodium est déposé sur la cathode de plomb en fusion et incorporé à celle-ci, tandis que du sodium passe simultanément dans l'électrolyte à partir de l'anode de plomb en fu- sion.
Par conséquent, la proportion de sodium dans le métal de l'anode di- minue progressivement à mesure que l'opération avance, cependant que la pro- portion de sodium dans la cathode augmente progressivement, cette opération étant de préférence poursuivie jusqu'à ce que le métal de l'anode soit pres- que complètement exempt de son sodium, la cathode de plomb s'étant enrichie d'une quantité équivalente de sodium.
Ainsi, si le plomb convient initialement 2% de sodium par exemple et que des quantités égales de ce plomb ont été utilisées pour former l'ano- de et la cathode, le plomb cathodique contient environ 4% de sodium à la fin du traitement électrolytique, tandis que le plomb anodique est sensible- ment exempt de sodium.
Lorsque le plomb anodique est presque complètement débarrassée de sodium, la tension requise s'élève brusquement d'environ 1,2 volt à environ 2,5 volts, ce qui constitue une indication utile de la fin du processus.
Le rendement du courant est élevé avec une différence de potentiel moyenne de 1 volt environ et une densité de courant d'environ 500 à 1000 ampères par pied carré (0,092903 m2) de surface cathodique.
La cellule électrolytique 12 sert donc d'échangeur de sodium en ce sens que dans celle-ci, le sodium est effectivement transféré de l'ano- de à la cathode.
A la fin du traitement électrolytique, l'anode de plomb exempte de sodium est évacuée du système en 6, tandis que le plomb cathodique enri- chi de sodium est ramené dans le système en 5, pour être mélangé avec une nouvelle quantité de plomb d'oeuvre;, en amont du stade de débismuthation 2, de manière à fournir le sodium nécessaire pour cette dernière. Ainsi, lors- que le plomb à 4% de sodium, ramené dans le système, est mélangé avec une quantité égale de plomb d'oeuvre, le mélange contient 2% de sodium.
Toutefois, il n'est pas indispensable, pour former l'anneau de la cathode, d'employer des quantités égales de plomb au sodium exempt de bismuth, étant donné que chacune de ces quantités peut être tantôt sup érieu- re, tantôt inférieure à l'autre, suivant le cas.
Ainsi, si le traitement vise en premier lieu à produire un plomb au sodium ayant une teneur déterminée en sodium, les quantités employées pour former l'anode et la cathode sont prévues de façon à fournir l'alliage requis. Par exemple, lorsqu'il s'agit de produire un alliage contenant 6% de sodium à partir d'un plomb qui en contient initialement 2%, la quan- tité de plomb utilisée pour la cathode sera la moitié de celle employée pour
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former l'anode, et ainsi de suite. On peut aisément produire de cette fa- çon un plomb au sodium contenant jusque 10% de sodium environ.
Même dans le cas, représenté dans la Fig. le où le sodium récupé- ré à partir du plomb anodique est destiné uniquement au traitement de débis- muthation d'une nouvelle quantité deplomb, il peut arriver qu'il ne soit pas nécessaire de faire passer par la cellule électrolytique la totalité du plomb ramené dans le système. Ainsi, et comme indiqué par la ligne en traits mixtes "IR" dans cette figure, une partie du plomb débismuthé peut être ra- menée directement à l'étage de débismuthation 2.
Par exemple, l'appareil de débismuthation peut fonctionner avec un rendement maximum lorsque le plomb d'alimentation contient par exemple 0,005 % de bismuth et 2% de sodium, dans lequel cas, lorsque le plomb frais contient 0,01% de bismuth, le résultat voulu peut être atteint si l'on uti- lise des quantités égales de plomb débismuthé pour former l'anode et la cathode. Dans ces conditions, le plomb cathodique final contient 4% de so- dium, de sorte qu'en le mélangeant avec une quantité égale de plomb frais contenant 0,01% de bismuth, on obtient l'alliage requis, contenant 0,005 % de bismuth et 2% de sodium.
Si toutefois le plomb frais contient 0,02% de bismuth, il sera nécessaire deele mélanger avec trois fois sa quantité de plomb débismuthé, en vue de réduire la teneur de bismuth dans le mélange jusqu'à la valeur re- quise de 0,05 %. Comme, dans ce cas, il n'est pas nécessaire que la totali- té du plomb ramené dans le système soit utilisée pour véhiculer le sodium récupéré dans la cellule électrolytique, une proportion convenable de ce plomb pourra être ramenée directement au système, comme indiqué par le trait mixte DR.
Plus particulièrement, dans les conditions décrites plus haut, un quart du plomb débismuthé sera utilisé pour former l'anode et, si une quan- tité égale était utilisée pour former la cathode, la moitié restante du plomb débismuthé, contenant 2% de sodium, serait ramenée directement à l'étage de débismuthation 2, sans passer par la cellule électrolytique.
Dans ce cas, le plomb cathodique contient 4% de sodium, et le mélange de ce plomb avec une quantité égale de plomb frais présente la teneur requise de 2% de sodium*
Il est bien entendu que lorsque l'opération électrolytique est exécutée d'une façon discontinue, la quantité de plomb frais entrant dans le système doit être égale, en moyenne, au plomb anodique exempt de sodium, qui est évacué du système, tandis que si l'on considère que la fig. 1 re- présente un traitement continu, la vitesse d'alimentation en plomb frais doit être égale à la vitesse d'évacuation de plomb anodique exempt de bis- muth et de sodium.
Par conséquent, lorsque l'invention est appliquée au traitement de débismuthation du plomb, le sodium contenu dans le système est remis en circulation dans l'étage de débismuthation 2 et au moins partiellement dans la cellule d'échange de sodium 12, comme montré dans le schéma.
Toutefois, certaines pertes de sodium se produisent inévitable- ment pendant la phase de débismuthation, pertes qui doivent être compensées.
Lorsque ladite cellule électrolytique est employée pour le traitement de charges successives de plomb, ce sodium de complimentât peut être fourni en élevant la tension de la cellule jusque 3-4 volts environ après que la to- talité du sodium aura été éliminée du plomb anodique, à la suite de quoi une nouvelle quantité de sodium est déposée sur le plomb cathodique par la réduction électrolytique de la soude caustique fondue. Cette opération sert également à éliminer toute quantité de sodium résiduelle du plomb ano-
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dique'.. A titre de variante, et comme il sera exposé dans la suite, notam- ment à propos d'une marche continue, le supplément de sodium requis peut être fourni par un traitement électrolytique spécial.
Les figures 2 et 3 montrent d'une façon quelque peu schématique un mode de réalisation approprié d'une cellule électrolytique pour le trai- tement du métal en marche discontinue. Cette cellule comprend un bac en fonte 12 ouvert à sa partie supérieure et enclavé dans une maçonnerie 13 de façon à pouvoir être chauffé par des brûleurs à gaz ou à huile (non re- présentés).
L'anode 10 et la cathode 11 sont constituées chacune par une au- ge oblongue en acier ou en fonte de section transversale semi-circulaire, ces auges étant disposées dans le même plan horizontal à l'intérieur du bac.
Ces auges peuvent être supportées par une couche de matière isolante ré- fractaire 14 disposée sur le fond du bac, ou bien, elles peuvent être sus- pendues à partir de supports prévus au-dessus (non représentés).
Les auges d'électrodes sont complètement submergées par l'élec- trolyte 15, leurs bords en regard étant distants d'environ 2 pouces par exem- ple.
La Fig. 4 est un schéma de marche montrant un procédé de variante dans lequel le plomb en fusion afflue d'une manière continue dans la cellu- le 12, qu'il traverse sous la forme d'un flux anodique et d'un flux catho- dique qui sont évacués de la cellule d'une façon continue. Dans cette fi- gure, le plomb d'oeuvre contenant du bismuth arrive en 1', la débismuthation s'opère en 2' et le bismuth est évacué en 3'o Ainsi, le plomb anodique est progressivement débarrassé de sodium, au fur et à mesure de son passage par la cellule, tandis que le flux cathodique est progressivement enrichi en sodium.
Les flux anodique et cathodique peuvent parcourir les auges ou rigoles opposées, 10 et 11 respectivement, placées de façon à s'opposer par leurs côtés, comme montré dans les figures 2 et 3, dans lequel cas les flux se dirigent de préférence à contre-courant, comme indiqué dans la fige 4.
Le sodium de complément ou de compensation est ajouté au flux ca- thodique par l'électrolyse de la soude caustique dans une cellule séparée 17, munie d'une auge ou rigole d'anode 18 et d'une auge ou rigole de catho- de 19, et l'on remarquera que le flux cathodique exempt de sodium, en pro- venance de la cellule d'échange de sodium 12 se dirige vers la cellule de compensation 17 pour y servir d'anode.
Il est évident que les flux anodique et cathodique doivent être isolés électriquement et qu'il est nécessaire de prévoir une coupure entre les flux anodiques des cellules 12 et 17, afin de pouvoir maintenir des tensions différentes dans ceux-ci. Ce résultat peut être obtenu par exem- ple en faisant en sorte que le flux anodique se divise en gouttes distinc- tes en passant sur des déversoirs ou en s'échappant d'ajutages de refoule- ment situés aux endroits désignés par 20, 21 et 22, le flux cathodique pou- vant être interrompu d'une manière analogue. A titre de variante, des va- ses isolés (non représentés) pour le plomb anodique peuvent être disposés de chaque côté de chaque cellule électrolytique.
Au lieu d'amener le métal en fusion à s'écouler horizontalement à travers les cellules 12 et 17, et conformément à une variante, il est a- vantageux de faire passer le métal verticalement à travers celles-ci, ce qui permet d'augmenter la surface d'électrode pour une superficie donnée du fond du bassin.
Ainsi, un mode de construction approprié d'une électrode, repré- senté dans la figo 5, comprend une série d'auges horizontales 24 disposées
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les unes au-dessus des autres et écartées les unes des autres d'une distan- ce convenable, les extrémités de ces auges étant fixées à des éléments ex- trêmes verticaux 25. Chaque auge 24 peut être constituée avantageusement par un tronçon d'un profilé d'acier en L, comme montré dans cette figure et être munie d'une série d'orifices ou d'encoches d'écoulement 27, dispo- sées au-dessous dlubord supérieur de cette auge et par lesquelles le métal en fusion s'écoule continuellement vers l'auge située au-dessous.
Une construction de cellule comprenant les électrodes multiples du genre de celle représentée dans la fig. 5 est montrée dans les figures 6 et 7 conjointement avec une tour de débismuthation 30.
Une série d'anodes 10 et de cathodes 11, alternant les unes avec les autres, sont disposées dans la cellule, le plomb au sodium en fusion affluant dans l'auge supérieure 24 de chaque électrode à partir d'une auge d'alimentation commune 31 qui s'élève au-dessus des électrodes et qui est munie d'une série de soupapes d'écoulement réglables 32, soit une pour cha- que électrode.
L'ajutage de sortie de chaque soupape est disposé à 7 pouces ou plus au-dessus de la première auge d'en haut 24 de l'électrode considérée, afin que chaque flux de métal puisse se diviser en gouttes, ce qui permet d'éviter tout court-circuit grave.
Le métal en fusion qui est ainsi continuellement envoyé à la première auge d'en haut 24 de chaque électrode s'écoule de cette auge à la même vitesse, à travers les orifices 27, et est recueilli dans l'auge suivante de la série, jusqu'à son -évacuation finale à partir de la première auge doen-bas, d'où le métal tombe, sous la forme de gouttes distinctes, dans un compartiment collecteur correspondant 33 ou 34, prévu dans le fond de la cellule. Ainsi, le métal en fusion contenu dans les compartiments 33 et 34 est isolé des électrodes.
Le métal cathodique recueilli dans les compartiments 34 est éva- cué de ceux-ci d'une manière continue vers un bassin collecteur commun 35 par l'intermédiaire de siphons correspondants 36 en U; de même, le métal anodique recueilli dans les compartiments 33 est évacué de ceux-ci, par des siphons 37 en U, vers une auge 38.
Le métal évacué de la tour de débismuthation 30 est également conduit par une canalisation 39 dans le bassin 35, d'où le métal en fusion est aspiré d'une façon continue par une pompe centrifuge 40 commandée par un moteur électrique 41 et est refoulé dans la rigole d'alimentation 31 d' dont l'extrémité d'écoulement s'avance au-dessus de l'extrémité supérieure de la tour 30.
Ainsi, toute fraction de métal remis en circulation, qui n'est pas fournie aux électrodes par les soupapes 32, est ramenée directement à l'éta- ge de débismuthation, comme décrit plus haut. Le plomb frais à traiter se dirige continuellement vers la tour 30 par une canalisation 42.
La Fig. 8 montre une autre forme de réalisation d'une électrode verticale constituée par une plaque d'acier 43 munie d'un tube de distribu- tion 44 pour l'alliage de plomb-sodium en fusion, ce tube étant soudé au bord supérieur de la plaque. Le tube 44 est muni d'une série d'orifices ou de fentes d'écoulement 45, disposés à proximité de la surface de la plaque, de telle façon que le métal en fusion arrive sur celle-ci d'une façon con- tinue. Après avoir mouillé la surface de la plaque d'acier, l'alliage plomb- sodium en fusion s'écoule continuellement vers le bas sur cette surface sous la forme d'une mince pellicule et arrive finalement dans un compartiment collecteur correspondant, disposé de la manière représentée dans les figures
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6 et 7.
Alors que la description détaillée ci-dessus se rapporte unique- ment au traitement d'alliages de plomb-sodium,il est bien entendu que la même méthode et le même appareillage peuvent être utilisés pour le traite- ment d'alliages de plomb-potassium, dans lequel cas l'hydroxyde de potas- sium sera utilisé comme électrolyte. Ainsi, dans l'application de l'inven- tion au traitement du plomb débismuthé contenant du potassium, le plomb cathodique, enrichi en potassium, peut être ramené dans le système poux ê- tre mélangé à une nouvelle quantité de plomb contenant du bismuth, comme décrit et représenté à propos du traitement du plomb-sodium.
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It is known to refine lead, with which bismuth is combined as an impurity, by subjecting the molten metal to treatment with sodium and caustic soda. However, the result of this process is that the debismuth lead contains a proportion of sodium which must be removed by a subsequent operation. A known method of removing residual sodium involves the production of caustic soda from it; however, this is undesirable when sodium is required as such for subsequent debismuthation operations.
Another known process for the debismuthation of lead consists in treating the molten metal with potassium and magnesium. The lead thus treated contains residual magnesium and potassium, the magnesium then being separated in the form of the magnesium oxide, after which the potassium is separated in the form of the hydroxide.
Proceeding from the foregoing, the object of the present invention is to provide an improved method and apparatus for recovering sodium or potassium from lead, in particular from lead which had been debonded by the treatment with these. substances.
Another object of the invention is to establish an improved process for adding sodium and potassium lead, either with a view to subsequently removing bismuth from it, or with a view to forming lead alloys.
The invention relates to a process for separating sodium and potassium from lead, which process consists of subjecting the molten hydroxide of the alkali metal to electrolysis using the molten lead alloy as an anode and molten lead as the cathode, so that the alkali metal passes from the anode into the electrolyte and simultaneously deposits on the cathode.
Since the alkali metal is gradually deposited on and incorporated into the cathode lead during the process, this process can also be considered as a method for preparing a lead alloy containing a required proportion of sodium or potassium, as appropriate.
The metal can be treated by successive charges, or the anode metal and that of the cathode can flow continuously through the cell or electrolytic cell, in which case they can be. wind cross it in parallel currents directed in opposite directions.
A salient feature of the most favorable embodiment of the present invention, as applicable particularly, but not exclusively, to the processing of debismuthed lead containing sodium and potassium, is that the molten lead containing sodium. alkali metal serves to form both the anode and the cathode, whereby the proportion of the alkali metal in the body or cathode flux increases as the anode body or flux is freed from it, the alloy enriched Alkali lead metal, thus produced, being, in accordance with an application of the invention, subsequently mixed with a new quantity of lead which is to be debismuthed, although this alloy can be used for other purposes.
The amounts of metal used to form the anode and the cathode are not necessarily the same, each of these amounts possibly being sometimes greater and sometimes less than the other, as the case may be. In addition, and for reasons which will be explained below, it may be advantageous to return part of the debismuthed lead to the system, with a view to its mixing with a new quantity of lead, without subjecting it to the electrolytic treatment described above. -above.
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Another feature of the invention is the incorporation of an additional quantity of alkali metal into the lead by electrolysis of the hydroxide, either in the same cell or in a separate cell.
The invention also relates to an electrolytic cell for the transfer of the alkali metal from one mass of molten lead to another, This cell comprising spaced and substantially parallel troughs or channels or other suitable receptacles or organs of. appropriate distribution, suitably arranged, for the anode metal and the cathode metal, these troughs, or equivalent elements, being arranged so as to be submerged by the electrolyte.
The above-mentioned troughs or troughs are preferably relatively long and are arranged side by side in the same horizontal plane, means being provided for continuously supplying molten lead to one end of each trough or trough and for removing the lead from it. continuously from the opposite end thereof. According to a variant, successive charges of metal can be treated in these troughs.
According to a variant of the invention, each of the electrodes called to be used in a continuous process can be constituted by a series of horizontal troughs placed vertically one above the other, established and arranged in such a way that the molten lead flows downwards, passing successively through the various troughs, to be collected in a collecting tank provided at the base of the cell.
According to another variant, the molten metal flows downwards, in the form of a thin film, along a vertical plate electrode, to end up in a collecting tank.
In the accompanying drawings:
FIG. 1 is a flow diagram showing the invention as applied to the removal of sodium from a mass of lead work, as well as the re-use of the sodium recovered for the refining of a new quantity. tity of lead.
Figure 2 is a sectional end elevational view of an electrolytic cell or cell.
Figure 3 is a plan view of the cell.
Figure 4 is a flow diagram of an alternative method.
FIG. 5 is a perspective view of a variant of an electrode.
FIG. 6 is a schematic view in elevation and in section of an electrolytic cell comprising electrodes of the type shown in FIG. 5 and showing an ancillary debismuthation unit.
Figure 7 is a sectional elevation view taken along line 7-7 of Figure 6.
Figure 8 is a perspective view of another type of electrode.
The walking souema according to FIG. 1 shows an application of the invention to the treatment of lead lead containing bismuth, and which had initially been subjected to a suitable treatment where sodium was used to remove the bismuth. This deismuthation treatment does not form part of the present invention, since suitable methods are already known, such as those disclosed in the US patent submissions. 203650177, 2.402.316 and 2.507.096.
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The work lead containing bismuth and arriving at 1 is introduced, after debismuthation with sodium at 2, - the bismuth being discharged at 3, - into a vessel 4 and is directed from the latter towards two electrodes in the form of a troughs, respectively 10 and 11, provided in an electrolytic cell
12 containing molten caustic soda as an electrolyte, the latter being maintained at a suitable temperature, somewhat above the melting point of lead, for example a temperature of about 330 - 340 C.
The cell can operate intermittently or continuously, depending on whether it is a question of treating the lead by successive charges or in continuous operation.
For intermittent operation, an appropriate potential is maintained between the electrodes which, for lead containing about 2% sodium, generally varies from about 0.8 volts at the start of the operation to about 1.2 volts at the start of the operation. end of this, as a result of which sodium is deposited on the cathode of molten lead and incorporated into it, while sodium simultaneously passes into the electrolyte from the anode of molten lead - if we.
Consequently, the proportion of sodium in the metal of the anode gradually decreases as the operation proceeds, while the proportion of sodium in the cathode gradually increases, this operation preferably being continued until. that the metal of the anode be almost completely free of its sodium, the lead cathode having enriched itself with an equivalent quantity of sodium.
Thus, if the lead is initially suitable for example 2% sodium and equal amounts of this lead have been used to form the anode and the cathode, the cathode lead contains about 4% sodium at the end of the electrolytic treatment. , while anodic lead is substantially free of sodium.
When the anode lead is almost completely free of sodium, the voltage required suddenly rises from about 1.2 volts to about 2.5 volts, which is a useful indication of the end of the process.
The current efficiency is high with an average potential difference of about 1 volt and a current density of about 500 to 1000 amps per square foot (0.092903 m2) of cathode surface.
The electrolytic cell 12 therefore serves as a sodium exchanger in the sense that therein, the sodium is effectively transferred from the anode to the cathode.
At the end of the electrolytic treatment, the sodium-free lead anode is discharged from the system at 6, while the sodium-enriched cathode lead is returned to the system at 5, to be mixed with a new quantity of lead. 'work;, upstream of the debismuthation stage 2, so as to provide the sodium necessary for the latter. Thus, when the 4% sodium lead, returned to the system, is mixed with an equal amount of lead, the mixture contains 2% sodium.
However, it is not essential, in order to form the ring of the cathode, to employ equal quantities of sodium lead free from bismuth, since each of these quantities may be sometimes greater than and sometimes less than the other, as the case may be.
Thus, if the treatment is primarily aimed at producing sodium lead having a determined sodium content, the amounts used to form the anode and the cathode are planned so as to provide the required alloy. For example, when it comes to producing an alloy containing 6% sodium from a lead which initially contains 2%, the amount of lead used for the cathode will be half of that used for.
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form the anode, and so on. Sodium lead containing up to about 10% sodium can easily be produced in this way.
Even in the case, shown in FIG. Where the sodium recovered from the anodic lead is intended only for the de-mutating treatment of a new quantity of lead, it may happen that it is not necessary to pass through the electrolytic cell all of the lead brought back in the system. Thus, and as indicated by the dashed line "IR" in this figure, part of the debismuth lead can be returned directly to the debismuthation stage 2.
For example, the debismuthation apparatus can operate at maximum efficiency when the feed lead contains for example 0.005% bismuth and 2% sodium, in which case, when the fresh lead contains 0.01% bismuth, the The desired result can be achieved if equal amounts of deismuthed lead are used to form the anode and the cathode. Under these conditions, the final cathode lead contains 4% sodium, so that by mixing it with an equal amount of fresh lead containing 0.01% bismuth, the required alloy is obtained, containing 0.005% bismuth. and 2% sodium.
If, however, the fresh lead contains 0.02% bismuth, it will be necessary to mix it with three times its quantity of debismuthed lead, in order to reduce the bismuth content in the mixture to the required value of 0.05. %. As, in this case, it is not necessary that all of the lead returned to the system be used to convey the sodium recovered in the electrolytic cell, a suitable proportion of this lead can be returned directly to the system, as indicated. by the mixed line DR.
More particularly, under the conditions described above, a quarter of the debismuthed lead will be used to form the anode and, if an equal amount were used to form the cathode, the remaining half of the debismuthed lead, containing 2% sodium, would be brought directly to the debismuthation stage 2, without going through the electrolytic cell.
In this case, the cathode lead contains 4% sodium, and mixing this lead with an equal amount of fresh lead has the required content of 2% sodium *
Of course, when the electrolytic operation is carried out in a batch fashion, the amount of fresh lead entering the system should be equal, on average, to the sodium-free anode lead which is discharged from the system, while if it is considered that FIG. 1 represents a continuous process, the feed rate of fresh lead should be equal to the discharge rate of anode lead free of bis-muth and sodium.
Therefore, when the invention is applied to the lead debismuthation treatment, the sodium contained in the system is recirculated in the debismuthation stage 2 and at least partially in the sodium exchange cell 12, as shown in the diagram.
However, some sodium losses inevitably occur during the debismuthation phase, which losses must be compensated for.
When said electrolytic cell is used for the treatment of successive charges of lead, this complimentate sodium can be supplied by raising the voltage of the cell to about 3-4 volts after all the sodium has been removed from the anode lead, as a result of which a new quantity of sodium is deposited on the cathode lead by the electrolytic reduction of the molten caustic soda. This operation also serves to remove any residual sodium from the ano-lead.
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Alternatively, and as will be discussed hereinafter, particularly in connection with continuous operation, the additional sodium required can be provided by special electrolytic treatment.
Figures 2 and 3 show somewhat schematically a suitable embodiment of an electrolytic cell for batch metal processing. This cell comprises a cast iron pan 12 open at its upper part and enclosed in a masonry 13 so as to be able to be heated by gas or oil burners (not shown).
The anode 10 and the cathode 11 are each formed by an oblong steel or cast iron trough of semicircular cross section, these troughs being arranged in the same horizontal plane inside the tank.
These troughs may be supported by a layer of refractory insulating material 14 disposed on the bottom of the pan, or they may be suspended from supports provided above (not shown).
The electrode troughs are completely submerged by the electrolyte 15, their facing edges being about 2 inches apart, for example.
Fig. 4 is a flow diagram showing an alternate process in which molten lead continuously flows into cell 12, which it passes through in the form of an anode flow and a cathode flow. which are continuously evacuated from the cell. In this figure, the work lead containing bismuth arrives at 1 ', the deismuthation takes place at 2' and the bismuth is discharged at 3 ° Thus, the anodic lead is progressively freed of sodium, as and when as it passes through the cell, while the cathodic flow is progressively enriched in sodium.
The anode and cathode flows can travel through the opposing troughs or channels, 10 and 11 respectively, placed so as to oppose each other by their sides, as shown in Figures 2 and 3, in which case the flows are preferably directed against each other. current, as shown in fig 4.
Complement or compensation sodium is added to the cathodic flow by electrolysis of caustic soda in a separate cell 17, provided with an anode trough or trough 18 and with a cathode trough or trough. 19, and it will be noted that the cathodic flux free of sodium, coming from the sodium exchange cell 12 goes towards the compensation cell 17 to serve therein as an anode.
It is obvious that the anode and cathode flows must be electrically isolated and that it is necessary to provide a cutoff between the anode flows of the cells 12 and 17, in order to be able to maintain different voltages therein. This result can be obtained, for example, by causing the anode flow to divide into separate drops by passing over weirs or by escaping from discharge nozzles located at the places designated by 20, 21 and 22, the cathode flow can be interrupted in an analogous manner. Alternatively, isolated vaults (not shown) for the anode lead may be disposed on either side of each electrolytic cell.
Instead of causing the molten metal to flow horizontally through cells 12 and 17, and according to an alternative, it is advantageous to pass the metal vertically through them, which allows increase the electrode area for a given area of the bottom of the basin.
Thus, a suitable embodiment of an electrode, shown in fig. 5, comprises a series of horizontal troughs 24 arranged.
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one above the other and spaced apart from each other at a suitable distance, the ends of these troughs being fixed to extreme vertical elements 25. Each trough 24 can advantageously be constituted by a section of a L-shaped steel profile, as shown in this figure and be provided with a series of outlets or flow notches 27, arranged below the upper edge of this trough and through which the molten metal s 'continuously flows towards the trough below.
A cell construction comprising multiple electrodes of the kind shown in FIG. 5 is shown in Figures 6 and 7 together with a debismuthation tower 30.
A series of anodes 10 and cathodes 11, alternating with each other, are disposed in the cell, with molten sodium lead flowing into the upper trough 24 of each electrode from a common feed trough. 31 which rises above the electrodes and which is provided with a series of adjustable flow valves 32, one for each electrode.
The outlet nozzle of each valve is disposed 7 inches or more above the first top trough 24 of the electrode under consideration, so that each flow of metal can divide into drops, which allows for avoid serious short circuits.
The molten metal which is thus continuously sent to the first top trough 24 of each electrode flows from this trough at the same speed, through the orifices 27, and is collected in the next trough of the series, until its final discharge from the first doen-bottom trough, from which the metal falls, in the form of separate drops, into a corresponding collecting compartment 33 or 34, provided in the bottom of the cell. Thus, the molten metal contained in compartments 33 and 34 is isolated from the electrodes.
The cathode metal collected in the compartments 34 is discharged therefrom in a continuous fashion to a common collecting basin 35 via corresponding U-shaped siphons 36; likewise, the anode metal collected in the compartments 33 is discharged from them, by U-shaped siphons 37, to a trough 38.
The metal evacuated from the debismuthation tower 30 is also led by a pipe 39 in the basin 35, from where the molten metal is sucked in a continuous way by a centrifugal pump 40 controlled by an electric motor 41 and is discharged into the feed channel 31 of which the flow end projects above the upper end of the tower 30.
Thus, any recirculated metal fraction, which is not supplied to the electrodes by the valves 32, is returned directly to the deismuthation stage, as described above. The fresh lead to be treated is continuously directed towards tower 30 through a pipe 42.
Fig. 8 shows another embodiment of a vertical electrode constituted by a steel plate 43 provided with a distribution tube 44 for the molten lead-sodium alloy, this tube being welded to the upper edge of the tube. plate. The tube 44 is provided with a series of orifices or flow slots 45, arranged near the surface of the plate, such that the molten metal arrives thereon in a continuous fashion. . After wetting the surface of the steel plate, the molten lead-sodium alloy continuously flows downward on this surface in the form of a thin film and finally arrives in a corresponding collecting compartment, arranged in the same way. way shown in the figures
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6 and 7.
While the above detailed description relates only to the treatment of lead-sodium alloys, it is understood that the same method and the same apparatus can be used for the treatment of lead-potassium alloys. , in which case potassium hydroxide will be used as the electrolyte. Thus, in the application of the invention to the treatment of debismuth lead containing potassium, the cathodic lead, enriched in potassium, can be brought back into the system to be mixed with a new quantity of lead containing bismuth, as described and shown in connection with the treatment of lead-sodium.