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EMI1.1
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BREVET D'INVENTION.
PERFECTIONNEMENTS AU RAFFINAGE DU PLOMB.
La présente invention est relative au raffinage électroly- tique du plomb et s'applique plus particulièrement au plomb con- tenant du bismuth, or et argent, de manière à produire d'un côté un plomb doux de haute qualité dépourvu d'impuretés,et d'un autre côté un résidu riche en bismuth, or et argent.
Jusqu'à présent, du fluosilicate de plomb a été employé principalement comme electrolyte dans le raffinage électrolytique du plomb, et l'objet de la présente invention est de fournir une méthode perfectionnée dans laquelle on emploie un électrolyte donnant de bons précipités, dont la régénération soit facile, qui soient stables, bon marché et non corrosifs de l'acier et/ou du fer.
La méthode de raffinage du plomb suivant la présente inven tion consiste à raffiner préalablement par voie sèche le métal impur de base par des méthodes connues de manière à enlever des quantités appropriées de cuivre, étain, antimoine et arsenic pré- sentes, à raffiner électrolytiquement le plomb purifié ainsi obtenu, à employer comme électrolyte une solution alcaline aqueuse d'un composé bivalent de plomb , par exemple du monoxyde de plomb, avec addition à l'électrolyte de glycérine ou autre agent augmen- tant la solubilité et non influencé de manière appréciable par
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l'électrolyse, en vue d'augmenter la solubilité du composé de plomba
D'autres traits caractéristiques de l'invention seront décrits ci-après et revendiqués dans les revendications.
Lorsqu'on enlève le bismuth du plomb il est surtout dési- rable que le bismuth soit récupéré sous une forme aussi concen- trée que possible et qu'il ne soit pas associé à certaines autres substances qui rendent coûteuses son extraction et sa purification
Pour cette raison en réalisant la présente invention le métal de base contenant le bismuth est soumis à un raffinage pré- liminaire par voie sèche, qui peut être effectué par un des pro- cédés bien connus aux techniciens du raffinage du plomb afin d'enlever le cuivre, l'étain, l'antimoine et l'arsenic autant qu'il est possible de le faire économiquement; par exemple, l'é- tain et l'arsenic peuvent être facilement réduits jusqu'à des traces et le cuivre et l'antimoine à moins de 0,02 %.
Il n'est cependant pas nécessaire d'enlever ces impuretés aussi loin que cela, mais il peut être préférable de le faire, car pendant l'é- lectrolyse subséquente du métal raffiné par voie sèche, ces impu- retés restent entièrement ou pour la plus grande partie, avec le bismuth, l'or et l'argent et tendent ainsi à rendre plus coû- teuse la récupération collective de ces métaux et leur séparation En partie, l'étein, l'antimoine et l'arsenic peuvent être dissous pendant l'électrolyse et être enlevés de l'électrolyte comme il sera expliqué ci-dessous. L'électrolyte est ainsi maintenu suffi- samment débarrassé de substances qui pourraient être déposées en même temps que le plomb au voltage employé, afin d'assurer l'ob- tention d'une cathode en plomb pur.
Le métal de base raffiné par voie sèche est alors soumis à l'électrolyse,. Dans ce but il est coulé en plaques de toutes forme et épaisseur appropriées pour servir d'anodes.
Le plomb est précipité pendant l'électrolyse sur des
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cathodes consistant en plomb pur ou sur des feuilles d'acier de dimensions appropriées.
Un trait caractéristique de la présente invention consiste -dans l'emploi comme électrolyte d'une solution alcaline aqueuse d'un composé bivalent de plomb de concentration appropriée, par exemple une solution de monoxyde de plomb. D'autres composés de plomb pouvant être employés sont le carbonate de plomb et le sulfate de plomb.
L'électrolyte peut consister en une solution aqueuse de soude caustique ou de potasse caustique, dans laquelle le monoxy- de de plomb est dissous, et en préparant cette solution on ajoute de la glycérine ou autre agent augmentant la solubilité, afin d'augmenter la solubilité de l'oxyde de plomb. D'autres alcools polyhydriques, tels que du glycol d'éthylène, peuvent être emon a trouvé que ployés au lieu de glycérine, mais/cette dernière donne les meil- leurs résultats. Il est également possible d'augmenter la solu- bilité du composé de plomb en ajoutant à l'électrolyte des sels d'acide tartrique et autres acides similaires, et sous ce rapport on peut mentionner à titre d'exemple le sel de Rochelle.
Il est désirable de faire entrer dans l'électrolyte une petite quantité d'un agent qui soit stable lorsqu'il est introduit dans l'élec- trolyte et qui assure la précipitation du plomb à la cathode sous une forme dense, cohérente. Suivant un autre trait caractéristi- que de l'invention, de la saponine et/ou de l'alizarine sont em- ployées dans ce but. La première substance est préférable pour les raisons suivantes:
1 - les précipites restent denses même en présence de chlorures, de sorte que l'on peut employer de la glycérine brute pour prépa- rer l'électrolyte, ce qui signifie une économie considérable.
2 - la consommation de saponine par tonne de plomb précipité est négligeable.
3 - la saponine n'est pas précipitée si le liquide se refroidit en-dessous de la température de travail, alors qu'avec l'alizarine et autres substances analogues il y a une tendance de précipitation
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de "lacs" de plomb. Avec l'alizarine cette précipitation a égale- ment lieu de manière lente aux températures de travail et produit une perte d'alizarine.
Les cuves d'électrolyse peuvent être faites en acier et être disposées de toute manière appropriée pourvu que des mesures soient prises pour assurer une circulation suffisante de l'élec- trolyse pour empêcher la stratification, qui se produit facile- ment dans toutes les électrolyses de plomb à cause de l'augmenta- tion rapide du poids spécifique avec l'augmentation de la teneur en plomb.
Il n'est pas désirable de recouvrir la surface de l'élec- trolyte dans les cuves de précipitation avec de l'huile ou de la graisse pour éviter l'absorption du bioxyde de carbone de l'air par l'alcali ,caustique. Des traces d'huile laissées sur les élec- trodes déterminent une précipitation et corrosion inégales. Aux concentrations d'alcali et aux températures recommandées l'absorp- tion du bioxyde de carbone est lente. Le procédé n'est pas influ- encé par la présence de petites quantités de carbonates, sulfates et chlorures comme celles qui peuvent être introduites par les impuretés dans les qualités ordinaires de substances commerciales employées pour préparer la solution. En fait, la teneur en carbo- nate de l'électrolyte peut être maintenue assez élevée.
Suivant un autre trait caractéristique de l'invention, une partie de l'électrolyte est traitée pendant sa circulation avec de la chaux pour recaustifier l'électrolyte et pour précipiter tout étain, antimoine ou arsenic présents, l'électrolyte purifié étant retourné dans le circuit.
En effectuant cette épuration, des parties de l'électro- lyte doivent être retirées du circuit principal, chauffées à 80 C et agitées avec de la chaux hydratée. Cela recaustifie le liquide et précipite les composés d'étain, d'antimoine et d'arsenic en
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maintenant ainsi la pureté du liquide. On recommande de maintenir de cette manière la teneur en bioxyde de carbone du liquide vers ou en-dessous de 10 lbs. par 100 gallons. L'opération avec bonne agitation prend environ une demi-heure. La chaux épuisée est filtrée facilement et lavée.
L'électrolyte peut être employé à la température ambiante ou peut être chauffé et employé de manière appropriée à des tem- pératures jusqu'à environ 55 C car des températures plus élevées permettent l'emploi de densités de courant plus fortes.
Afin d'assurer des précipités purs et d'empêcher la passi- vation des anodes, il est nécessaire de maintenir bas le voltage de chaque cellule électrolytique, par exemple de 0,2 à 0,5 volt.
Ces conditions peuvent être maintenues en travaillant à la densi- té de courant appropriée qui variera suivant:
1) la température employée.
2) la teneur en impuretés dans le métal d'anode.
3) qu'on désire obtenir une boue qui dépose.
4) qu'on désire avoir une boue adhérente car dans ce cs les dites conditions varieront suivant les intervalles entre les en- lèvements successifs des boues.
5) le degré de concentration du bismuth, or et argent qu'on désire avoir dans les boues.
Plus les impuretés dans le métal d'anode sont basses et plus la température est élevée, plus la tendance à la production de boue qui dépose sera grande. Plus la densité de courant sera grande, plus il y aura du plomb dans la boue.
Il est évident que le procédé peut être ainsi employé de diverses manières pour s'adapter à diverses conditions, mais on préfère travailler avec une boue adhérente qui est enlevée pério- diquement, par exemple toutes les 24 ou 48 heures, en passant les anodes entre des brosses rotatives ou fixes ou entre des grattoirs de toute construction appropriée. Par cette méthode on évite la vidange des cuves, les précipités ne sont pus contaminés par les
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boues qui déposent, fortement concentrées et les boues très pré- cieuses sont recueillies facilement. Des grattoirs en caoutchouc ou des scrubbers montés sur acier peuvent être employés dans ce but.
Un avantage particulier de cet-'électrolyte par rapport à l'électrolyte acide employé normalement jusqufici dans l'électro- lyse du plomb est que la disposition et construction de tout appa- reillage sont fortement facilitées, car on peut employer de l'a- cier et du fer sans crainte de corrosion.
Le plomb précipité peut être fondu dans des cuvettes ordi- naires en acier ou en fonte. L'emploi de fours à réverbère à hau- te.température n'est pas nécessaire car le plomb se précipite à l'état très pur et un nouveau raffinage par voie sèche pour élimi= ner l'étain, l'arsenic, etc. comme cela est nécessaire dans le procédé acide normal, n'est pas nécessaire ici.
Afin d'éviter l'oxydation pendant la fusion des précipités, on emploie des additions de poix ou de goudron de charbon. Certai nes graisses ou huiles animales ou végétales, telles que suif et huile de palme, peuvent aussi être employées mais étant donnée la température à laquelle le plomb fond, elles ont une tendance à brûler alors que la poix et le goudron peuvent être employés sans risque si on prend quelques précautions. On recommande la poix à cause de son prix et de la facilité de manipulation. Le plomb fondu des précipités est libéré de la petite quantité de scorie formée à une température de par exemple environ 380 C.
Il est alors traité avec une petite quantité de soufre ou de fondant contenant du soufre ou un composé de soufre tel que du sulfate ammonique avec suffisamment de poix pour le recouvrir, et ce traitement élimine complètement toutes traces de métal alcalin qu'il peut encore contenir, et il est alors prêt à être coulé en lingots de la manière usuelle.
Premier exemple - L'électrolyte employé suivant l'invention a été préparé en
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dissolvant 102 1b. de soude caustique à 98 % dans par exemple 80 gallons d'eau, en lui ajoutant et en mélangeant 125 1b. de glycérine brute à 80 %. Une nouvelle addition d'eau fut faite pour ramener la plus grande partie à 100 gallons et ce liquide fut percolé à 50 C à travers une couche de litharge en poudre d'une épaisseur d'environ 1/2 à 1 pouce jusqu'à contenir environ 30 1b. de plomb par 100 gallons. 1/2 1b. de saponine fut alors dissoute dans 1 à 2 gelions d'eau et cette saponine concentrée fut ajoutée lentement, en mélangeant continuellement, à l'élec- trolyte.
La 'composition finale de l'électrolyte ainsi préparé était approximativement
Soude caustique (libre et combinée) 100 1b. par 100 gallons
Glycérine 100 1b. par 100 gallons
Saponine 1/2 1b. par 100 gallons
Plomb 30 1b. par 100 gallons
On fit circuler l'électrolyte à travers une cascade de cellules de telle sorte que le liquide dans les cellules était changé deux fois par heure et ce liquide fut maintenu à une tempe rature d'environ 52 C. Les cellules étaient en acier, bien calor- fugées à l'extérieurLe courant de liquide se faisait x xxxxxxx le long des surfaces des électrodes du fond vers le haut. La température et la circulation furent maintenues en pompant le liquide à travers un calorificateur en acier.
La perte d'eau par évaporation se faisait au taux de 4 gal Ions par 100 pieds carrés de surface exposée par heure. La carbo- natation se faisait au taux de 0,4 1b. de bioxyde de carbone absorbé par 100 pieds carrés de surface par heure. Le liquide fut traité périodiquement avec de la chaux hydratée de qualité com- merciale en poudre, à 80 C dans un mélangeur. La chaux fut em- ployée dans la proportion de 56 1b. pour 400 gallons de liquide.
La chaux épuisée fut filtrée et lavée. Elle contenait normalement environ 80 % de carbonate et elle contenait encore usuellement:
2 à 5 % d'étain,
1 à 3 d'antimoine,
0,1 à 0,3 % d'arsenic.
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Le liquide contenait avant le traitement environ 11 1b. de bioxy- de de carbone par 100 gallons, et après le traitement 1 1b. de bioxyde de carbone par 100 gallons. Du liquide en quantité suffi- sante était ainsi caustifié pour maintenir le teneur en bioxyde de carbone de l'électrolyte vers environ 11 1b. par 100 gallons. l,e métal impur de base avait été raffiné par voie sèche par des méthodes connues jusqu'à contenir :
0, 378 d'or et d'argent 1,134 de bismuth
0,100 % d'antimoine des treces d'étain
0,060 % de cuivre.
Il fut alors coulé en anodes de 1 pouce d'épaisseur dans des moules verticaux.
Les cathodes consistaient en feuilles de départ en plomb pur.
Le courant pendant l' électrolyse était maintenu à 6 ampè- res par pied carré de surface d'anode immergée telle que coulée.
Le voltage par cellule était d'environ 0,2 - 0,25 volts.
Les anodes étaient enlevées des cellules et la boue enle- vée toutes les 48 heures en grattent avec des grattoirs en caout- chouc sous un courant d'eau. Les anodes furent alors remises en place jusqu'à être corrodées jusqu'à environ 1/8e de pouce d'épais seur. Cela prit environ 15 jours. A la fin de cette période les précipités furent enlevés et les 'anodes épuisées furent nettoyées @ et coulées à nouveau avec xx xxxx une nouvelle quantité de métal en nouvelles anodes.
Lesprécipités cathodiques qui étaient denses et cohérents furent lavés par immersion dans l'eau; on les laissa sécher et ensuite ils furent fondus lentement avec environ 1 % de poix, séparés de la scorie, et le métal fondu fut couvert à nouveau avec de la poix et avec addition de 1 lb. de sulfate ammonique par tonne de plomb.
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Après l'avoir laissé au repos pendant 2 heures, le plomb fut immergé, environ 98 % du poids de la cathode étant immergés sous forme de lingots de plomb.
Les boues furent filtrées et lavées. Le gâteau de filtrage contenait environ 20 % d'humidité et 80 % de contenus métalliques qui donnaient à l'analyse :
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<tb> Argent <SEP> et <SEP> or <SEP> 18,6 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 57,3 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cuivre <SEP> 5,0 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimoine <SEP> 3,0 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Plomb <SEP> 16,0 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Le <SEP> plomb <SEP> raffiné <SEP> donnait <SEP> à <SEP> l'analyse:
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Or <SEP> et <SEP> argent <SEP> moins <SEP> que <SEP> 0,0004 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 0,019
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimoine <SEP> 0,003 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> 0,0003 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cuivre <SEP> 0,0008 <SEP> %
<tb>
Il était doux et d'une bonne qualité marchande.
Exemples 2, 3 et 4 ;
En employant le même électrolyte et la même procédure excepté pour les points mentionnés ci-après, on a fait l'élec- trolyse des métaux impurs de base suivants dont les compositions étaient :
EMI10.2
<tb> 4
<tb>
<tb> Or <SEP> et <SEP> argent <SEP> 0,385 <SEP> % <SEP> 0,35 <SEP> % <SEP> 0,121 <SEP> %
<tb>
EMI10.3
Bismuth bzz C,8'7 lui, 0,31 % Cuivre 0,015 V;, 0,058 % 0,028
EMI10.4
<tb> Les <SEP> densités <SEP> de <SEP> courant <SEP> employées <SEP> étaient <SEP> :
<SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 7,5 <SEP> 6,5 <SEP> 7,5 <SEP> ampères
<tb>
<tb>
<tb> par <SEP> pied <SEP>
<tb>
<tb> carré,
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Les <SEP> températures <SEP> de <SEP> l'électrolyte <SEP> employé <SEP> étaient <SEP> :
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 55 <SEP> C <SEP> 32 <SEP> C <SEP> 32 <SEP> C
<tb>
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Les intervalles entre les enlèvements successifs de houe étaient :
EMI11.1
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 48 <SEP> h. <SEP> 24 <SEP> h. <SEP> 24 <SEP> h.
<tb>
<tb>
<tb>
Les <SEP> voltages <SEP> approximatifs <SEP> par <SEP> cellule <SEP> étaient <SEP> : <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
0,25 volts 0,35 volts 0,4 volts Les plombs raffinés donnaient à l'analyse :
EMI11.2
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Or <SEP> et <SEP> argent <SEP> 0,0004 <SEP> % <SEP> 0,0007 <SEP> % <SEP> 0,0005 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 0,013 <SEP> % <SEP> 0,009 <SEP> % <SEP> 0,007 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimoine <SEP> 0,003 <SEP> % <SEP> 0,0025 <SEP> % <SEP> 0,002 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> 0,0003 <SEP> % <SEP> 0,0005 <SEP> % <SEP> 0,00025 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cuivre <SEP> 0,0008 <SEP> % <SEP> 0,0008 <SEP> % <SEP> 0,0004 <SEP> % <SEP>
<tb>
Ils étaient tous doux et de bonne qualité marchande.
BOUES.
Les teneurs métalliques des boues donnaient à l'analyse:
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<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Or <SEP> et <SEP> argent <SEP> 22,5 <SEP> % <SEP> 23,8 <SEP> % <SEP> 18,7 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 62,5 <SEP> % <SEP> 60,7 <SEP> % <SEP> 59,1 <SEP> % <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cuivre <SEP> 0,8 <SEP> % <SEP> 5,3 <SEP> % <SEP> 6,2 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Plomb <SEP> 12,0 <SEP> % <SEP> 8,1 <SEP> % <SEP> 14,5 <SEP> %
<tb>
Il est à noter que le plomb obtenu par la présente méthode ne nécessite aucun autre raffinage par voie sèche et les boues métalliques obtenues sont facilement traitées pour la récupération du bismuth, or et argent.
REVENDICATIONS ET RZSUME.
**ATTENTION** fin du champ DESC peut contenir debut de CLMS **.
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PATENT.
LEAD REFINING IMPROVEMENTS.
The present invention relates to the electrolytic refining of lead and applies more particularly to lead containing bismuth, gold and silver, so as to produce on the one hand a high quality soft lead devoid of impurities, and on the other hand a residue rich in bismuth, gold and silver.
Heretofore, lead fluosilicate has been used primarily as an electrolyte in the electrolytic refining of lead, and the object of the present invention is to provide an improved method in which an electrolyte is employed which gives good precipitates, including regeneration. either easy, stable, inexpensive and non-corrosive to steel and / or iron.
The lead refining method according to the present invention consists in refining the impure base metal beforehand by dry process by known methods so as to remove appropriate quantities of copper, tin, antimony and arsenic present, in electrolytically refining the base metal. purified lead thus obtained, to be employed as electrolyte an aqueous alkaline solution of a divalent compound of lead, for example lead monoxide, with addition to the electrolyte of glycerin or other agent increasing the solubility and not appreciably influenced through
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electrolysis, in order to increase the solubility of the lead compound
Other characteristic features of the invention will be described below and claimed in the claims.
When removing bismuth from lead, it is especially desirable that the bismuth be recovered in as concentrated a form as possible and that it not be associated with certain other substances which make its extraction and purification expensive.
For this reason in carrying out the present invention the base metal containing the bismuth is subjected to preliminary dry refining, which can be carried out by one of the methods well known to those skilled in the refining of lead in order to remove the lead. copper, tin, antimony and arsenic as much as can be done economically; for example, tin and arsenic can be easily reduced to trace amounts, and copper and antimony to less than 0.02%.
It is not, however, necessary to remove these impurities as far as this, but it may be preferable to do so, since during the subsequent electrolysis of the refined metal by the dry process, these impurities remain entirely or for the greater part, with bismuth, gold and silver and thus tend to make the collective recovery of these metals and their separation more expensive Partly, tin, antimony and arsenic can be dissolved during electrolysis and be removed from the electrolyte as will be explained below. The electrolyte is thus kept sufficiently free of substances which could be deposited at the same time as the lead at the voltage employed, in order to ensure that a pure lead cathode is obtained.
The dry refined base metal is then subjected to electrolysis. For this purpose it is cast in plates of any shape and thickness suitable to serve as anodes.
Lead is precipitated during electrolysis on
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cathodes consisting of pure lead or on steel sheets of suitable dimensions.
A characteristic feature of the present invention consists -in the use as an electrolyte of an aqueous alkaline solution of a divalent lead compound of suitable concentration, for example a solution of lead monoxide. Other lead compounds which can be used are lead carbonate and lead sulphate.
The electrolyte may consist of an aqueous solution of caustic soda or caustic potash, in which the lead monoxide is dissolved, and in preparing this solution, glycerin or other agent increasing the solubility is added, in order to increase the solubility. solubility of lead oxide. Other polyhydric alcohols, such as ethylene glycol, can be found to be folded instead of glycerin, but the latter gives the best results. It is also possible to increase the solubility of the lead compound by adding salts of tartaric acid and the like to the electrolyte, and in this connection there may be mentioned by way of example Rochelle's salt.
It is desirable to introduce into the electrolyte a small amount of an agent which is stable when introduced into the electrolyte and which provides for precipitation of lead at the cathode in a dense, coherent form. According to another characteristic feature of the invention, saponin and / or alizarin are used for this purpose. The first substance is preferable for the following reasons:
1 - the precipitates remain dense even in the presence of chlorides, so that crude glycerin can be used to prepare the electrolyte, which means considerable savings.
2 - the consumption of saponin per tonne of precipitated lead is negligible.
3 - saponin is not precipitated if the liquid cools below the working temperature, while with alizarin and other similar substances there is a tendency to precipitate
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of "lakes" of lead. With alizarin, this precipitation also takes place slowly at working temperatures and produces a loss of alizarin.
Electrolysis cells may be made of steel and be arranged in any suitable manner provided that measures are taken to ensure sufficient circulation of electrolysis to prevent stratification, which readily occurs in all electrolyses of water. lead because of the rapid increase in specific gravity with increasing lead content.
It is undesirable to cover the surface of the electrolyte in the precipitation tanks with oil or grease to avoid absorption of carbon dioxide from the air by the caustic alkali. Traces of oil left on the electrodes cause uneven precipitation and corrosion. At alkali concentrations and recommended temperatures absorption of carbon dioxide is slow. The process is not affected by the presence of small amounts of carbonates, sulphates and chlorides such as may be introduced by impurities in the ordinary grades of commercial substances used to prepare the solution. In fact, the carbonate content of the electrolyte can be kept quite high.
According to another characteristic feature of the invention, part of the electrolyte is treated during its circulation with lime to recaustify the electrolyte and to precipitate any tin, antimony or arsenic present, the purified electrolyte being returned to the circuit. .
In carrying out this purification, parts of the electrolyte must be removed from the main circuit, heated to 80 C and stirred with hydrated lime. This recaustifies the liquid and precipitates the tin, antimony and arsenic compounds into
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thus maintaining the purity of the liquid. It is recommended that the carbon dioxide content of the liquid be kept around or below 10 lbs in this manner. per 100 gallons. The operation with good agitation takes about half an hour. The spent lime is easily filtered and washed.
The electrolyte can be used at room temperature or can be heated and suitably used at temperatures up to about 55 ° C since higher temperatures allow the use of higher current densities.
In order to ensure pure precipitates and to prevent passivation of the anodes, it is necessary to keep the voltage of each electrolytic cell low, for example from 0.2 to 0.5 volts.
These conditions can be maintained by working at the appropriate current density which will vary depending on:
1) the temperature used.
2) the content of impurities in the anode metal.
3) that one wishes to obtain a sludge which deposits.
4) that one wishes to have an adherent sludge because in this case the said conditions will vary according to the intervals between the successive removals of the sludge.
5) the degree of concentration of bismuth, gold and silver that one wishes to have in the sludge.
The lower the impurities in the anode metal and the higher the temperature, the greater the tendency for depositing sludge to be produced. The greater the current density, the more lead will be in the mud.
It is obvious that the process can thus be employed in various ways to suit various conditions, but it is preferred to work with an adherent slurry which is removed periodically, for example every 24 or 48 hours, by passing the anodes between. rotating or stationary brushes or between scrapers of any suitable construction. This method avoids emptying the tanks, the precipitates are no longer contaminated by
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highly concentrated settling sludge and very valuable sludge are easily collected. Rubber scrapers or steel mounted scrubbers can be used for this purpose.
A particular advantage of this electrolyte over the acidic electrolyte normally employed heretofore in the electrolysis of lead is that the arrangement and construction of any apparatus is greatly facilitated, since a- steel and iron without fear of corrosion.
Precipitated lead can be melted in ordinary steel or cast iron cuvettes. The use of reverberatory ovens at high temperature is not necessary because the lead precipitates in a very pure state and further dry refining to remove tin, arsenic, etc. as is necessary in the normal acid process, is not necessary here.
In order to avoid oxidation during the melting of the precipitates, additions of pitch or coal tar are employed. Certain animal or vegetable fats or oils, such as tallow and palm oil, can also be used, but given the temperature at which lead melts, they have a tendency to burn while pitch and tar can be used without risk. if we take some precautions. Pitch is recommended because of its price and ease of handling. The molten lead from the precipitates is released from the small amount of slag formed at a temperature of for example about 380 C.
It is then treated with a small amount of sulfur or flux containing sulfur or a sulfur compound such as ammonium sulfate with enough pitch to coat it, and this treatment completely removes any traces of alkali metal it may still contain. , and it is then ready to be cast into ingots in the usual manner.
First example - The electrolyte used according to the invention was prepared by
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solvent 102 1b. of 98% caustic soda in for example 80 gallons of water, adding and mixing 125 1b. 80% crude glycerin. A further addition of water was made to bring most of it to 100 gallons and this liquid was percolated at 50 C through a layer of powdered litharge about 1/2 to 1 inch thick until it contained. about 30 1b. of lead per 100 gallons. 1/2 1b. of saponin was then dissolved in 1 to 2 gelions of water and this concentrated saponin was added slowly, with continuous mixing, to the electrolyte.
The final composition of the electrolyte thus prepared was approximately
Caustic soda (free and combined) 100 1b. per 100 gallons
Glycerin 100 1b. per 100 gallons
Saponin 1/2 1b. per 100 gallons
Lead 30 1b. per 100 gallons
The electrolyte was circulated through a cascade of cells such that the liquid in the cells was changed twice an hour and this liquid was kept at a temperature of about 52 C. The cells were made of steel, well calorified. - escaping outside The liquid flow was x xxxxxxx along the surfaces of the electrodes from the bottom to the top. Temperature and circulation were maintained by pumping the liquid through a steel calorifier.
Water loss by evaporation was occurring at the rate of 4 gal Ions per 100 square feet of exposed area per hour. Carbonation was carried out at the rate of 0.4 1b. of carbon dioxide absorbed per 100 square feet of surface per hour. The liquid was treated periodically with commercial grade hydrated lime powder at 80 ° C in a blender. Lime was used in the proportion of 56 1b. for 400 gallons of liquid.
The spent lime was filtered and washed. It normally contained about 80% carbonate and it usually still contained:
2 to 5% tin,
1 to 3 antimony,
0.1 to 0.3% arsenic.
<Desc / Clms Page number 9>
The liquid contained before treatment about 11 1b. of carbon dioxide per 100 gallons, and after treatment 1 1b. of carbon dioxide per 100 gallons. Sufficient liquid was thus causticized to maintain the carbon dioxide content of the electrolyte at about 11 1b. per 100 gallons. The base impure metal had been dry refined by known methods to contain:
0.378 gold and 1.134 silver bismuth
0.100% antimony from treces tin
0.060% copper.
It was then cast into anodes 1 inch thick in vertical molds.
The cathodes consisted of pure lead starting sheets.
The current during electrolysis was maintained at 6 amps per square foot of submerged anode surface as cast.
The voltage per cell was about 0.2 - 0.25 volts.
The anodes were removed from the cells and the sludge removed every 48 hours was scraped off with rubber scrapers under a stream of water. The anodes were then put back in place until they were corroded to about 1 / 8th of an inch thick. It took about 15 days. At the end of this period the precipitates were removed and the spent anodes were cleaned and cast again with xx xxxx a new amount of metal in new anodes.
The cathode precipitates which were dense and coherent were washed by immersion in water; they were allowed to dry and then they were slowly melted with about 1% pitch, separated from the slag, and the molten metal was covered again with pitch and with the addition of 1 lb. of ammonium sulphate per tonne of lead.
<Desc / Clms Page number 10>
After allowing it to stand for 2 hours, the lead was immersed, with about 98% of the weight of the cathode being submerged as lead ingots.
The sludge was filtered and washed. The filter cake contained about 20% moisture and 80% metal content which gave the analysis:
EMI10.1
<tb> Silver <SEP> and <SEP> or <SEP> 18.6 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 57.3 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Copper <SEP> 5.0 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimony <SEP> 3.0 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Lead <SEP> 16.0 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> The <SEP> lead <SEP> refined <SEP> gave <SEP> to <SEP> parsing:
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gold <SEP> and <SEP> silver <SEP> less <SEP> than <SEP> 0.0004 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 0.019
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimony <SEP> 0.003 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> 0.0003 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Copper <SEP> 0.0008 <SEP>%
<tb>
It was soft and of good marketability.
Examples 2, 3 and 4;
Using the same electrolyte and the same procedure except for the points mentioned below, the following impure base metals were electrolyzed, the compositions of which were:
EMI10.2
<tb> 4
<tb>
<tb> Gold <SEP> and <SEP> silver <SEP> 0.385 <SEP>% <SEP> 0.35 <SEP>% <SEP> 0.121 <SEP>%
<tb>
EMI10.3
Bismuth bzz C, 8'7 lui, 0.31% Copper 0.015 V ;, 0.058% 0.028
EMI10.4
<tb> The current <SEP> <SEP> <SEP> <SEP> <SEP> densities <SEP> were <SEP>:
<SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 7.5 <SEP> 6.5 <SEP> 7.5 <SEP> amps
<tb>
<tb>
<tb> by <SEP> foot <SEP>
<tb>
<tb> square,
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> The <SEP> temperatures <SEP> of <SEP> the electrolyte <SEP> employed <SEP> were <SEP>:
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 55 <SEP> C <SEP> 32 <SEP> C <SEP> 32 <SEP> C
<tb>
<Desc / Clms Page number 11>
The intervals between successive hoe removals were:
EMI11.1
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4 <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 48 <SEP> h. <SEP> 24 <SEP> h. <SEP> 24 <SEP> h.
<tb>
<tb>
<tb>
The approximate <SEP> voltages <SEP> <SEP> by <SEP> cell <SEP> were <SEP>: <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
0.25 volts 0.35 volts 0.4 volts The refined lead yields on analysis:
EMI11.2
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gold <SEP> and <SEP> silver <SEP> 0.0004 <SEP>% <SEP> 0.0007 <SEP>% <SEP> 0.0005 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 0.013 <SEP>% <SEP> 0.009 <SEP>% <SEP> 0.007 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Antimony <SEP> 0.003 <SEP>% <SEP> 0.0025 <SEP>% <SEP> 0.002 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> 0.0003 <SEP>% <SEP> 0.0005 <SEP>% <SEP> 0.00025 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Copper <SEP> 0.0008 <SEP>% <SEP> 0.0008 <SEP>% <SEP> 0.0004 <SEP>% <SEP>
<tb>
They were all soft and of good marketable quality.
SLUDGE.
The metal contents of the sludge gave the analysis:
EMI11.3
<tb> 2 <SEP> 3 <SEP> 4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Gold <SEP> and <SEP> silver <SEP> 22.5 <SEP>% <SEP> 23.8 <SEP>% <SEP> 18.7 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Bismuth <SEP> 62.5 <SEP>% <SEP> 60.7 <SEP>% <SEP> 59.1 <SEP>% <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Copper <SEP> 0.8 <SEP>% <SEP> 5.3 <SEP>% <SEP> 6.2 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Lead <SEP> 12.0 <SEP>% <SEP> 8.1 <SEP>% <SEP> 14.5 <SEP>%
<tb>
It should be noted that the lead obtained by the present method does not require any further dry refining and the metal sludge obtained is easily treated for the recovery of bismuth, gold and silver.
CLAIMS AND RZSUME.
** ATTENTION ** end of DESC field can contain start of CLMS **.