SCORIES

Vialu. La Pise. ITalibrOck. Pontgibaad.

Silice 34,20 37,33 51,13 37,55

Protoxyde de fer 26,35 30,27 17,20 54,20

Alumine 5,20 4,50 1,10 2,10

Chanx 6,15 17,30 4,70 19,10

Baryte 4,60 > 14,00 1,25

Magnésie 2,20 2,17 a s

Oxyde de zino 7,50 a i »

Oxyde de plomb 8,65 2,45 1,10 7,50

Acide phosphorique. .. d » » 0,20

Acide arsénique 0,25 » » 0,55

Fluor » I 5,30 2,10

Soufre 2,20 5,48 a 3,15

Acide sulfurique 2,50 » 6,20 0,20

m I « Il «Il I

Argent aax 100 kllogr. 4»',00.... 5f%00.... traces 4«',50

Dans ces analyses, le fer a été pesé à l'état de peroxyde ; on l'a porté en totalité à l'état de protoxyde, dans l'impossibilité de

déterminer quelle portion du métal bo trouve à l'état de sulfure ; de même, pour les deux échantillons qui contiennent dn fluor, ou n'a pas pu reconnaître quels sont les métaux combinés avec le fluor, tous ont été portés comme oxydes au tableau de l'analyse*

La scorie de Vialas provient de la fusion au four à manche de minerais riches en argent, contenant des gangues très-diverses : quartz^ sulfate de baryte, schistes, carbonate de chaux, dolomio, for carbonate, grillés et fortement agglomérés dans un réverbère* On ajoute dans les lits de fusion dos scories de l'opération, dos fonds de coupelle, du sulfate de baryte en petits fragments, et du minerai de fer à gangue quartzcuse.

La scorie est d'un vert très-foncé, très-Quide au moment où elle sort du four. Elle dégage de l'hydrogène sulfuré lorsqu'on la traite par l'acide ohlorhydrique concentré ; le soufre qu'elle ren** ferme paraît se trouver à l'état de matte disséminée dans la masse des silicates. La scorie bien porphyrisée est complète* ment attaquée par l'acide ohlorhydrique concentré.

La scorie de la Pi$e ( Gard ) est obtenue dans le traitement au four à manche de minerais très-pyriteux, grillés et agglomérés au réverbère. On passe dans les lits de fusion de la chaux et du minerai de fer à peu près exempt de gangue.

Elle est d'un vert un peu moins foncé que la scorie de \ialas* Elle laisse dégager de l'hydrogène sulfuré quand on la traite par l'acide ohlorhydrique étendu, ce qui permet de supposer que le soufre se trouve en grande partie à l'état de protosulfure de fer* La teneur en argent de cette scorie est très-élevée, relativement à la richesse dos minerais en argent et à la faible proportion de plomb que contient la scorie ; l'argent est retenu à l'état de sul** fure par le sulfure de fer,

La scorie de Halsbrûck (Saxe) provient d'un ancien traitement au four à manche de minerais de plomb grillés et de minerais d'argent à gangue barytique, avec addition de spath fluor comme fondant. Elle est d'un vert assez pâle, et très* difficilement atta*quée par l'acide chlorhydrique concentré. Elle est extrêmement pauvre en plomb, et elle ne contient pas une quantité appréciable d'argent. ^

En comparant les teneurs en plomb et en argent des scories d# la Pise et de Halsbrûck^ on peut expliquer une des réactions les plus curieuses de la métallurgie du plomb»

Dans le traitement des minerais grillés de la Pise, Tagent de réduction le plus énergique de l'oxyde de plomb est le protosulfure de fer; ce réactif se trouve en excès dans la scorie, et détermine la décomposition presque complète de l'oxyde de plomb ; mais le sulfure de fer retient dans la scorie une proportion appréciable de sulfure d'argent.

Dans l'ancien traitement de Halsbrûck, l'oxyde de plomb a été réduit entièrement par le combustible ; la scorie ne retient pas de sulfures et n'est pas argentifère ; elle est pauvre en plomb, bien qu'elle contienne plus de 50 pour 100 de silice

Dans les scories du four à manche, la teneur en plomb est généralement très-forte lorsque la proportion de silice dépasse 40 pour iOO. Il faut bien se garder cependant de conclure que le mode de traitement anciennement suivi à l'usine de la Saxe est supérieur au traitement adopté à la Pise. L'appauvrissement des scories à Halsbrûck n'a pu être obtenu qu'aux dépens du rendement en plomb et en argent. La consommation de combustible a dû être très-forte, ce qui a entraîné, comme conséquence inévitable, une perte très-grande de plomb et d'argent par volatilisation.

La scorie de Pontgibaud (Puy-de-Dôme) provient du traitement au four à manche de minerais grillés, et presque fondus, au réverbère. Les minerais contiennent comme gangues de l'argile, du calcaire, du quartz, du spath fluor et du sulfate de baryte ; ils sont assez pyriteux. On ajoute aux lits de fusion des scories anciennes^ des fonds de coupelle et de la ferraille.

La scorie est d'un vert foncé ; elle a l'éclat un peu résineux. L'acide chlorhydrique étendu l'attaque partiellement, avec dégagement d'hydrogène sulfuré; le soufre se trouve en grande partie à l'état de protosulfure de fer ; mais la scorie contient beaucoup de grenailles de matte.

La scorie pulvérisée et passée au tamis de soie n'est pas complètement attaquée par l'acide chlorhydrique ; l'acide ne décompose complètement les silicates qu'après porphyrisation parfaite. Nous ferons observer que cette scorie répond à un traitement défectueux ; elle est riche en plomb, quoique la proportion de sulfure dp fer contenu soit assez forte pour retenir une quantité notable d'argent.

Analyse. — L'analyse des scories est extrêmement longue, et

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n'est faite que bien rarement dans les usines ; on se contente presque toujours de faire, par voie sèche, l'essai pour plomb et l'essai pour argent.

L'essai pour plomb donne des résultats insuffisants, car les pertes de métal sont énormes ; on ne parvient à tirer des indications comparables des résultats obtenus par les essais qu'en déterminant, pour un grand nombre d'échantillons, la teneur réelle en plomb des scories essayées.

L'essai pour argent donne des nombres plus certains, et cela est fort heureux, car il est impossible de contrôler par des analyses les nombres obtenus par la voie sèche.

Nous décrirons, dans le paragraphe 6 et dans le chapitre suivant, les procédés d'essai par voie sèche ;. nous nous occuperons ici seulement de l'analyse.

On ne doit soumettre aux opérations de la voie humide que des échantillons prélevés avec la plus grande attention, représentant exactement la composition moyenne des scories qui proviennent du traitement de minerais déterminés, et qui répondent à une allure spéciale des fours.

n faut en effet que les analyses d'un très-petit nombre d'échantillons puissent mettre en évidence la composition qu'il convient d'obtenir pour les scories dans un bon travail, et les raisons pour lesquelles les scories qui ont été produites dans des conditions déterminées manquent de fluidité, ou bien sont riches en plomb ou en argent.

La proportion de grenailles de plomb métallique et de matte ne peut pas être donnée par les analyses ; il est indispensable de séparer autant que possible les grenailles avant de commencer les opérations.

La marche qull convient de suivre est celle que nous avons décrite pour l'analyse des minerais grillés et agglomérés, au moins lorsque les scories ne renferment pas de fluor, ce qui se présente fréquemment. Les opérations sont un peu plus compliquées pour les scories contenant des fluorures, et nous devons donner quelques explications pour ce cas spécial. ^

L'analyse comprend plusieurs séries d'opérations.

l** Dosage du soufre. — 2° Détermination de Facide sul/urique. — 3** Recherche de F arsenic. — Ces trois séries d'opérations sont conduites absolument comme pour les minerais grillés. L'arsenic

est généralement en quantité très-faible, et on peut l'évaluer à Faide de l'appareil de Marsh.

4" Evaluation du fluor. — On procède comme nous l'avons exposé dans notre premier volume.

On fait fondre au creuset de platine, et sous le moufle, S gram^ mes de scorie porphyrisée, mélangée intimement avec 30 grammes de carbonates alcalins. On traite par l'eau la matière fondue; après avoir séparé par filtration la partie insoluble, on étend de beaucoup d'eau ; on acidulé faiblement par l'acide azotique ; on laisse en repos pendant plusieurs jours ; on ajoute du carbo« nate d'ammoniaque en très-faible excès. Le précipité est ensuite séparé et lavé par décantations, et le fluor est précipité par un sel de chaux ; le précipité séché à 100 degrés est traité par l'acide acétique très-étendu. Le fluor est calculé d'après le poids de la matière qui reste indissoute dans cet acide, et qui est considérée comme du fluorure de calcium pur.

Dans ces opérations, on ne tient pas compte de l'acide phosphorique ; cet acide se trouve ordinairement en très-faible proportion, et il est entièrement précipité avec l'alumine par le carbonate d'ammoniaque. Dans un très-petit nombre de cas spéciaux, les scories peuvent contenir une forte proportion d'acide phosphorique, et on en est prévenu par la nature des minerais traités : on ajoute alors une quantité suffisante d'azotate d'alumine à la liqueur azotique, avant de la traiter par le carbonate d'ammoniaque.

S* Recherche de Facide phosphorique. — On traite par l'acide azotique 10 grammes de scorie porphyrisée; on fait chaufier pendant vingt-quatre heures à SO ou à 60 degrés ; on évapore à sec, et on reprend par l'acide azotique. Les silicates ne sont pas ordinairement décomposés en totalité ; mais il est permis d'admettre que tout l'acide phosphorique se trouve dans la liqueur azotique avec une forte proportion d'alumine, de chaux, de baryte, de magnésie, d'oxydes de fer et do zinc^ avec une certaine quantité d'oxyde de plomb.

AprAs avoir séparé et lavé la matière insoluble, on traite la liqueur acide par l'acide sulfurique ; on évapore, en chauffant assez longtemps et assez fortement pour expulser l'acide azotique ; on ajoute du sulfate d'ammoniaque et de l'alcool. On procède à la recherche de l'acide phosphorique contenu dans la

liqueur aleooUque en suivant la marche que nous avons déjà tracée à diverses reprises.

Nous admettrons que le poids du phosphate de magnésie est très-faible, et qu'on peut négliger la présence de l'acide phosphorique pour les séparations et pour les dosages des oxydes.

6° Dosages des oxydes. — Evaluation de la silice. — La présence des fluorures oblige à modifier beaucoup la série d'opérations que nous avons décrites pour les minerais grillés.

On attaque par l'acide sulfurique 4 grammes de scorie porphyrisée, en opérant dans une capsule de platine et sous une cheminée à tirage actif. On évapore très-lentement à sec, en élevant peu à peu la température jusqu'au rouge sombre. Après refroidissement, on traite la matière par l'eau acidulée par Tacide chlorhydrique, en faisant chauffer à Tébullition ; on lave la partie insoluble avec de l'eau bouillante et acidulée, jusqu'à dissolution totale du sulfate de chaux et des oxydes métalliques. Il est mémo très-prudent de faire sécher à 200 degrés la matière indissoute et de recommencer les lavages avec de Teau acidulée par l'acide chlorhydrique et chauffée à 100 degrés.

La partie insoluble contient alors la silice et la baryte h l'état suice de sulfate : on la pèse après calcination ; on décompose ensuite le ®* baryte, sulfate de baryte par le carbonate de soude en dissolution con^ centrée ; on dissout le carbonate de baryte dans l'acide chlorhydrique ; on précipite la baryte par l'acide sulfurique ; on pèse le sulfate de baryte. On évalue la silice par différence; on calcule la proportion de la baryte d'après le poids du sulfate.

La détermination de la baryte est suffisamment exacte; le nombre obtenu pour la silice est au contraire beaucoup trop faible. En traitant la scorie par l'acide sulfurique, on expulse tout le fluor, en partie à l'état d'acide fluorhydrique, en partie à l'état de fluorure de silicium, et il est impossible d'estimer quelle portion do la silice est volatilisée dans cette partie des opérations.

On calcule la proportion de silice qui a été perdue dans l'hypothèse que tout le fluor a passé à l'état de fluorure de silicium ; on ajoute ce nombre à celui qui a été obtenu par différence pour la silice, dans le traitement du mélange de silice et de sulfate de ba* ryte. Le nombre auquel on arrive ainsi pour la siUce de la scorie est probablement trop fort. On a donc pour la siUce deux limites qui sont ordinairement assez écartées l'une de Tamtre ; en pre-

nant la moyenne entre les deux nombres, on n'obtient pour la silice qu'une évaluation assez incertaine. Oxydes. La détermination des oxydes présente des difficultés spéciales : ils sont contenus dans une liqueur extrêmement étendue, qui renferme de l'acide cblorhydrique et de l'acide sulfurique.

Avant de procéder aux séparations et aux dosages, il est nécessaire de se débarrasser de l'acide sulfurique et de la plus grande partie de l'eau.

On concentre la liqueur par évaporation très-lento ; on ajoute ensuite du carbonate de soude en assez grand excès, et on fait cbauffer à Tébullition pendant plusieurs heures. On lave par décantations le précipité qui est produit. Les liqueurs alcalines décantées retiennent ime petite quantité d'alumine, d'oxyde de fer, d'oxyde de plomb, d'oxyde de zinc et même de magnésie ; il est possible de précipiter le fer, le plomb et le zinc ; mais il est inutile de chercher à recueillir la petite quantité d'alumine et de magnésie que les liqueurs peuvent contenir.

On les acidifie par l'acide cblorhydrique, on précipite les métaux par l'ammoniaque et par le sulfhydrate ; on lave longtemps par décantations le précipité de sulfures, en employant pour le lavage de l'eau chargée de sulfhydrate. On traite les sulfures par l'acide cblorhydrique, auquel on ajoute seulement quelques gouttes d'acide azotique ; on sépare le soufre par filtration.

On traite par l'acide chlorhydrique le précipité donné par le carbonate de soude et on réunit les deux liqueurs acides.

On procède alors aux séparations et aux dosages des oxydes de fer^ de plomb, de zinc, de l'alumine, de la chaux et de la magnésie, en suivant la marche précédemment indiquée pour l'analyse des minerais grillés. Les difficultés sont moins grandes, parce que la proportion do l'oxyde de plomb est ordinairement très-faible.

On peut apporter quelques modifications à la série des opérations :

On fait arriver de l'hydrogène sulfuré dans la liqueur acide ; on étend d'eau, do manière à obtenir la précipitation totale du plomb. Le précipité contient tout le plomb et une grande partie du zinc. Après l'avoir lavé par décantations avec de l'eau chargée d'hydrogène sulfuré, on dissout les métaux dans l'acide chlorhydrique ; on précipite ensuite le plomb par l'ammoniaque et par

le carbonate d'ammoniaque ; on pèse l'oxyde de plomb chauifé jusqu'à fusion dans une capsule de porcelaine tarée d'avance.

On conserve la liqueur ammoniacale, qui contient seulement une partie de l'oxyde de zinc.

On fait chaufTer la liqueur cblorhydrique^ afin d'expulser l'hydrogène sulfuré et de rassembler le soufre ; après avoir filtré, on fait passer le fer à l'état de peroxyde ; on ajoute de l'ammonia'que en excès ; on lave le précipité avec de l'eau ammoniacale. Le précipité contient la totalité de l'oxyde de fer et de l'alumine^ avec une certaine quantité d'oxyde de zinc et des terres alcalines.

On dissout le précipité dans l'acide azotique et on recommence la précipitation par l'ammoniaque ; on néglige la faible quantité des protoxydes qui sont entraînés par l'alumine et par l'oxyde de fer. On pèse ensemble ces deux peroxydes, calcinés au rouge ; on fait la séparation de Talumiae et de l'oxyde de fer lorsque l'alumine est en proportion un peu notable.

On réunit toutes les liqueurs ammoniacales qui contiennent l'oxyde de zinc, la chaux et la magnésie ; on les acidulé par l'acide acétique, et on précipite successivement le zinc par l'hydrogène sulfuré, la chaux par l'oxalate d'ammoniaque, et la magnésie par le phosphate de soude.

Observation. — Dans les opérations que nous venons d'indiquer, on néglige les acides arsénique et phosphorique. Dans le cas où les recherches préalablement faites (3'',S^) font connaître que ces acides sont en proportion assez grande pour influer notablement sur les dosages des oxydes, il faut suivre une marche entièrement différente :

Après avoir séparé lasihce et le sulfate de baryte, on verse de l'anunoniaque en faible excès dans la liqueur acide ; on traite séparément le précipité et la liqueur ammoniacale qui contient seulement une partie de l'oxyde de zinc, de la chaux et de la magnésie.

On fait chauffer le précipité pendant plusieurs heures avec un Précipité, très-faible excès d'acide sulfurique ; on ajoute un peu de sulfate d'ammoniaque et de l'alcool; on lave longtemps à l'alcool le précipité très-volumineux de sulfates. On traite ces sulfates par une dissolution concentrée de carbonate de soude ; on lave la partie insoluble avec de l'eau bouillante ; on la dissout dans l'acide chlorhydrique. Les Uqueurs alcalines contiennent une petite

quantité d'oxydM ; on les acidifie par Facide chlorhydrique ; on fait arriver de l'hydrogëne sulfuré et on sature Tacide par Tarnmoniaque ; on dissout les sulfures par l'acide chlorbydrique, et on réunit la liqueur à la précédente.

La dissolution alcoolique contient une fraction des oxydes de fer et de zinc ; on ajoute de l'eau ; on expulse Talcool par la cha* leur ; on précipite les métaux à l'état de sulfures par Fhydrogëne sulfuré et l'ammoniaque; les sulfures, lavés avec du sulfbydrate étendu, sont dissous dans l'acide chlorhydrique, et la dissolution est réunie à celle qui contient les oxydes métalliques, l'alumine, la chaux et la magnésie.

n n'y a pas lieu d'examiner la dissolution do sulfbydrate qui contient seulement l'arsenic et l'acide phosphorique ; on doit craindre de perdre une partie des deux acides arsénique et phosphorique dans l'attaque de la scorie par l'acide sulfurique, et les deux acides ont été déterminés avec une approximation suffisante dans d'autres séries d'opérations.

Les liqueurs chlorhydriques sont traitées comme nous Vavons dit précédemment en décrivant l'analyse des scories ne renfer^ niant pas d'acide phosphorique.

Liqueur On acidulé la liqueur par Tacide acétique ; on précipite succès» amnoniacale. sivomont lo Zinc par l'hydrogène sulfuré, la chaux à l'état d'oxalate, et la magnésie à l'état de phosphate double ammoniacal. On évite de diviser en deux parties les pesées de l'oxyde de zinc, de la chaux et de la magnésie, en réunissant les précipités à ceux qui sont obtenus dans l'autre partie de l'analyse par le traitement de la liqueur chlorhydrique.

Nous n'insistons pas davantage sur ces opérations, parce que les scories de plomb renferment très-rarement une proportion appréciable d'acides phosphorique et arsénique. Les rapides observations que nous venons de présenter, et les explications plus détaillées que nous avons données précédemment, suffisent pour faire comprendre les précautions qui sont indispensables pour obtenir des dosages à peu près exacts.

7* Recherche des alcalis. — Les scories qui sont obtenues dans le traitement des minerais de plomb au four à manche contiennent certainement une proportion appréciable d'alcalis lorsque le combustible employé est le charbon de bois, ou bien lorsque les minerais ont des gangues feldspathiques.

Les alealis doivent être déterminés dans une série spéciale d'opérations et en suivant la marche générale que nous avons précédemment tracée pour la recherche des alcalis dans les silicates.

On fcdt chauffer au rouge vif 10 grammes de la scorie intimement mélangée avec 10 grammes de chaux caustique. On traite la matibre par Tacide azotique, on évapore à siccité et on reprend par l'acide azotique ; on verse de l'ammoniaque dans la liqueur acide ; on lave le précipité une seule fois par décantation ; on le redissout dans l'acide azotique et on recommence la précipitation pas l'ammoniaque.

On fait agir ensuite l'hydrogène sulfuré pour achever la précipitation du zinc, et l'oxalate d'ammoniaque pour précipiter la chaux. Après avoir séparé et lavé les précipités, on décompose le sulfhydrate par l'acide oxalique étendu ; on expulse l'hydrogène sulfuré par une chaleur très-modérée ; on attend que le soufre soit nettement rassemblé, et on filtre. La liqueur ainsi obtenue no contient plus que les alcalis, une partie de la magnésie, de l'ammoniaque et des acides azotique et oxalique.

On évapore lentement à sec ; on fait chaufPer le résidu avec précaution, de manière à décomposer les sels ammoniacaux sans s'exposer à des projections ; on traite le résidu par Tacidc oxalique, afin d'expulser l'acide azotique ; on évapore & sec et on calcine le résidu au rouge. On reprend par l'eau, qui dissout seulement les carbonates alcalins. On évapore à sec la disssolution, en terminant l'évaporatlon dans une capsule de platine tarée ; on fait chauffer les carbonates jusqu'à fusion ; on les pèse dans la capsule après refroidissement. On fait ensuite, s'il y a lieu, la séparation de la potasse et de la soude.

TWÊÉÊB.

Dans toutes les usines importantes, on recueille dans des cham^ bres de condensation, et dans des conduits diversement disposés, les matières fines et les métaux volatilisés, qui sont entraînés par les gaz à une distance plus ou moins grande des fours. Les matières condensées sont désignées sous le nom général de fumées.

Leur composition est très-'variable : elle dépend de la nature des mineraiS) du mode de travail» et de la disposition des appareils de condensation.

Citons, comme exemple, les fumées qui sont recueillies dans une usine dans laquelle on traite de la galène argentifère, mélangée de blende, de sulfure d'antimoine et de pyrites, à gangue de quartz, de schistes, de sulfate de baryte, de carbonate de chaux, etc.

Les minerais sont grillés et agglomérés dans des fours à réverbère; ils sont ensuite fondus dans des fours à manche. Le plomb d'œuvre est coupelle dans de grands fours chauffés à la houille.

Les gaz et flammes sortant de ces trois catégories de fours passent par des conduits séparés dans de grandes chambres de condensation ; les gaz circulent ensuite dans des canaux inclinés^ qui les conduisent à une cheminée peu élevée.

Pendant le travail, on voit des fumées blanches, très-lourdes, s'échapper de la cheminée, preuve certaine d'une condensation imparfaite.

D'après cette disposition des appareils, il est facile de se rendre compte de la nature dos fumées provenant du grillage, de la fusion des minerais, et de lacoupellation.

Fumées du grillage. — Pendant Toxy dation qui est commencée à une température très-basse, et pendant l'agglomération des minerais oxydés qui exige la chaleur rouge, la perte par volatilisation est très-faible pour le plomb et pour l'argent ; l'arsenic et l'antimoine seuls se volatilisent en proportion notable. Mais il y a toujours entraînement des parties fines des minerais par les flammes, soit pendant le chargement, soit pendant les premiers rablages, alors même que les ouvriers ont l'attention de fermer les registres des cheminées en temps opportun.

Ces matières fines se déposent à peu près en totalité ]dans les conduits, en avant des chambres de condensation ; elles sont presque complètement altérées par les actions de l'air en excès, de l'acide carbonique et de l'acide sulfureux, contenus dans les gaz qui sortent de§ fours à réverbère.

Ces fumées contiennent, avec les gangues, telles que le quartz, les schistes, et le sulfate de baryte, de l'oxyde de fer et principalement des sulfates, des carbonates, des arséniates et des antimoniates ; leur richesse en plomb et en argent ^ est peu inférieure

1 On a observé dans plusieurs usines que les fumées sont très-riches en argent lorsque les minerais traités contiennent une forte f rt portion de blende. La grande voiatilîMtîon

à celle des minerais eux-mêmes ; elles contiennent ordinairement une proportion un peu plus forte d'arsenic et d'antimoine.

Citons un exemple :

Les minerais traités à Violas (Lozère), un peu blendeux, rendent k l'essai de 40 à 42 pour 100 de plomb; la teneur du plomb en argent est d'environ 500 grammes. Les fumées provenant du grillage donnent à l'essai de 18 à 20 pour 100 de plomb, tenant de 510 à 520 grammes d'argent.

Il est ordinairement inutile d'analyser les fumées provenant du grillage ; on connaît d'avance leur composition, ou du moins la nature des composés qu'elles renferment. La quantité des fumées produites est trop petite pour qu'il y ait intérêt à déterminer les proportions de leurs divers composés. On se contente de fixer par des essais la richesse en plomb et en argent.

Planées de la fusion. — Pendant la fusion au four à manche il y a encore entraînement des matières fines par les gaz , mais ces matières sont assez lourdes et ne sont entraînées qu'à une faible distance des gueulards. La température étant très-élevée, plusieurs des métaux contenus dans les lits de fusion se volatilisent en forte proportion ; la perte par volatilisation est très-notable pour le plomb et pour l'argent ; l'arsenic, l'antimoine, le zinc sont volatilisés dans une forte proportion.

Les vapeurs métalliques s'oxydent promptement dans les conduits, dans les chambres et dans les canaux ; les oxydes se combinent en partie avec l'acide carbonique, avec l'acide sulfurique, avec les acides de l'arsenic et de l'antimoine. Les oxydes et les sels se déposent en partie ; mais une portion assez forte est toujours entraînée par les gaz au dehors de la cheminée.

Les fumées provenant des fours à manche contiennent principalement de l'oxyde de plomb et de l'oxyde de zinc combinés avec les acides carbonique, suif uri que, arsénique et antimonique. Elles ne contiennent que très-peu d'argent ; à l'essai par voie sèche elles rendent de 35 à 50 pour 100 de plomb ; la teneur du plomb en argent dépend principalement de la richesse des lits do fusion, et de la proportion de zinc contenu dans les minerais.

Dans le traitement de Yialas, que nous avons déjà cité, le plomb donné par l'essai contient de 45 à 60 grammes d'argent

de l'argent dans le grillage de la blende est bien constatée par la pratique; mais il est difficile d'expliqner pour quelles raisons elle a lien.

aux 100 kilogrammes, tandis que pour des minerais plus bien-*deux, à peu près de même teneur en argent, les fumées de la fusion donnent du plomb à 100 et même 120 grammes.

Nous citerons quelques exemples numériqueSé Les fumées ont été prises à une distance assez grande des fours \ elles ne contiennent pas de matières fines, entraînées par les gax.

Vialas. Poolgibaad.

Oxyde de plomb 55,10 S3,35 60,15 6S|35

Oxydedezinc 15,55 8,30 10,50 7,55

Oxydedefer 1,25 2,55 1,50 0,30

Acide carboniqaa 2,80 1,75 1,60 1,76

Acide Bulfarique 21,00 19,15..... 18,60 20,30

Acide arséaique 1,20 2,20 3,25 2,50

Acide anlfroonique 3,35 4,15 4.30 4,10

Argent aux 100 kilogr. famées. SOksOO. . . 26Br,00. . . 55«r,00. . . . 24r,00

Fumées de la coupellaiion, — Les fumées de la coupellation sont produites dans des conditions différentes.

Lorsque le plomb d'oeuvre est pur, les vapeurs métalliques contiennent seulement du plomb et de l'argent. Le plomb seul s'oxyde par l'oxygène contenu dans les flammes ; Toxyde de plomb se dépose dans les conduits, en se combinant seulement en partie avec l'acide carbonique; le dépôt de l'oxyde et du carbonate de plomb retient mécaniquement une portion de Targont^ tandis que la majeure partie de ce métal est entraînée par les gas bien au delà des chambres de condensation.

Lorsque le plomb est impur et contient du soufre, de l'arsenici de l'antimoine, lorsque le combustible employé est très<-pyri** teux^ les vapeurs de plomb et d'argent sont accompagnées de vapeurs d'arsenic et d'antimoine \ elles sont mélangées avec les flammes et les gaz qui renferment de l'acide sulfureux, de Toxy-* gène, de l'acide carbonique, de la vapeur d'eau, etc« Ces fumées contiennent alors une proportion variable de sulfate, d'arséniate^ d'antimoniate et de carbonate de plomb.

Elles sont plus riches en argent que les fumées provenant de la coupellation du plomb pur, ce qui semble prouver qu'elles contiennent de l'argent h l'état de sulfate , d'arséniate et d'an-^ timoniate, outre l'argent métallique entraîné mécaniquement dans le dépôt des matières oxydées*

Lorsque la coupellation est faite à la houille, les flammes u entraînent qu'une proportion insignifiante des cendres des combustibles. Il n'en est pas do même lorsque le four est chauffé avec des fagots ; les cendres alcalines sont entraînées jusque dans les chambres de condensation ; les fumées de la coupellation contiennent alors une proportion très*appréciable de sels alcalins divers, de sels de chaux et même de silicates et de phosphates.

Les fumées qui se déposent dans les chambres de condensation, et plus loin dans les canaux et au pied de la cheminée, contiennent beaucoup plus do sulfates que les fumées de la coupellation. Elles se rapprochent beaucoup, par leur composition, des fumées de la fusion. Leur teneur en argent est notablement plus élevée. Cette plus grande richesse peut s'expliquer par deux raisons :

1° Elles contiennent une partie des fumées (jui proviennent du grillage ;

2"" Les vapeurs d'argent métallique, sortant des fours à manche et des fours de coupelle se condensent progressivement, soit à l'état métallique, soit en passant à l'état de sulfate. Ainsi, à l'usine de Yialas, le plomb coupelle étant k la teneur de 510 grammes, les fumées de la coupellation rendent à l'essai de SO à 60 pour 100 de plomb, tenant seulement de 2S à 30 grammes aux 100 kilogrammes ; les fumées recueillies dans les chambres et dans les canaux rendent de 35 à 40 pour 100 de plomb, à la teneur de 75 à 80 grammes ; les fumées prises au pied de la cheminée donnent encore du plomb à la teneur 65 grammes.

Nous citerons quelques exemples de la composition des fumédd de la coupellation, et de celles qui sont recueillies au delà des chambres de condensation, à l'usine de Yialas.

Fumées de la coupellation. Fumées des cananz.

Oxyde de plomb 75,15 77,25 61,50 57,66

Acide anUmoMlque 4,35 5,10 7,95 8,80

Acide arȎnique 1,20 1,35 1,50 1,76

Acide sulfurique 13,00 11,00 17,00 15,30

Acide carbonique 5.35 4,20 4,35 3,30

Oxydedeaino * 0,16 0,46 7,00 12,60

Argent aux 100 kilogr. de fumée». 17ff',50. . . . 19f%00. . . 47sr,50* . . . 58ir,50

Observation. — « Les nombres que nous venons de citer se rap^

portent à des échantillons isolés ; on ne doit pas considérer les exemples précédents comme représentant d'une manière générale la composition des fumées. Ces produits secondaires du traitement métallurgique présentent toujours la plus grande irrégularité dans la nature et dans la proportion des composés, ainsi que dans leur richesse en plomb et en argent.

Analyse. — Nous décrirons comme exemple l'analyse d'un échantillon de fumées provenant de la coupellation à la houille d'un plomb d'œuvre tr^s-chargé d'antimoine. Il est inutile de chercher à faire tous les dosages avec beaucoup d'exactitude ; on doit s'attacher principalement à obtenir rapidement et approximativement les proportions des oxydes de plomb et de zinc, et des acides carbonique, sulfurique, arsénique et antimonique. On détermine à part le rendement à l'essai en plomb et en argent.

L'analyse comprend plusieurs séries d'opérations.

l' Dosage de tacide carbonique. — 2* Détermination de facide suifurique. — Nous n'avons pas à insister sur ces deux séries d'opérations, que nous avons décrites précédemment.

3"" Dosages des oxydes et des acides arsenic et antimonique. — On fait fondre au creuset d'argent 3 grammes de la matière avec IS grammes de potasse pure ; après refroidissement, on traite par Teau. Lorsque le creuset a été bien lavé, on porte la liqueur à TébuUition, et on fait arriver un courant de chlore presque ju^lgu'à saturation de l'alcali. La partie insoluble contient la totalité du plomb à l'état de bioxyde, et la majeure partie de l'oxyde de zinc. Les acides de l'arsenic et de l'antimoine sont dissous, en combinaison avec l'alcali.

On lave la partie insoluble à l'eau bouillante ; on la reçoit sur un filtre pesé ; on achève le lavage, et on pèse de nouveau après dessiccation à 100 degrés.

On peut considérer l'augmentation de poids comme représentant le bioxyde de plomb, car dans le cas spécial que nous considérons ici (fumées de la coupellation), la proportion de l'oxyde de zinc est extrêmement faible. On sépare le bioxyde du papier; on brûle ce dernier dans une capsule de porcelaine ; on traite les cendres et le bioxyde par l'acide azotique.

L'acide dissout aisément l'oxyde de zinc, et en même temps un peu d'oxyde de plomb ; il laisse indissoute la plus grande partie

du bioxyde. On précipite lo plomb par rammoniaque et par le carbonate d'ammoniaque.

Après avoir séparé le précipité, on verse un peu de suifhydrate dans la liqueur ammoniacale ; d'après le volume du précipité de sulfure de zinc, il est facile de reconnaître si ce métal est en quantité appréciable. Dans ce cas, on recueille le sulfure de zinc sur un filtre, et on le transforme en oxyde par grillage sous le moufle. On retranche son poids de celui du bioxyde de plomb, et on calcule la proportion de protoxyde de plomb que contiennent les fumées proposées.

Lorsque le précipité de sulfure de zinc est très- faible, ce qui arrive presque toujours, il est inutile de peser l'oxyde de zinc, et de corriger le poids précédemment obtenu pour le bioxyde de plomb : on conserve le sulfure de zinc pour le réunir à celui qui sera donné par le traitement de la dissolution alcaline.

On acidifie progressivement les liqueurs alcalines par l'acide chlorhydrique ; on fait chauffer de manière à expulser lentement la totalité du chlore ; on ajoute de l'ammoniaque et du suif hydrate en excès ; on bouche la fiole, et on attend que le sulfure de zinc soit nettement dépêsé ; on le lave par décantations avec de Feau chargée de suif hydrate. Lorsque le précipité est un peu abondant, il est nécessaire de redissoudre le sulfure de zinc dans l'acide chlorhydrique, et de recommencer la précipitation par l'ammoniaque et par le sulfhydrate. Le sulfure de zinc est ensuite transformé en oxyde par grillage sous le moufle.

L'oxyde est pesé seul, ou bien le sulfure est réuni à celui qui a été précédemment obtenu dans le traitement du bioxyde de plomb ; l'oxyde produit par le grillage contient alors la totalité du zinc des fumées.

Pour doser l'arsenic et l'antimoine contenus à l'état de sulfosels en dissolution dans le sulfhydrate, on traite les liqueurs par l'acide chlorhydrique étendu ; on lave par décantations le précipité de soufre libre et de sulfures d'arsenic et d'antimoine ; on redissout les sulfures dans le sulfhydrate, et on les précipite de nouveau par l'acide chlorhydrique. Les sulfures étant débarrassés, par ces opérations, de la totalité des sels alcalins, on procède à la séparation et à l'évaluation de l'arsenic et de l'antimoine par les procédés que nous avons décrits précédemment.

On calcule ensuite les proportions des deux acides, en ad<

mettant que les fumées contiennent Fàrsenic et rantimoine k l'état d*acide arsénique et d'acide antimonique.

Observation. — Nous avons pris pour exemple les famées les moins complexes. Celles qui proviennent du grillage et de la fusion ; les fumées qui sont recueillies dans les chambres de condensation et dans les canaux, les fumées de la coupellation dans le cas où les fours sont chauffés avec des fagots, ont une composition beaucoup plus complexe, et il faudrait, pour leur analyse, suivre une marche différente de celle que nous venons d'exposer.

Les opérations sont très-longues ; elles ne peuvent donner que des résultats peu exacts. D'un autre côté, l'analyse n'offre aucun intérêt pour le métallurgiste : on n'a donc aucun motif pour l'entreprendre. Cette observation nous dispense d'insister davantage sur ce sujet.

romifl Dfi oouPEixc.

Le plomb argentifère est coupelle soit dans de grands fours sur des soles faites d'argile et do calcaire, soit dans des fours elliptiques de dimensions assez restreintes sur des coupelles en os calcinés. On affine généralement dans les grands fours des plombs d'oeuvre plus ou moins purs, tels qu'ils sont donnés par les fours de fusion. On ne peut passer dans les coupelles en os calcinés que des plombs presque purs, ne contenant, outre le plomb et l'argent, que des traces de matières étrangères.

Coupelles composées d'argile et de calcaire. — Les coupelles sont faites avec des terres naturelles, ou bien avec des mélanges intimes d'argile plus ou moins ferrugineuse et de calcaire ; elles sont fortement battues dans les fours avant chaque opération, et elles no se laissent pénétrer par la litharge qu'à une faible profondeur. On sépare avec soin les parties des coupelles qui contiennent de l'oxyde de plomb (elles sont repassées dans les lits de fusion), des portions dans lesquelles l'oxyde métallique n'a pas pénétré, et qui sont utilisées pour la préparation des coupelles.

Nous n'avons à nous occuper que des parties qui contiennent de l'oxyde de plomb. Elles contiennent, sous divers états chimiques qu'il est impossible do constater par l'analyse, la chaux, l'alumine, l'oxyde de fer et l'acide silicique des terres employées pour la préparation des coupelles, et, de plus^ une proportion variable d'ozy-

des de plomb, de cuivre, d'antimoine, d'argent, provenant da plomb d'œuvre. Elles renferment des grenailles très-fines de plomb argentifère qui ont pénétré dans les cavités, des lamelles irréguliëros et très-minces de plomb ou d'argent, qui ont rempli les fissures produites dans le commencement de l'opération.

La richesse en plomb et en argent des fragments provenant d'une même coupelle présente les variations les plus grandes, et il est à peu près impossible de prélever une prise d'essai convenable, car les fonds de coupelle doivent être passés en morceaux dans les lits de fusion. On ne fait donc jamais l'analyse de ces matières, on se contente de déterminer par plusieurs essais leur rendement en plomb et en argent.

Dans le cas où 1* analyse est considérée comme présentant un certain intérêt, on doit séparer d'abord les parties métalliques } il reste alors à examiner un mélange d'oxydes et de silicates ba« siques, contenant l'alumine, la chaux, l'oxyde de plomb, l'oxyde de fer, l'oxyde de cuivre et Toxyde d'antimoine ; la proportion de ces deux derniers est toujours très-faible.

On n'a pas à tenir compte de l'argent ; ce métal est toujours déterminé par voie sèche.

Coupelles en phosphate de chaux. — Les coupelles sont faites avec des os calcinés et broyés^ imprégnés d'une dissolution alcaline, et comprimés assez fortement dans des moules. Les sels alcalins donnent au phosphate de chaux une consistance telle que la lithargo ne pénètre que difficilement dans la matière : on peut passer dans une opération plusieurs tonnes de plomb.

Les fragments des coupelles hors de service contiennent une proportion très-variable d'oxyde de plomb, une très-petite quantité d'oxyde d'argent, et quelques fines grenailles métalliques, L'oxyde de plomb est certainement en grande partie à Tétat libre, et en partie à l'état de phosphate.

Ces fonds de coupelle sont essayés par voie sèche pour plomb et pour argent : il est presque toujours inutile d'en faire une analyse exacte. Le rendement à l'essai des diverses parties d'une coupelle varie dans les limites les plus étendues.

Les morceaux qui peuvent représenter approximativement la richesse moyenne, d'après leur aspect et leur pesanteur, rendent ordinairement de BO à 60 pour 1 00 de plomb* La teneur du plomb

en argent est trës-faible, de S à 10 grammes, quand l'échantillon ne renferme pas de grenailles ; elle est quelquefois plus élevée , mais alors Texamen attentif de la matière pulvérisée fait toujours reconnaître la présence de grains très-fins métalliques.

Pour les coupelles faites en argile, et calcaire, Téchantillon moyen, d'après son aspect et sa pesanteur, rend à Fessai de oO à S5 pour iOO de plomb.

Analyse. — Nous passerons très-rapidement sur l'analyse des fonds de coupelle ; nous indiquerons seulement la marche qu'il convient de suivre pour déterminer approximativement la proportion de l'oxyde de plomb, et celles des acides et des oxydes qui se trouvent en quantité notable. Au point de vue de la métallurgie, la détermination du plomb présente seule quelque intérêt, en fournissant des termes de comparaison pour les résultats obtenus dans les essais par la voie sèche.

Coupelles faites avec de l'argile et du calcaire. — On doit doser dans ces matières la silice^ l'alumine, l'oxyde de fer, l'oxyde de plomb, la chaux, et chercher à reconnaître si elles contiennent des quantités appréciables d'oxyde de cuivre, d'oxyde d'antimoine et d'acide antimonique.

On attaque 3 grammes de la matière porphyrisée par l'acide azotique concentré, en faisant chauffer pendant au moins vingtquatre heures à SO ou à 60 degrés au plus. On évapore à sec, et on reprend par l'acide chlorhydrique : le résidu est lavé longtemps avec de l'eau acidulée par l'acide chlorhydrique, chauffée à 60 degrés environ.

On calcine et on pèse ce résidu ; on admet qu'il contient seulement la silice : cela n'est pas tout à fait exacte car l'acide antimonique, existant dans la matière ou produit par l'action de l'acide azotique sur l'oxyde d'antimoine, n'est pas entièrement redissous par l'acide chlorhydrique.

On fait arriver de l'hydrogène sulfuré dans la liqueur acide ; on étend progressivement d'eau ; le plomb, le cuivre et Tantimoine sont précipités à l'état de sulfures ; l'alumine, l'oxyde de fer et la chaux restent dans la dissolution. On lave le précipité par décantations, d'abord avec de l'eau pure, et ensuite avec de l'eau chargée de sulfhydrate. Les premières liqueurs sont réunies à la dis-

solution chlorhydrique. Les dernières, c'est-à-dire celles qui contiennent du sulfhydrate, sont reçues dans une iiole spéciale ; elles contiennent la partie de Tantimoine qui n'est pas restée insoluble dans l'acide chlorhydrique après l'évaporation à sec.

On cherche à reconnaître si l'antimoine se trouve en quantité Diggoiutioa appréciable dans cette dissolution ; on n'a pas à doser l'antimoine, ^* '^ mais seulement à se rendre compte de la nécessité de faire une nouvelle série d'opérations pour la détermination du métal.

On décompose le sulfhydrate par Facide chlorhydrique étendu ; l'aspect du précipité indique immédiatement si l'antimoine est en quantité appréciable.

La matière insoluble dans le sulfhydrate contient le plomb et ^ ^^ tu le cuivre à l'état de sulfures ; on la traite d'abord comme si elle de salfans. ne contenait que du sulfure de plomb. On transforme le sulfure en sulfate ; on pèse le sulfate neutre, calciné au rouge sombre, dans une capsule de porcelaine ; on calcule, d'après son poids, la proportion de l'oxyde de plomb. En négligeant le sulfate de cuivre qui accompagne le sulfate de plomb, on ne commet pas ordinairement une erreur appréciable pour le plomb, car les fonds de coupelle ne contiennent que très-peu de cuivre.

On traite le sulfate de plomb par l'eau faiblement acidulée par l'acide azotique ; on ajoute de l'ammoniaque en excès et un peu de carbonate, afin de précipiter àTétat de snlfate et de carbonate l'oxyde de plomb qui a été dissous par l'acide azotique. La liqueur ammoniacale ne contient plus que le cuivre ; on évalue la proportion de ce métal d'après la coloration de la liqueur. Il est alors facile d'apprécier l'erreur qui a été commise pour le plomb, et de corriger, lorsque cela est nécessaire, le poids du sulfate de plomb, en en retranchant le poids calculé du sulfate de cuivre.

La liqueur chlorhydrique contient l'alumine, la chaux et l'oxyde de fer ; elle tient aussi de l'hydrogène sulfuré en dissolution ; elle chior est rendue laiteuse par du soufre en suspension ; on la traite par ^y^"^^"*l'une des méthodes que nous avons précédemment décrites.

Recherche spéciale de f antimoine. — La recherche de l'antimoine, lorsque les opérations précédentes ont fait connaître que l'oxyde d'antimoine ou l'acide antimonique se trouve en quantité dosable, présente quelques difficultés spéciales.

On fait fondre 4 ou 5 grammes de la matière proposée avec 3 parties de potasse, au creuset de porcelaine. Après refroidis*

sèment, on traite par l'acide chlorhydrique. On fait arriver de l'hydrogène sulfuré dans la liqueur acide, et on étend progressivement de beaucoup d'eau. Il se produit un précipité très-complexe, contenant de la silice gélatineuse et des sulfures de plomb, de cuivre et d'antimoine. On lave ce précipité par décantations ; on le met ensuite en suspension dans du sulfhydrate d'ammoniaque ; le sulfure d'antimoine seul se dissout.

La partie insoluble étant lavée avec de l'eau chargée de suifhydrate, on réunit toutes les liqueurs ; on précipite rantimoine à l'état de sulfure par l'acide chlorhydrique très-étendu ; on procède à Tévaluation de l'antimoine par la série d'opérations que nous avons déjà décrite à plusieurs reprises.

Coupelles en phosphate de chaux. — Les fonds de coupelle contiennent principalement de l'acide phosphorique, de l'oxyde de plomb et de la chaux ; ils renferment^ en outre, une faible proportion d'alcalis, et des acides silicique, sulfurique, etc., qui ont été introduits par les lessives alcalines employées dans la préparation de la coupelle. On doit seulement déterminer Tacide phosphoriquO) la chaux, l'oxyde de plomb et les alcalis.

L'analyse comprend deux séries d'opérations.

1"^ Détermination de f acide phosphtmque^ de la chaux et de Pùxyde de plomb. •— On attaque S grammes de la matière par l'acide azotique ; on ajoute un faible excès d*aeide sulfurique ; on expulse par la chaleur la majeure partie de l'eau et la totalité de l'acide azotique ; on ajoute de l'alcool, et on attend que les sulfates de plomb et de chaux soient entièrement déposés. On lave longtemps ces sulfates avec de l'alcool, par décantations et sur un filtre.

La liqueur alcoolique contient seulement l'acide phosphorique et peut-être une trace de sulfate de plomb. On ajoute de Teau; on fait chauffer pour volatiliser l'alcool ; on sature les acides par l'ammoniaque , et on ajoute un peu de sulfhydrate. S'il se forme un précipité de sulfure de plomb , on le lave exclusivement par décantations.

Pour doser l'acide phosphorique, on décompose le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique ; on expulse l'hydrogène sulfuré par la chaleur ; on sépare le soufre, puis on verse dans la liqueur acide de l'ammoniaque et un sel double de magnésie et d*ammo*

niaque ; on pèse Tacide phosphorique à l'état de phosphate de magnésie.

Les sulfates insolubles sont séchés^ et séparés du filtre ; le papier est brûlé seul dans une capsule de porcelaine ; les cendres et les sulfates sont traités par le carbonate de soude en dissolution un peu concentrée ; les carbonates insolubles sont lavés à l'eau bouillante.

Les liqueurs retiennent presque toujours un peu d'oxyde de plomb ; on les acidulé par l'acide chlorhydrique et on précipite le plomb contenu par l'hydrogène sulfuré ; ce précipité est lavé longtemps avec de l'eau faiblement chargée d'hydrogène sulfuré.

Les carbonates de plomb et de chaux sont dissous dans l'acide chlorhydrique ; le plomb est précipité par l'hydrogène sulfuré ; le sulfure, lavé longtetnps à Tcau bouillante, réuni aux deux fractions de sulfure de plomb qui ont été précédemment obtenu es, est transformé en sulfate, et ce composé est pesé dans une capsule préalablement tarée.

Après séparation du sulfure de plomb, expulsion de l'hydrogène sulfuré, et filtration du soufre, la chaux est précipitée à l'état d'oxalate^ et pesée à l'état caustique.

2* Recherche des alcalis. — Pour doser les alcalis que contiennent les fonds de coupelle il faut opérer sur 1 0 grammes au moins de matière, ce qui augmente beaucoup les difficultés.

On attaque par l'acide azotique, et on verse de l'ammoniaque en faible excès dans la liqueur acide, étendue d'eau. L'acide phosphorique est entièrement précipité en combinaison avec l'oxyde de plomb et avec la chaux ; les alcalis restent en dissolution avec une partie de la chaux et avec une fraction trèspetite de Toxyde de plomb.

Le précipité est très-volumineux, un peu gélatineux ; on ne parviendrait à lui enlever la totalité des sels solubles dont il est imprégné qu'en multipliant les décantations. On arrive plus promptement à dissoudre les sels alcalins que le précipité retient par adhérence, en le dissolvant dans l'acide azotique, après deux lavages par décantations, et en recommençant la précipitation par l'ammoniaque. On lave encore le nouveau précipité, et on néglige la faible quantité de sels alcalins qu'il retient.

On évapore à sec toutes les liqueurs ammoniacales ; on calcine avec précaution le résidu , de manière & le débarrasser entiè-

rement des sels ammoniacaux. On traite à plusieurs reprises la matière calcinée par l'acide oxalique , afin d'expulser l'acide azotique. On calcine les oxalates, et on traite par l'eau.

La dissolution contient seulement les carbonates alcalins ; on l'évaporé à siccité, en terminant l'évaporation dans une capsule de platine préalablement tarée. On pèse les carbonates dans la capsule. S'ils sont en quantité suffisante, on les dissout dans un peu d'eau ; on acidifie la dissolution par l'acide chlorhydrique ; on ajoute du chlorure de platine et de l'alcool ; on calcule la potasse d'après le poids du chlorure double de platine et de potassium ; on évalue ensuite la soude par différence d'après le poids des carbonates.

ABZUftS. — ABSTBIGBS. — IlTHAmaSft SALES.

Ces produits sont obtenus dans la coupellation du plomb d'œuvre plus ou moins impur, dans les grands fours de coupelle^ sur des soles composées d'argile et de calcaire.

Nous dirons quelques mots sur l'opération elle-même.

On charge ordinairement les lingots de plomb d' œuvre siu* la sole récemment battue, et garnie de paille ; on fait chauffer assez lentement jusqu'à fusion ; on élève ensuite la température avec plus ou moins de rapidité jusqu'au point de fusion de la litharge ; on donne le vent lorsque l'oxyde de plomb qui se forme à la surface du bain devient à peu près pur ; on continue à chauffer de plus en plus, et à lancer du vent sur le bain métallique jusqu'à la fin de l'opération.

Dès que le plomb est fondu, les matières étrangères, telles que le charbon de la paille, les fragments de coke et de scories retenus par les lingots de plomb, etc., viennent nager à la surface du bain métallique, et le recouvrent seulement en partie. Les combinaisons oxydées formées pendant la fusion, celles qui se produisent ensuite par l'action des flammes oxydantes sur le métal en fusion,.viennent former, à la surface, des crasses imparfaitement fondues. On les enlève presque constamment avec un r.ible spécial (un morceau de bois fixé au bout d'un ringard) ; elles entraînent une proportion variable , mais toujours assez forte de métal^ irrégulièrement disséminé sous forme de grenailles de toutes dimensions.

Ces matières imparfaitement fondues sont nommées les abzugs. Leur composition est très - irrégulière , principalement lorsqu' avant de les faire sortir du four on jette à la surface un peu de charbon en petits fragments ; cette addition de charbon a pour but de facihter l'enlèvement des abzugs, et de réduire une partie de Toxyde de plomb qui a été formé.

Lorsque la température est plus élevée, après l'enlèvement des premières crasses, l'oxydation du plomb, et des corps étrangers qu'il renferme, a lieu avec plus de rapidité ; les composés oxydés qui se produisent prennent une liquidité de plus en plus grande, et finissent par couler d'eux-mêmes hors du four. On donne le nom à'abstrichs & ceux de ces produits qui doivent être sortis du four à l'aide du rable, et le nom de litharges sales aux produits qui ont la fluidité suffisante pour couler d'eux-mêmes.

n n'y a du reste aucune démarcation appréciable entre les abstrichs et les litharges sales ; de même aussi ces derniers produits passent insensiblement à l'état de litharges marchandes^ à mesure que les corps étrangers contenus dans le plomb d'œuvre sont éliminés par l'oxydation.

Les abstrichs entraînent une proportion de moins en moins forte de métal en grenailles, tandis que les litharges, sales ou marchandes, ne contiennent qu'une quantité très-faible de métal lorsque leur écoulement est réglé avec les soins convenables. Pendant la formation des abstrichs et des litharges sales, les parois supérieures de la coupelle sont fréquemment rongées par l'oxyde de plomb^ et quelques fragments de la terre tombent à la surface du bain. Lorsque cet effet se produit, les matières terreuses se dissolvent lentement dans les oxydes ; la période de production des abstrichs est allongée, et ces produits contiennent une proportion très-appréciable de chaux, d'oxyde de fer, de silice et d'alumine, provenant de la coupelle.

Les abzugs contiennent, à l'état de mélange très-irrégulier, du plomb métallique plus ou moins impur, des sulfures provenant de la matte disséminée dans le plomb d'œuvre, des scories qui ont la même provenance, des fragments de combustible, des parties terreuses détachées des bords de la coupelle, des composés oxydés formés pendant ou après la fusion, dans lesquels l'oxyde de plomb est toujours en proportion dominante. Les abstrichs renferment encore des grenailles de plomb, ils

sont composés principalement d'oxyde de plomb ; ils contiennent des proportions variables d'acides sulfurique, silicique, antimoniquc, arsénique, et d'oxydes de fer, de cuivre, d'antimoine, et de zinc, d'alumine et de chaux.

Les litharges sales renferment une proportion beaucoup moindre d'acides et d'oxydes étrangers, de grenailles de plomb : elles doivent être considérées comme formées presque exclusivement d'oxyde de plomb.

Ces divers produits sont plus ou moins riches en argent, suivant la teneur du plomb d'œuvre et suivant la proportion des grenailles métalliques ; les parties oxydées contiennent assez rarement plus de 20 grammes d'argent aux 100 kilogrammes.

Nous ne citerons qu'un très-petit nombre d'exemples numériques ; les échantillons analysés proviennent de l'usine de Violas (Lozère) ; le plomb d'œuvre contient très-peu de matte disséminée ; il renferme des proportions assez notables de cuivre et d'ailtimoine.

Abiugi. Absilicbt. Litharges sales.

Oxyde de plomb 54,60 65,90 94,65 98,35

Oxyde d'antimoine 4^95 24,55 4^20 I,i0

Oxyde de fer 5,70 2,20 0,15 »

Oxyde de cuivre 3,35 1,15 0,25 0,05

Oxyde de zinc 4,20 0,10....* ^ >

Soufre 5,80 » » »

Acide sulfurique 1.30 0,30 » a

Silice 14,35 3.15 0,30..... 0,15

Alumine 3,10 1,50 0,09 0,05

Cliaux 3,40 1,10 0,07 »

mm^a^^Êm^^K^mm «^i^Hi»i«MMi« wmtm^^K^Êimt^m ^i^^PWM^Mi^

Argent aux 100 kllogr... 17«f,00.... 6r,50.... 5sf,80 ei»,00

Les grenailles de plomb métallique ont été séparées avant l'analyse par pulvérisation et tamisage ; les abzugs contiennent de 2S à 50 pour 100 de grenailles ; dans les abstrichs la proportion du plomb métaUique ne dépasse pas ordinairement 6 pour 100.

Dans la composition des abzugs on n'a pas mis en évidence les métaux qui doivent être combinés avec le soufre, parce qu'il est impossible de distinguer dans l'analyse les parties des métaux qui sont à l'état d'oxydes et celles qui sont à l'état de sulfures. Pour tous les échantillons l'antimoine a été porté au tableau de l'ana* lyse sous le titre d'oxyde ; il est probable qu'une partie du métal se trouve à l'état d'acide antimonique.

Les nombres que nous avons cités se rapportent seulement aux échantillons analysés ; ils ne peuvent donner que des indications douteuses sur la composition moyenne des abzugs, des abstrichs, et des litharges sales, obtenus dans la même usine.

Les abzugs, contenant beaucoup de plomb métallique, qui élève notablement leur teneur en argent, sont ordinairement repassés dans le traitement. On ne cherche pas à déterminer leur composition ; souvent même on ne les soumet pas régulièrement à des essais par voie sèche, dans l'impossibilité de prélover des échantillons qui représentent approximativement la teneur moyenne en plomb et en argent des abzugs obtenus dans une coupellalion. Leur analyse n'offire quelque intérêt que dans les études de métallurgie théorique,

La composition des abstrichs est moins irrégulière; il est moins difficile de prélever des prises d'essai. Presque toujours, dans les usines, on détermine par voie sèche leur teneur en plomb et en argent ; mais on en fait bien rarement des analyses exactes.

Les abstrichs sont assez fréquemment fondus au four à man« che, avec addition de scories ; l'opération donne du plomb trèsimpur, contenant de Vantimoine, du cuivre, etc., et toujours plus ou moins argentifère* Sa teneur s* élève à 40 grammes d'argent aux 100 kilogrammes, quelquefois même à un chiffre plus élevé, lorsque les abstrichs proviennent de la coupellation d'im plomb d'œuvre riche en argent. Le plomb aigre est vendu pour la préparation du plomb de chasse, pour la fabrication des caractères d'imprimerie, etc.; on ne tient pas compte, au moins ordinairement, de l'argent qu'il renferme.

Lorsque ce mode de traitement des abstrichs est adopté dans une usine, on doit analyser le plomb qui est produit ; mais l'analyse des abstrichs ne présente aucun intérêt. Au contraire, lorsqu'on cherche à se rendre compte de la convenance do passer les abstrichs dans les lits de fusion, avec les minerais grillés, avec les fonds de coupelle, etc., il est nécessaire de déterminer la proportion d'antimoine et de cuivre qu'ils renferment.

Ces deux métaux sont les seuls, de tous les corps contenus dans les abstrichs, qui puissent être nuisibles dans le traitement des minerais.

Les litharges sales contiennent beaucoup moins de cuivre et

d'antimoine que les abstrichs, et sont passées dans la fonte des minerais grillés ; on se borne toujours à déterminer par voie sèche leur teneur en plomb et en argent. Il est cependant quelquefois utile de déterminer les proportions de l'antimoine et du cuivre , par[ exemple lorsque ce» produits paraissant impurs, on hésite à les passer dans les lits de fusion.

Analyse. — D'après les observations que nous venons de présenter, nous n'avons à décrire que les opérations dont le but est la détermination du cuivre et de l'antimoine dans les abstrichs. L'échantillon sur lequel on opère doit avoir été prélevé avec les soins nécessaires pour qu'il puisse représenter la composition moyenne d'une quantité un peu considérable d' abstrichs.

On fait fondre 4 grammes de l'échantillon porphyrisé avec 3 parties de potasse. Après refroidissement, on traite par l'acide chlorhydrique concentré ; on fait chau£Per à SO degrés environ, afm d'empêcher la cristallisation du chlorure de plomb ; on fait arriver un courant rapide d'hydrogène sulfuré, et on étend de beaucoup d'eau.

On lave les sulfures par décantations, et on les met en digestion dans du sulfhydrate d'ammoniaque. On lave la partie insoluble avec do l'eau chargée de sulfhydrate. Les liqueurs ne contiennent que l'antimoine à l'état de sulfosel; on les traite comme nous l'avons indiqué précédemment : on décompose le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique ; on lave par décantations le précipité de soufre et de sulfure d'antimoine; on pèse le mélange après dessiccation à 100 degrés sur un filtre préalablement taré ; on détermine le soufre en opérant sur une partie du précipité; on évalue l'antimoine par difTérence.

On est exposé, dans ces opérations, à compter comme antimoine l'arsenic que contiennent quelquefois les abstrichs. On peut éviter assez facilement cette cause d'erreur.

Après avoir décomposé le sulfhydrate par Tacide chlorhydrique faible et avoir lavé le précipité, on le traite par l'acide chlorhydrique un peu concentré : cet acide laisse indissous le soufre libre et le sulfure d'arsenic ; on lave la partie insoluble avec de l'eau acidulée par l'acide chlorhydrique.

Dans les liqueurs qui ne renferment que l'antimoine, on pré-

cipite le métal à Tétat de sulfure par l'hydrogène sulfuré ; on évalue l'antimoine que renferme ce nouveau précipité.

Pour doser le cuivre, on traite par l'acide azotique faible les sulfures indissous par le sulfhydrate ; on filtre, et on verse dans la dissolution de l'ammoniaque en excès et un peu de carbonate d'ammoniaque ; on lave le précipité avec de l'eau ammoniacale. Le cuivre est alors en totalité dans les liqueurs ammoniacales ; on évalue sa proportion d'après l'intensité de la couleur bleue que présentent ces liqueurs.

LITHAR0S8 JAim» CT A0U0E8.

On donne le nom de litharges marchandes à celles des litharges, produites dans la coupellation du plomb d'œuvre, qui ne contiennent qu'une proportion extrêmement faible d'oxyde de cuivre et d'acide antimonique, et qui, de plus, n'ont qu'une teneur en argent presque négligeable.

On les obtient dans deux conditions très-différentes :

1* par la coupellation du plomb très-pur et en même temps très-pauvre en argent, sur des coupelles en phosphate de chaux ;

2*" par l'affinage du plomb d'œuvre plus ou moins impur, dans de grands fours, sur des soles faites en argile et en calcaire.

Dans le premier mode de production, les litharges sont de l'oxyde de plomb presque rigoureusement pur ; leur texture est compacte ou cristalline^ ou bien les litharges sont en paillettes d'un jaune rougeàtre plus ou moins vif, suivant la lenteur et les conditions du refroidissement. Elles contiennent toujours quelques fines grenailles de plomb métallique ; leur teneur Qn argent est généralement très-faible, et rarement supérieure à 3 grammes aux 100 kilogrammes.

Dans le second mode de production, les litharges marchandes sont produites après les litharges sales, dès que le bain métallique a été suffisamment purifié par l'oxydation des métaux étran* gers contenus dans le plomb d'œuvre.

Les premiers produits qui sont considérés, d'après leur aspect, comme propres à être livrés au commerce, renferment encore une proportion très-appréciable d'acide antimonique ; ils contiennent presque toujours un peu d'oxyde de cuivre. Lts litharges qui se forment ensuite, jusque vers la fin de la coupellation, ne ren-

798 MÉTAUX PROPREMEiNT DITS.

ferment plus d'antimoine; mais elles contiennent toujours un peu d'oxyde de cuivre, lorsque le plomb d'œuvre coupelle est cuivreux.

Ces litharges sont encore en morceaux à texture compacte ou cristalline, ou bien à paillettes d'un rouge plus ou moins vif, suivant le mode de refroidissement. Elles contiennent toujours quelques fines grenailles de plomb.

La teneur en argent du bain métallique augmente progressivement depuis le commencement jusqu'à la fin de l'opération ; la teneur des grenailles disséminées dans les litharges est de plus en plus élevée. On cesse de considérer comme litharges marchandes les litharges qui sont produites peu de temps avant TccTlair, et qui, en raison des grenailles de plomb, contiennent une proportion notable d'argent.

Les litharges riches sont passées dans le traitement des minerais, ou bien elles sont ré vivifiées, et le plomb obtenu est traité de nouveau pour argent.

La teneur en argent des litharges marchandes produites dans les grands fours dépend de la richesse du plomb d' œuvre et des soins apportés par les ouvriers, pendant la coupellation, à ne laisser couler hors des fours que les litharges elles-mêmes. Les litharges qui ne contiennent pas de grenailles.métalliques tiennent de 3 à S grammes d'argent aux 100 kilogrammes ; celles qui renferment des grenailles ont une teneur variable de 6 à 15 grammes aux 100 kilogrammes \ Litharges ^^^ litharges en paillettes sont vendues généralement sous le pougcs. nom de litharges rouges ; leur aspect démontre leur pureté et les soins apportés à leur préparation. Elles ont une valeur plus élevée que les litharges jaunes ; cependant elles peuvent contenir, comme ces dernières, un peu d'acide antimonique et d'oxyde de cuivre, et des grenailles métalliques,

n est impossible de vérifier par l'analyse si elles contiennent une proportion appréciable de bioxyde de plomb, ce que leur couleur rouge semble démontrer. La cristallisation de l'oxyde de

1 Dans la coupellation anglaise du plomb d'œuvre enrichi par la cristallisation, on obtient de.^ litharges trës-pures, dont la teneur en argent est assez élevée, de 15 à 85 grammes aux 100 Ikilogrammes; elles sont révivifiées, et le plomb est soumis de nouveau à la cristallisation. Les lilbsu^es doivent leur richesse en argent aux grenailles métalliques qu'elles renferment toapurs en proportion assez forte; elles ne sont jamais livrées au commerce.

plomb ne peut pas expliquer cette coloration rouge , car il est possible d'obtenir de très-belles paillettes ayant la couleur caractéristique du protoxyde de plomb fondu.

On n'a presque jamais à faire l'analyse des litharges rouges^ car la faible quantité d'acide antimonique et d'oxyde de cuivre qu'elles peuvent contenir est sans inconvénient pour la plupart des usages industriels de ces litharges ; on doit se borner en général à constater mécaniquement la présence ou l'absence des grenailles, et à déterminer par voie sèche leur teneur en argent. Pour quelques usages spéciaux, la présence du cuivre et de l'antimoine est nuisible ; il faut alors soumettre les litharges à des opérations analytiques, dont le but spécial est la recherche du cuivre et de l'antimoine.

Les litharges jaunes sont livrées par quelques usines en mer- Litharges ceaux ou à l'état de sable grossier ; mais ces litharges ne sont J*^''^*employées qu'à Tétat de sable fin ou de poudre impalpable, et les produits donnés par la coupellation doivent subir une préparation avant d'être vendus. On les pulvérise sous des meules horizontales ou verticales, et on sépare, par des dispositions très^ variables dans les diverses usines, la poudre impalpable, les sables très-fins et les gros sables.

Les produits les plus fins ne diffèrent des litharges en morceaux que par l'absence des grenailles ; ils contiennent de l'oxyde de plomb et quelquefois un peu d'acide antimonique et d'oxyde de cuivre : leur teneur en argent est ordinairement inférieure à 5 grammes aux 100 kilogrammes.

Ces produits se prêtent malheureusement à des mélanges frauduleux de matières terreuses colorées en jaune verdâtre ou rougeâtre, ayant une valeur moindre que celle de la litharge. Ils ne doivent être acceptés sans analyse par le commerce que sous la garantie de l'usine qui les fournit.

Les litharges impalpables, ou à l'état de sable très-fin, pour lesquelles cette garantie n'est pas préseutée, doivent être analysées. Il ne s'agit pas d'une analyse exacte, mais bien seulement de constater que la matière proposée ne renferme que de l'oxyde de plomb à peu près pur. 11 faut de plus, lorsque cela est rendu nécessaire par le mode d'emploi des litharges^ déterminer les proportions de l'acide antimonique et de l'oxyde de cuivre*

Les acheteurs n'ont en général aucun intérêt à connaître la

proportion d'argent contenue dans les litharges qoi leur sont livrées; les producteurs doivent toujours déterminer la teneur de leurs produits, afin de vérifier que les litharges vendues ne contiennent qu'une quantité d'argent négligeable. La détermination de l'argent est faite par voie sèche.

Analyse. — On voit, d'après les observations précédentes, que l'examen des litharges au laboratoire peut être fait ordinairement d'une manière assez simple.

Pour les litharges en paillettes, en morceaux, en sable un peu gros, on n'a souvent à reconnaître que la présence ou l'absence des grenailles métalliques ; quelquefois seulement on doit déterminer l'acide antimonique et l'oxyde de cuivre.

Pour les litharges impalpables, pour les litharges réduites en sables très-fins, on doit constater l'absence des matières étrangères, et, dans certains cas, faire l'évaluation de l'acide antimonique et de l'oxyde de cuivre.

Nous avons décrit précédemment les opérations qu'il convient de faire pour l'évaluation du cuivre et de l'antimoine ; nous n'avons à considérer ici que l'examen des litharges au point de vue des mélanges de matières terreuses.

Le procédé le plus simple pour constater l'absence des matières étrangères est le suivant :

On fait chauffer jusqu'à fusion, et sous le moufle, 10 grammes de la litharge proposée dans une capsule de porcelaine préalablement tarée ; on pèse après refroidissement. On peut présumer que la litharge ne contient pas de matières étrangères lorsqu'il n'y a qu'une perte de poids très-faible, et en même temps lorsque la fusion a lieu avec la même facilité que celle de la litharge reconnue bien exempte de tout mélange.

On n'obtient ainsi qu'une simple indication ; pour acquérir la certitude de la pureté du produit proposé, il faut faire le dosage du plomb.

Dosage du plomb. — On attaque 2 grammes de la litharge par l'acide azotique un peu étendu ; cet acide ne doit laisser aucun résidu appréciable ^

i Les matières étrangères ialroduites fraudaleusement sont en proportion asses forte on n'a donc pas à craindre de considérer comme matière étrangère le faible résidu d*aclde antimonique que laissent les litharges à peu près pores, traitées par l'acide azotique.

Lorsque la partie insoluble est notable, il faut l'examiner afin de reconnaître la nature des matières étrangères qui ont été mélangées avec la litbarge ; il n'y a pas lieu de continuer les opérations sur la liqueur acide.

Dans le cas oh l'acide azotique ne laisse qu'un faible résidu qui puisse être attribué à l'acide antimonique / on ajoute de l'ammoniaque et du sulfhydrate d'ammoniaque ; on lave le sulfure précipité, d'abord avec de l'eau contenant un peu de suifhydrate, ensuite avec de l'eau pure ; on le fait passer sur un filtre préalablement taré ; on pèse après dessiccation à 100 degrés.

On compare le poids obtenu pour le sulfure métallique à celui que donnerait la litbarge pure (100 de protoxyde de plomb donnent 107,20 de sulfure). Lorsque la différence est très-faible, on peut admettre que la litbarge proposée est à peu près pure, et calculer la proportion de plomb qu'elle contient d'après l'augmentation de poids du filtre, en considérait cette augmentation comme représentant le poids du sulfure de plomb.

Lorsque la différence est un peu forte, on peut présumer que la litbarge proposée n'est pas pure ; il faut doser le plomb avec plus de certitude.

On attaque 1 gramme de litbarge par l'acide cblorbydrique ; on précipite le plomb par l'hydrogène sulfuré ; on lave le précipité, d'abord avec de l'eau pure, ensuite avec de l'eau chargée de sulfhydrate, et enfin avec de l'eau pure. On transforme ensuite le sulfure en bioxyde , et on pèse le peroxyde séché à 100 degrés sur un filtre préalablement taré.

Les opérations sont très-longues, et on ne doit se résigner à les entreprendre que lorsqu'elles sont indispensables. C'est pour ce motif qu'on doit commencer le traitement de la litbarge par l'acide azotique, par l'ammoniaque et par le sulfhydrate : par ces opérations relativement simples, on arrive, dans la plupart des cas, à démontrer la pureté de la litbarge ou à constater le mélange de matières étrangères.

On prépare le minium par l'oxydation lente, au contact de Tair, du massicot réduit en poudre très-fine, ou du carbonate de plomb très-divisé. L'oxydation est poussée plus ou moins loin suivant la teinte qu'on cherche à obtenir. La matière oxydée est ensuite

porpfayrisée sous des meules ; quelquefois même on emploie des appareils très -compliqués pour amener le minium à T état de poudre impalpable.

Les soins apportés à la porphyrisation exercent une grande influence sur la beauté) et par conséquent sur la valeur commerciale des produits.

Dans plusieurs usines, notamment en Angleterre, on prépare le minium par l'oxydation de la litharge jaune porpbyrisée. La production du minium se fait peut-être avec plus de difficulté que dans le cas oix la matière première est le massicot ou le carbonate de plomb ; cependant on arrive à obtenir des produits presque aussi beaux, toutes les. fois que la litharge employée ne renferme pas do paillettes.

Les litharges rouges ne donnent jamais nne poudre impalpable, et les fines paillettes contenues dans la matière porphyrisée résistent à Taction oxydante de l'air.

Le minium contient le plomb à un état d'oxydation très-variable avec le modo de préparation : il renferme ordinairement de 89 à 91 pour 100 do plomb métallique, et donne par fusion au rouge vif de 95,87 à 98 pour 100 de litharge. Il contient fréquemment un pou d'oxyde do cuivre et d'acide antimopique. L'acide antimonique est ordinairement sans influence nuisible pour l'emploi du minium; mais la présence de quelques dix-millièmes d'oxyde de cuivre empêche d'employer le minium pour certains usages, notamment pour les cristaux, pour les couvertes de la faïence fine, etc. On introduit quelquefois dans le minium des matières étrangères, telles que l'oxyde rouge de fer, la brique pilée.

Le minium est rarement argentifère ; on n'en fait presque jamais l'essai par argent.

Examen du minium au laboratoire. — On peut avoir k examiner le minium sous plusieurs points de vue : il suffit quelquefois de constater si l'échantillon proposé ne renferme pas de matières étrangères; mais il est souvent utile de chercher en outre à reconnaître si le minium contient une proportion appréciable d'oxyde de cuivre. Dans quelques cas spéciaux, il faut évaluer approximativement l'état d'oxydation du plomb.

Matières étrangères. — La recherche des matières étrangères est faite en deux séries d'opérations ;

r Ou chauffe jusqu'à fusion 10 grammes du miaium dans une capsule de porcelaine exactement tarée ; on pëse après refroi* dissement. La facilité avec laquelle se fait la fusion et l'aspect de la matière fondue, font reconnaître assez nettement la présence des matières étrangères ; oxyde de fer, brique pilée, etc. La pesée permet de constater la présence des matières de nature organique qui sont, du reste, mélangées au minium beaucoup plus rarement que les substances fixes;

2^ On attaque 2 grammes du minium par Tacide chlorhydrique concentré : on étend d'eau, et on fait chauffer à 100 degrés. Lorsque tout se dissout, on peut affirmer seulement que réohantillon ne contient pas de brique pilée. Il faut continuer les opérations pour démontrer l'absence de l'oxyde de fer.

On précipite le plomb par Thydrogène sulfuré : on transforme le sulfure en sulfate; on pèse ce composé calciné au rouge sombre. La proportion du plomb, calculée d'après le poids du sulfate, doit être d'au moins 89 pour 100. Lorsqu'on obtient un nombre plus faible, il y a lieu de rechercher le fer dans la liqueur chlorhydrique.

On sature par l'ammoniaque l'acide chlorhydrique et l'hydrogène sulfuré que contient encore la liqueur. Le fer est préci-* pité à Tétat de sulfure i on reçoit le précipité sur un filtre, et on le laisse exposé pendant quelque temps au contact de l'air ; sa rapide altération permet de constater que le précipité ainsi produit est bien du sulfure de fer, et qu'il n'est pas du sulfure de plomb. Cette vérification est nécessaire, à cause de la difficulté qu'on éprouve à précipiter entièrement le plomb par l'hydrogène sulfuré dans une liqueur chlorhydrique ; on peut toujours craindre de laisser du plomb dans la liqueur.

Recherche de F oxyde de cuivre. — Il n'est utile de chercher l'oxyde de cuivre que dans les échantillons de minium dans les* quels on a constaté l'absence des matières étrangères : il faut opérer sur un poids considérable, car il est très-important d'évaluer des quantités extrêmement faibles^ presque des traces d'oxyde de cuivre dans le minium.

On attaque 100 grammes de minium par l'acide azotique; on lave la partie insoluble avec de l'eau acidulée par le même acide. Les liqueurs contiennent la totalité du cuivre, e<;^seulement une partie du plomb ; on les traite par l'ammoniaque en assez grand

excès ; on ajoute un peu de carbonate d'ammoniaque, et on fait chauffer à Tébullition. On lave le précipité par décantations avec de l'eau faiblement ammoniacale.

Ces lavages sont lonfj^s, et ils donnent, pour l'évaluation du cuivre, des liqueurs d'un volume considérable. Il faut les concentrer par évaporation lente, en ajoutant de l'ammoniaque à ' mesure qu'elle est expulsée par la chaleur : on réduit le volume à 1 litre, et on évalue le cuivre d'après la coloration bleue.

État d'oxydation du plomb. — Il est possible de déterminer avec une assez grande exactitude l'état d'oxydation du plomb, lorsque la pureté* du minium a été constatée.

Les recherches que nous venons d'indiquer suffisent pour démontrer l'absence des matières étrangères ajoutées frauduleusement , celle d'une quantité appréciable d'oxyde de cuivre ; il faut en outre vérifier que le minium ne renferme pas d'acide antimonique. On procède à cette recherche en suivant la marche que nous avons tracée pour l'analyse de la litharge.

Pour un échantillon reconnu parfaitement pur, on détermine l'état d'oxydation du plomb par deux opérations :

i*" On évalue l'eau hygrométrique par dessiccation prolongée à la température de HO degrés ;

Z" On chauffe jusqu'à fusion iO grammes du minium dans une capsule de porcelaine exactement tarée ; on pèse après refroidissement.

La perte de poids, déduction faite de l'eau hygrométrique, donne l'oxygène abandonné par le minium en passant à l'état de protoxyde.

Ces opérations sont très-simples et peuvent donner des résultats très-exacts ; mais l'interprétation de ces résultats est presque toujours impossible. On calcule les proportions du protoxyde et du peroxyde de plomb, d'après les poids obtenus pour la litharge et pour l'oxygène dégagé par l'action de la chaleur. Ces deux proportions ne sont presque jamais dans des rapports simples, et on ne peut pas établir la formule du composé des deux oxydes qui, dans le minium, doit exister à l'état de mélange avec une quantité variable de protoxyde de plomb.

Divers réactifs ont été employés pour dissoudre le protoxyde non combiné; mais le protoxyde longtemps calciné résiste à l'action de tous les réactifs faibles, et les réactifs un peu éner-

giques doivent agir partiellement sur la combinaison des deux oxydes de plomb.

CfiATOE.

On prépare la céruse par divers procédés :

i"* Par oxydation lente du plomb réduit en feuilles très-minces, roulées en spirales dans des pots qui contiennent un peu d'acide acétique, et qui sont placés dans de grandes cases remplies de fumier ;

2'' Par Faction de l'acide carbonique gazeux sur une dissolution d'acétate de plomb ;

S"" En faisant agir, à une température un peu élevée, sur des feuilles de plomb métallique l'air, racidc carbonique gazeux, la vapeur'd'eau, et des vapeurs d'acide acétique.

Nous n'examinerons pas ici ces divers procédés au point de vue de la production du carbonate de plomb : nous nous occuperons seulement de la composition des produits.

Dans le premier procédé {procédé hollandais), les feuilles de Prooédé plomb se recouvrent en quelques semaines d'une croûte épaisse •>*l^<*'^*' de carbonate, qu'on sépare mécaniquement du métal qui a résisté aux actions chimiques. Le carbonate porphyrisé est livré au commerce. Il a une texture spéciale, bien différente de celle que possèdent lès céruses préparées par les autres procédés.

Sa composition est très-variable : elle dépend de la pureté du plomb, de l'activité de la fermentation du fumier, de la température plus ou moins élevée qui se produit dans les difTérentes parties des cases.

La céruse contient principalement de l'acide carbonique et du protoxyde de plomb ; elle renferme toujours une proportion ap-» préciable d'eau et d'acide acétique, et même d'autres acides organiques dont la nature n'a pas été constatée. Elle contient un peu d'acide antimonique et d'oxyde de cuivre lorsque le plomb employé est antimonial et cuivreux.

La présence des composés formés par l'oxyde de cuivre se reconnsït aisément à la coloration verdàtre que présentent certaines parties de la céruse ; celle de l'acide antimonique ne peut être constatée que par des opérations analytiques.

Les composés formés par les acides organiques sont très-irrégulièrement disséminés dans la masse de la céruse ; ils sont en

proportion pluB forte dans quelquos-^uns des pota de la même case, sans qu'on ait pu reconnaître quelles circonstances favorisent leur production. Us sont en petits grains cristallins transparents, et on peut les isoler aisément de la masse de la céruse par l'action de l'acide acétique, qui ne les dissout pas, ou ne les dissout que très*lentement.

Quelques-uns de ces composés à acides organiques renferment de l'acide benzoïque; mais l'insolubilité relative des cristaux dans l'acide acétique, ne permet pas d'admettre qu'ils soient composés seulement de benzoate de plomb. Procédé Dans le second procédé, on fait agir l'acide carbenique sur une decuchy. jîggolution d'acétate de plomb, préparée en faisant chauffer dans de l'acide acétique de la litbarge jaune, réduite en sable fin. L'acide carbonique enlève seulement une partie do l'oxyde de plomb à l'acide acétique; le précipité, bien lavé^ séobé et broyé, contient toujours une proportion notable d'eau et d'acide acétique ; on peut le considérer comme un mélange de sous'^céiate et d'hydrocarbonate de plomb.

Il ne contient pas, ou il ne renferme que des traces d'oxyde de cuivre, alors môme que la litbarge employée renferme quelques millièmes d'oxyde de cuivre. Cet oxyde reste dissous à l'état d'acétate.

Les liqueurs sur lesquelles on a fait agir l'aeide oarbonique sont ramenées dans la chaudière, dans laquelle s'effeetue la dissolution de la litbarge par l'acide acétique ; les liqueurs doivent donc se charger do plus en plus d'acétate de cuivre, et la céruse devient de plus en plus difficile à laver.

On doit mettre de côté ces liqueurs, lorsqu'elles contiennent une trop forte proportion d'oxyde de cuivre. Avec cette précaution, la céruse lavée avec des soins convenables ne renferme jamids plus que des traces d'acétate de cuivre.

On n'a pas encore cherché à constater la présence de l'antimoine dans la céruse préparée par ce procédé : il est probable qu'elle doit contenir un peu d'antimoniate de plomb, toutes les fois que les litharges employées renferment de l'antimoine. Prooédé Nous désignons sous le nom de procédé autrichien la méthode de fabrication de la céruse, qui a été employée d'abord en Autriche, ensuite en Angleterre, et qui commence à être essayée en France. Le plomb en feuilles minces est chauffé au-desstis de

autrichien.

100 degrés dans des étuves, dans lesquelles on fait arriver de l'air^ de l'acide carbonique, de la vapeur d'eau et des vapeurs d'acide acétique.

La cétuse se forme, à la surface du métal^ avec un peu plus de rapidité que dans le procédé hollandais ; elle a le même grain et à peu près la même composition , mais elle ne renferme pas de combinaii^ons cristallisées de l'oxyde de plomb avec*des acides organiques.

Après avoir été séparée mécaniquement du plomb non attaqué, après avoir été séchée et pulvérisée, elle contient principalement de l'acide carbonique et de l'oxyde de plomb. Elle renferme de 2 à4 pour 100 d'eAU et d'acide acétique, et, de plus, un peu d'oxyde de cuivre et d'acide antimonique lorsqu'on emploie du plomb contenant un peu de cuivre et d'antimoine.

On livre au commerce, principalement en Allemagne, des ce- Mélanges, ruses qui contiennent en mélange intime des proportions considérables de diverses matières blanches, principalement de sulfate de baryte, plus rarement de sulfate de chdUx, de craie, de sulfate de plomb, etc. La proportion du sulfate de baryte s'élève de 1 à 3 parties de stllfate pour 1 partie de céruse pure.

On trouve aussi dans le commerce des mélanges de blanc do zinc et de céruse.

Ces mélanges divers sont, en général, désignés sous des noms particuliers, en sorte qu'on est prévenu non-seulement de la nature, mais encore de la proportion de la matière étrangère qui est mélangée avec le carbonate de plomb. Il est asset rare qu'on cherche à falsifier la céruse, c'est-à-dire à vendre comme céruse pure des mélanges de carbonate de plomb et de substances. terreuses blanches.

Ces mélanges contiennent un peu d'eau, d'acide acétique, d'oxyde de cuivre, d'acide antimonique, etô. Les proportions de ces corps sont variables avec le mode de préparation du carbonate de plomb ; elles ont presque toujours une influence tout à fait négligeable sur la valeur du produit qui est livré au commerce.

On peut avoir à examiner au laboratoire la céruse préparée céruse avec de l'huile pour la peinture : l'exameh de ce produit est rendu P"*^?*'^®très-difficile par la présence de la matière organique. Il n'est plus possible de reconnaître la présence de l'eau, de l'acide acétique ;

on no peut que détennîner la proportion de l'oxyde de plomb, et reconnaître les mélanges de sulfate de baryte ou d'autres substances terreuses.

Exemples numériques. — Nous ne citerons qu'un très-petit nombre d'exemples numériques de la composition des céruses, fabriquées par le procédé hollandais et par le procédé de Clichy. Pour les céruses hollandaises, les analyses ont été faites après séparation des cristaux contenant des acides organiques.

Procédé hollandais. Procédé de Clichy.

Acide carbonique. . . M,40 13^00 9,50 10,00

Eau 1,50 1,70 1,80 1,90

Acide acétique 0,60 0,75 1,70 2,20

Oxyde de plomb.... 86,60 84,55 87,00 85,90

Analyse. — L'examen d'un échantillon de céruse doit être fait de manières très-différentes, suivant l'usage auquel le produit est destiné. Il est rarement utile de chercher à constater la présence de l'acide antimonique, de l'oxyde de cuivre, des composés organiques de la céruse hollandaise ; on se contente presque toujours de la détermination de l'oxyde de plomb et de celle des matières terreuses mélangées.

Dans quelques cas spéciaux, on doit constater l'absence de l'oxyde de cuivre, par exemple lorsque la céruse est destinée à la fabrication de la mine orange, ou bien déterminer les proportiens de l'eau, de l'acide acétique, et de l'acide carbonique, dans le but de fixer la composition chimique de la céruse.

Nous avons donné précédemment toutes les explications nécessaires pour la recherche de l'acide antimonique, de l'oxyde de cuivre, pour les dosages de l'acide carbonique et de l'oxyde de plomb. La détermination des matières terreuses, telles que le sulfate de baryte, ne présente aucune difficulté.

Nous ne donnerons ici que deux exemples : nous indiquerons de quelle manière il convient de procéder pour évaluer l'acide acétique contenu dans une céruse fabriquée par le procédé de Clichy ; nous décrirons le dosage du plomb dans une céruse préparée à l'huile.

Céruse de Clichy. — On ne peut évaluer l'acide acétique que par différence. On détermine, dans des opérations séparées :

l'eau, par dessiccation à 110 degrés ; l'acide carbonique, en traitant la céruse par l'acide chlorhydrique étendu, et en absorbant l'acide carbonique par une dissolution ammoniacale de chlorure de barium ; l'oxyde de plomb, par fusion d'un poids un peu fort de céruse dans une capsule de porcelaine préalablement tarée.

Le nombre qu'on obtient par différence pour l'acide acétique est très-incertain.

La dessiccation à 110 degrés expulse seulement l'eau hygrométrique; on est exposé, par conséquent, à compter comme acide acétique l'eau combinée avec l'oxyde de plomb, dans le cas où la céruse contiendrait de l'hydrate de plomb ou de l'hydrocarb'onate de plomb.

Le dosage de l'acide carbonique n'est jamais fait avec une exactitude rigoureuse : les erreurs commises dans ce dosage sont reportées sur l'acide acétique.

Les nombres obtenus par différence peuvent être considérés comme à peu près comparables, dans le cas de céruses provenant de la même fabrication : ils ne peuvent pas servir à la comparaison d'échantillons provenant d'usines différentes.

Lorsqu'on a ainsi déterminé l'acide acétique par différence, il est indispensable de constater que la céruse renferme réellement une quantité appréciable de cet acide. On traite S grammes de la céruse par l'acide sulfurique très-étendu et froid ; on attend que la majeure partie de l'acide carbonique soit expulsée, et on chauffe progressivement à 100 degrés : on reconnaît l'acide acétique à son odeur. En opérant rigoureusement dans les mêmes conditions sur diverses céruses, on parvient quelquefois à reconnaître quelles sont celles qui renferment le plus d'acide acétique, ce qui donne un contrôle des évaluations faites par différence.

Céruse prépcarée. — On a deux questions à résoudre :

1** La céruse employée contient-elle de Toxyde de zinc, du sulfate de baryte, du sulfate de chaux, etc. ?

2"" Quelle proportion d'oxyde de plomb renferme la matière proposée?

On pèse dans une capsule de porcelaine de 4 à 5 grammes de la matière ; on la fait passer dans une fiole un peu grande, contenant une dissolution concentrée de potasse pure et de carbonate de soude également pur. On fait chauffer à 100 degrés, et on fait arriver un courant de chlore jusqu'à saturation de l'ai-

caU. Lb plomb est alors entiferemetit précipité à l'état de peroxyde,et on recontiaît très-fdciiement si cet oxyde est pur, ou mélangé avec des matières blanches, oxyde de zinc, carbonates de chaux ou de baryte, argile.

Lorsque l'oxyde est reconnu pUr, on le lave par décantations ; on le reçoit sur un filtre pesé d'avance ; on pèse après dessiccation à 100 degrés. D'après le poids du peroxyde on calcule la proportion du prototyde de plomb. On peut même obtenir avec une approximation suffisante la proportion de la céruse sèche employée , et par différence celle de l'huile, en admettant que la céruse contient 86 pour 100 de protoxyde de plomb.

Les opérations sont plus complexes lorsque le peroxyde de plomb est mélangé avec une matière blanche : on étend la liqueur d'une très-grandc quantité d'eau, et on laisse en repos pendant vingt-quatre heures : on décante la liqueur ; on lave la partie insoluble par décantations ; on la traite par l'acide azotique trèsétendu.

Si la substance blanche se dissout sans effervescence ou bien avec une faible effervescence, on est certain que la céruse proposée contient de l'oxyde de zinc. Lorsque l'acide azotique étendu n'exerce pas d'action dissolvante appréciable, on peut en conclure la présence de Targile ou dû kaolin. Enfin, lorsque l'acide dissout la substance blanche avec effervescence vive, on a la preuve que, dans la céruse employée, il y avait mélange de sulfate do baryte, de sulfate ou de carbonate de chaux.

Considérons séparément ces différents cas, en admettant que dans les céruses du commerce, on n'a pas mélangé avec le carbonate do plomb des substances étrangères) différentes, ce qui est le cas général.

Oxyd« L'oxyde de zinc se trouve en grande partie dans la liqueur de fine, acide, mais les liqueurs alcalines décantées peuvent en retenir une proportion appréciable î le bioxyde de plomb est resté presque entièrement insoluble dans l'acide azotique étendu; la liqueur acide ne contient qu'une quantité très-faible de plomb.

On acidifie les liqueurs alcalines par l'acide chlorhydrique ; on expulse le chlore par la chaleur ; on sature l'acide par l'ammoniaque ; on verse un peu de sulfhydrate ; on laisse en repos pendant un jour. S'il se produit un précipité appréciable do sulfure de zinc, on le lave par décantations avec de l'eau char-

gée dd gulfhydïàtê ; on dissout l6 rinc paf Faclde chlorhydriqno concentré ; on ajoute de rammoniaqtl6 en èlcèEf, ot on consetve la liqueur.

D'un autre côté, on versé de Tàmmonlaque et tin peu de carbo*nate d'ammoniaque dans la liquetir azotique, qui renferme ordinairement la majeure partie du zinc i lorsque ces réactifs produisent un précipité appréciable de carbonate de plomb, on le reçoit sur un filtre, et on le lave avec de l'eau faiblement ammoniacale.

On réunit les deux liqueurs ammoniacales qui contiennent l'oxyde de zinc ; on précipite le métal A l'état de sulfure, et on pèse l'oxyde de zinc obtenu par grillage sous le moufle»

On brûle le filtre qui contient un peu de carbonate de plomb, dans une capsule de porcelaine préalablement tarée ; on fait pas« ser dans la même capsule le bioxyde de plomb qui n'a pas été dissous par l'acide azotique ; on chautTe jusqu'à fusion, et on pèse après refroidissement.

Le dosage de l'oxyde de plomb est à peu près exact, mais (5elui de l'oxyde de aine laisse un peu à désirer. On peut cependant obtenir une approximation suffisante pour le carbonate de plomb ^ pour l'oxyde de zinc et pour l'huile. Cette dernière est toujours calculée par différence ; la proportion du carbonate de plomb est évaluée d'après l'hypothèse que la cérusé contient 86 pour 100 d'oxyde de plomb.

Lorsque la substance blanche, accompagnant le bioxyde de plomb, se dissout entièrement et avec une vivo effervescence, dans l'acide azotique étendu , on est certain que cette substance est du carbonate de chaux ou du carbonate de baryte. Il importe de s'assurer d'abord que ces carbonates proviennent de la dé- 6omposition des sulfates alcalins terreux par le carbonate de soude.

On traite les liqueurs alcalines par l'acide chlorhydrique ; on expulse le chlore par la chaleur ; on verse du chlorure de barium dans la liqueur acide. S'il se produit un précipité abondant, on pèse le sulfate de baryte, après l'avoir lavé, purifié et calciné avec les précautions ordinaires.

Ces opérations démontrent que la céruse était mélangée, soit avec du carbonate de chaux, soit avec du sulfate de baryte ou avec du sulfate de chaux : dans le cas de mélange d'un sulfate, la

Soliste de baryte.

Sulfate de chaax.

Carbonate de chaax.

pesée du sulfate de baryte permet de calculer avec exactitude l'acide sulfurique du sulfate.

Dans tous les cas, il faut doser la terre alcaline qui se trouve en totalité dans la liqueur azotique, en même temps qu'une trèspetite quantité d'oxyde de plomb.

On étend la liqueur de beaucoup d'eau ^ on fait arriver de l'hydrogène sulfuré en grand excès : s'il se produit un précipité de sulfure de plomb, on le lave par décantations avec de l'eau chargée d'hydrogène sulfuré.

On expulse par la chaleur l'hydrogène sulfuré que les liqueurs décantées tiennent en dissolution ; on filtre pour séparer le soufre ; on précipite la terre alcaline par l'ammoniaque et par l'oxalate d'ammoniaque. On calcine le précipité et on le pèse. Le poids obtenu est celui du carbonate de baryte, ou celui de la chaux caustique, qui provient de la décomposition de l'oxalate. On met la matière calcinée en présence de l'eau, et on reconnaît immédiatement la chaux caustique du carbonate de baryte.

On peut, d'ailleurs, pousser plus loin les opérations, dissoudre la matière calcinée dans l'acide chlor hydrique très-étendu, verser quelques gouttes d'acide sulfurique, séparer le sulfate de baryte, chercher ensuite la chaux dans la liqueur acide par l'ammoniaque et par l'oxalate d'ammoniaque.

La céruse ne contient ordinairement que l'un des deux sulfates, et il n'est presque jamais nécessaire de peser les deux terres alcalines après en avoir, fait la séparation. La détermination de l'acide sulfurique dans les liqueurs alcalines sert de vérification au dosage de la chaux ou de la baryte.

Pour doser Toxyde de plomb, on réunit le bioxyde indissous par l'acide azotique, et le sulfure précipité par l'hydrogène sulfuré ; on les imprègne d'acide sulfurique étendu ; on chauffe progressivement jusqu'au rouge sombre, dans une capsule de porcelaine préalablement pesée : on pèse après refroidissement. On calcule l'oxyde de plomb d'après le poids du sulfate neutre.

Ces opérations donnent, avec une approximation suffisante, le carbonate de chaux, le sulfate de chaux, le sulfate de baryte, la céruse (on admet toujours que la céruse contient 86 pour 100 d'oxyde de plomb) : on évalue par différence la proportion d'huilo que renferme l'échantillon proposé.

On n'obtient pas une approximation convenable lorsque la ^rgiie céruse contient de l'argile, parce que ce composé est partielle- ^" *® *°* ment attaqué par les réactifs alcalins pendant la précipitation du plomb à Tétat de bioxyde.

Après avoir constaté que Tacide azotique étendu ne dissout pas la substance blanche qui accompagne le bioxyde de plomb, on traite le mélange par l'acide chlorhydriquo faible , jusqu'à dissolution totale du bioxyde de plomb. On pëse l'argile insoluble, après l'avoir calcinée.

On précipite le plomb à l'état de sulfure par l'ammoniaque et par le sulfhydrate. On reçoit le précipité sur un filtre pesé ; on pèse de nouveau après lavage et dessiccation à 100 degrés.

La détermination du plomb est à peu près exacte : le poids obtenu pour le sulfure permet de calculer, avec une approximation suffisante, la proportion de l'oxyde de plomb et celle de la céruse ; mais le poids de l'argile est certainement trop faible ; il n'est pas permis de calculer l'huile par difPérence ; il est tout à fait impossible de reconnaître si la céruse, avant d'être mise en pâte avec l'huile, a été mélangée avec de l'argile blanche ou bien avec du kaolin.

S ft. — MtmmiB par la vole aèche.

Les essais par la voie sèche des minerais de plomb, et généralement de toutes les matières plombeuses, sont faits dans des buts très-différents et par des procédés divers, dans les usines et dans les laboratoires. Les résultats obtenus sont toujours inexacts ; le plomb étant très-volatil, on est obligé d'employer des fondants alcalins, afin de pouvoir opérer à une température relativement peu élevée. Cependant on n'évite jamais complètement les pertes par volatilisation, et les scories alcalines retiennent une proportion très-appréciable de plomb.

C'est à peine si on parvient à obtenir des nombres compara}>les en essayant par voie sèche, par le même procédé, des minerais de composition analogue, ne différant entre eux que par leur teneur en plomb.

La plupart des minerais et des matières plombeuses sont plus ou moins argentifères, et la détermination de l'argent a très-

fréquemment une importance plus grande que celle du plomb ; le renseignement le plus utile que puissent donner les essais par la voie sèche, est presque toujours la teneur en argent du plomb d'oeuvre qui sera obtenu par le traitement métallurgique.

A cet égard, on peut obtenir au laboratoire des résultats suffisamment exacts^ toutes les fois qu'il s'agit de matières plom*beuses telles que la litharge, le carbonate de plomb, le phosphate de plomb. Au contraire, on n'arrive que difficilement à fixer approximativement la teneur du plomb en argent, quand les matières proposées contiennent du soufre , par exemple , pour la galène pure, pour la galène blendeuse et pyriteuse, pour les mattes, etc.

Nous décrirons les procédés d'essai par la voie sèche en considérant séparément lés minerais oxydés, les scories, les minerais sulfurés\ les antimoniates, les sulfates, etc.; nous insisterons sur les causes de pertes de plomb et d'argent, afin de faire comprendre dans quel sens le procédés d'essai doivent être modifiés suivant le but qu'il s'agit d'atteindre dans chaque cas particulier. Nous distinguerons de plus, pour chacune des catégories de minerais ou de matières plombeuses, les substances qui sont riches en plomb, et celles qui n'en renferment qu'une faible proportion.

BIIVEBAI8 OXTDÊS.

Nous prendrons comme exemple un minerai carbonate, ne contenant que très-peu de sulfate et de chlorure de plomb, à gangue argileuse ou calcaire. Nous supposerons d'abord que le minerai proposé est riche en plomb, et qu'il ne renferme pas une proportion appréciable de calamine. Nous indiquerons ensuite rinfluence exercée sur les résultats de Fessai par la présence de la calamine, et les modifications qu'il convient d'apporter aux opérations pour les minerais pauvres en plomb.

Minerai riche. *** On doit opérer sur 10 grammes ou tout au plus sur iS grammes de minerai : on le mélange intimement avec 3 parties de carbonate de soude dans le cas où la gangue est principalement argileuse, et avec 2 parties de carbonate de soude et 1 partie de borax lorsque la gangue dominante est le carbonate de chaux ; on «goûte au mélange de 1 à â grammes de

PLOMB. gl5

charbon de bois pulvérisé. On place le tout dans un creuset de terre, qui doit être rempli tout au plus à moitié ; on recouvre la matière d'une couche mince de carbonate de soude.

On place le creuset découvert dans un four de oaloination ; la disposition du four a peu d'importance ; on peut employer un four ordinaire dans lequel le tirage est produit par un cône, ou bien un four à rampant communiquant avec une cheminée. La seule condition essentielle est la suivante : il faut qu'on puisse élever la température ju£iqu'au rouge vif, et chauffer h volonté la partie supérieure du creuset plus que la partie inférieure.

On emplit le four de charbons noirs jusqu'au niveau des bords du creuset ; on met par-^dessus des charbons bien allumés i on laisse le feu se propager lentement de haut en bas dans toute la masse du combustible ; on remet de temps en temps des char*bons, de manière à maintenir le niveau du feu un peu au"*dessus des bords du creuset.

Les matières contenues s'échauffent avec lenteur, et n'entrent en fusion qu'après quinze à vingt minutes. On les remue presque constamment avec une lame de fer, à partir du moment où elles commencent à s'agglomérer, afin de calmer le boursouflement que tend à produire le dégagement de l'acide carbonique.

Lorsque toutes les matières sont en fusion tranquille, on élève un peu la température pendant quelques minutes ; on retire la lame de fer : on enlève les charbons du four, et on laisse le creuset se refroidir lentement ; on ne le retire du four que lorsque les matières contenues se sont en partie solidifiées.

On casse le creuset quand il est tout à fait froid. On sépare le culot de plomb de la scorie ; on examine la scorie ; quand elle ne contient pas de grenailles, on peut présumer que l'essai est réussi ; on nettoie le culot de plomb, en le frappant sur la tranche avec un marteau ; on le pèse après l'avoir frotté avec une brosse ou avec un linge un peu dur.

On recommence une seconde fois Tessai ; les résultats obtenus sont considérés comme bons, lorsque les poids des deux culots ne présentent qu une faible différence; dans le cas contraire, on ré<* pète Fessai jusqu'à ce que les poids des culots soient concordants; on prend alors le poids le plus fort pour calculer le ren«demont en plomb du minerai proposé.

On considère comme manques tous les essais qui donnent des scories renfermant des grenailles.

Modification. — Les grenailles de plomb qui sont en suspension dans la scorie au moment où T essai est terminé, ne tombent pas aisément au fond du creuset pendant le refroidissement, quelles que soient les précautions prises pour atteindre ce résultat. L'action des gangues quartzeuses du minerai, et celle des parois du creuset sur le carbonate alcalin, produisent un dégagement d'acide carbonique jusqu'à solidification totale des matières. Le mouvement ascensionnel du gaz retient presque toujours quelques grenailles dans la scorie. On peut éviter d'une manière simple cette cause d'erreur ou d'insuccès.

Lorsque les matières sont en fusion parfaite et tranquille, on enlève la lame de fer, et on coule les matières dans une lingo* tière de fer, à parois très-épaisses. La forme du moule est celle d'un cône renversé. Le plomb et la scorie se solidj^ent en quelques minutes ; le culot de plomb occupe le sommet du cône ; les scories ne retiennent pas do grenailles.

Le culot ne se sépare pas toujours très-nettement des scories : il faut souvent le laver avec de l'acide chlorhydrique, pour lui enlever quelques fragments de scories qui adhèrent avec force au métal ; ce lavage est du reste très-rapidement terminé, et ne présente aucune difficulté sérieuse.

La modification dont nous venons de parler offre quelquefois un inconvénient assez grave ; lorsque le creuset est fortement attaqué par le réactif alcalin, les parois présentent des cavités irrégulières, dans lesquelles une partie du métal est retenue pendant la coulée : Fessai est alors manqué.

On ne doit donc, en général, adopter la coulée des matières fondues dans une lingotière, que si les creusets dont on peut disposer résistent bien à l'action du carbonate de soude.

Observations. — Les réactions qui ont lieu pendant l'opération ne sont pas très-compliquées.

Les réactifs alcalins servent seulement à la scorification des gangues ; la réduction de l'oxyde de plomb est entièrement effectuée par le charbon ; la lame de fer ne doit pas produire d'action chimique ; elle permet seulement d'agiter les matières en fusion et de faciliter le dégagement de l'acide carbonique.

On n'obtient cependant des résultats suffisamment exacts qu'à la suite d'une longue habitude de ce genre d'essais.

Aucune explication détaillée ne peut faire concevoir toutes les précautions qu'il convient de prendre ; il faut acquérir par l'usage le tour de main qui permet seul de réussir à coup sûr les essais des minerais de plomb. Nous ne pouvons présenter ici qu'un très-petit nombre de recommandations importantes ; elles sont relatives à la proportion des fondants et 4u charbon, et à la conduite du feu.

Les fondants doivent être employés en quantité strictement Fondante, suffisante pour former une scorie parfaitement fluide avec les gangues du minerai. Le carbonate de soude suffit parfaitement pour les gangues quartzeuses et argileuses ; mais il ne produit pas de combinaisons fluides avec l'oxyde de fer, avec la chaux ; ces oxydes restent assez bien en suspension dans une scorie alcaline, mais ils la rendent pâteuse toutes les fois que le carbonate ailcalin n'est pas en excès assez grand. De là résulte la nécessité d'ajouter du borax pour l'essai des minerais, dont les gangues sont l'oxyde de fer et le carbonate, de chaux.

Il faut éviter tout excès inutile des fondants, parce qu'ils s'opposent au contact du charbon avec Toxyde de plomb, et rendent ainsi plus difficile la réduction complète de cet oxyde. On ne peut pas compter sur Faction de la lame de fer, pour amener à l'état métallique l'oxyde de plomb qui n'a pas été réduit par le charbon avant la fusion des matières. Le contact du fer n'est pas intime, et le métal n agit qu'avec lenteur sur l'oxyde de plomb contenu dans la scorie alcaline.

Un excès de fondants oblige toujours à employer une proportion plus forte de charbon, ce qu'il faut éviter autant que possible pour les motifs que nous exposerons plus loin.

Les proportions que nous avons indiquées pour le carbonate de soude et pour le borax, sont plus que suffisantes pour les minerais de richesse moyenne ; on doit les diminuer lorsqu'il s'agit d'un minerai très-riche. Ainsi, par exemple, lorsque le minerai proposé ne renferme pas plus de 10 à 12 pour 100 de gangue argileuse, il ne faut pas employer plus de 1 partie de carbonate de soude pour 1 partie de minerai ; on réussit même avec plus de certitude avec 1/2 partie de carbonate alcalin. De même, pour un minerai contenant de 12 à 15 pour 100 de calcaire, on ne doit

T. IT. 5i

pas dépasser i/2 partie de carbonate de soude et 1/2 partie de borax.

Charbon. Le charbon doit être, dans tous les cas, en quantité assez grande pour qu'il y ait contact intime du réductif avec Toxyde de plomb ; il est nécessairement en excès relativement à Toxyde qu'il doit réduire, et l'excès est d'autant plus grand que le minerai proposé est plus pauvre, et que les fondants sont ajoutés en proportion plus forte.

Le contact intime du charbon avec l'oxyde cesse d'avoir lieu, à partir du moment où les matières contenues dans le creuset commencent à entrer en fusion ; le charbon en excès est alors à peu près inerte; il se comporte même comme matière nuisible, car il vient nager à la surface de la scorie , et il retient une certaine quantité de grenailles de plomb, qu'il est à peu près impossible de recueillir.

Comme les gaz en mouvement dans le four sont toujours oxydants, une partie du charbon en excès est brûlée pendant l'essai ; pour qu'il ne reste plus de grenailles de plomb à la surface de la scorie, il faut que l'excès de charbon employé soit tel que la fraction qui vient nager à la surface soit entièrement brûlée pendant l'opération.

La proportion de charbon qu'il convient d'employer n'est pas la même pour différents opérateurs, chacun doit la fixer d'après l'habitude acquise des essais.

Quelques chimistes conseillent de remplacer le mélange de carbonate de soude et de charbon par du flux noir; le charbon que renferme ce réactif est extrêmement divisé, et ne vient pas nager à la surface de la scorie ; il reste en suspension dans le carbonate alcalin en fusion, et ne diminue pas d'une manière notable la fluidité des matières.

Le seul inconvénient présenté par ce flux est l'irrégularité de sa composition. Le flux noir livré par les fabricants n'est pas toujours préparé avec les soins convenables ; certaines parties Qontiennent une proportion do charbon insuffisante, tandis que, dans d'autres parties, le charbon est en quantité trop grande pour que le flux puisse acquérir la fluidité désirable, à la température qu'on cherche à ne pas dépasser dans les essais,

La conduite du {eu a la plus grande influence sur la réussite de l'opération. Il faut d'abord porter, avec la plus grande lenteur.

Conduite du feu.

les matiëros contenues dans le creuset au degré de chaleur auquel commence la fusion, car, à partir de ce moment, le charbon ne peut plus exercer sur l'oxyde de plomb qu'une action extrêmement faible. On doit ensuite chauffer un peu rapidement jusqu'au point où les scories prennent une fluidité parfaite.

Pendant la fusion, il y a toujours dégagement plus ou moins abondant d'acide carbonique, produit par les actions exercées sur le carbonate alcalin par le quartz et par Targile des gangues, ainsi que par les parois du creuset.

n importe de conduire la fusion avec assez de lenteur pour que le dégagement de gaz se fasse progressivement; il est surtout essentiel que la partie supérieure du creuset soit fortement chauffée, afin que les matières contenues ne soient pas en fusion pâteuse à la surface. 11 faut en môme temps ne pas trop ralentir la fusion, afin d'éviter que les parois soient trop profondément attaquées par le réactif alcalin. Dès que les matières sont en fusion à peu près tranquille, l'essai est terminé, il faut se hftter de couler dans la lingotière, ou de laisser le creuset se refroidir.

La perte de plomb par volatilisation est d'autant plus grande qu'on fait chauffer plus fort et plus longtemps. Dans un essai bien conduit, le creuset ne doit pas rester pendant plus de vingt minutes dans le four.

On observe quelquefois un fait assez curieux : lorsqu'on donne le coup de feu qui est destiné à rendre les scories bien fluides, on voit les scories bien fondues devenir un peu pâteuses ; elles le deviennent de plus en plus à mesure qu'on chauffe plus fortement et plus longtemps, dans le but de leur faire acquérir la fluidité convenable.

Ce fait est dû à l'action du carbonate alcalin sur les parois du creuset dont le grain est trop peu serré ; les scories se chargent d'une proportion croissante de siUce et d'alumine qui leur enlèvent de la fluidité ; il y a en même temps dégagement assez vif d'acide carbonique et boursouflement des matières.

L'essai doit alors être considéré comme manqué ; les scories retiennent des grenailles, et la perte de plomb par volatilisation est très-forte.

LiTHARGES ET MINERAIS TOUT A FAIT PURS. — Pour ToSSai doS U- .

tharges, ou des minerais carbonates qui ne renferment pas dd

gangues, on doit procéder comme nous venons de l'indiquer, et chauffer lentement jusqu'à fusion tranquille le mélange intime des matières proposées, avec 1/2 partie de carbonate de soude et avec un faible excès de charbon, ou bien avec 1/2 partie de flux noir. L'addition du flux est indispensable pour laver les parois du creuset, et pour permettre la réunion du plomb en un seul culot.

L'opération est facile à conduire, et on obtient aisément la réduction totale de l'oxyde de plomb ; la scorie renferme rarement des grenailles; il n'y a perte de plomb que par volatilisation.

Minerais contenant de Lk calamine. — L'essai des minerais contenant une proportion un peu forte de calamine donne difficilement des résultats suffisamment approchés pour la teneur en plomb. Prenons pour exemple un minerai carbonate à gangue argileuse, renfermant de 10 à 15 pour 100 de calamine.

On mélange intimement 15 grammes du minerai avec 3 grammes de charbon pulvérisé, de 40 à 50 grammes de carbonate de soude et 10 grammes de borax. On conduit l'opération comme nous l'avons indiqué pour les minerais qui ne contiennent pas d'oxyde de zinc. On obtient un culot de plomb, exempt de zinc, dont le poids conduit à un nombre beaucoup trop faible pour la teneur du minerai proposé.

On est obligé d'employer une proportion de fondants relativement très-grande, afin d'obtenir une scorie suffisamment fluide \ De là résulte la nécessité de faire agir le charbon en excès : une partie du charbon vient à la surface, et retient toujours quelques grenailles de plomb ; c'est là une première cause de perte : elle est à peu près inévitable ; en effet, si le charbon n'est pas en excès assez grand, la réduction de l'oxyde de plomb n'est pas complète, et la perte de métal est encore plus forte.

Pendant la première partie de l'opération, le charbon agit toujours en partie sur l'oxyde de zinc, bien que cet oxyde soit plus difficile à réduire que l'oxyde de plomb. Le zinc métallique se volatilise vers la fin de l'opération, et entraine une proportion assez forte de plomb.

^ On cherche k faire paner la roajeare partie de l'oxyde de zinc dans la scorie; et cet oxyde a beaocoDp de tendance à rendre pftteases même les scories qoi contiennent du borax.

La perte par volatilisation est augmentée dans une proportion toujours très-notable, et d'autant plus grande qu'il y a eu réduction d'une plus forte fraction de Voxyde de zinc.

Nous ferons observer dès maintenant que, pour un minerai argentifère, la volatilisation du zinc augmente beaucoup la peiie d'argent. Il ne faut jamais employer le flux noir pour Tessai d'un minerai zincifëre ; le charbon très-divisé, restant en suspension dans la scorie, agit sur l'oxyde de zinc pendant toute la durée de l'opération ; la proportion de zinc volatilisé est plus considérable ; les pertes de plomb et d'argent sont plus grandes.

La présence d'un peu d'acide antimonique ou d'oxyde d'antimoine, n'oblige pas à modifier le procédé d'essai que nous avons décrit pour les minerais riches ; le plomb obtenu est antimonial ; les pertes par volatilisation, en plomb et en argent, sont toujours assez fortes.

Minerais très-pauvres. — Scories. — Les essais des matières plombeuses oxydées pauvres en plomb présentent des difficultés spéciales. Il faut presque toujours déterminer la teneur en argent en même temps que le rendement en plomb, ce qui oblige à obtenir dans chaque essai un culot de plomb pesant plusieurs grammes, et à opérer sur des poids très-forts, de 2S à 100 grammes, de minerais pauvres ou de scories.

Prenons pour exemple un échantillon de scories.

On mélange aussi intimement que possible 100 grammes de scorie porphyrisée avec SO grammes de flux noir, ou bien avec SO grammes de carbonate de soude et 2 grammes de charbon de bois pulvérisé.

On fait chauffer le mélange dans un creuset de terre ; on conduit le feu de telle manière^que les matières restent pendant dix minutes environ à la température du rouge sombre ; ou pousse ensuite lentement le feu jusqu'au rouge vif ; on apaise le boursouflement des matières en agitant presque constamment avec une lame de fer. Dès que la fusion est devenue parfaite, et que le dégagement de gaz s'est ralenti, on retire la lame de fer, et on laisse refroidir lentement le creuset.

On pèse le culot de plomb, après l'avoir séparé du creuset et de la scorie en lo frappant sur la tranche avec un marteau ; son

su MÉTAUX PROPREMENT DITS.

poids donne approzimativement la teneur en plomb de la scorie proposée.

n est nécessaire de répéter l'essai une fois au moins, et généralement jusqu'à ce qu'on obtienne deux culots de poids à peu près égaux, donnés par des essais dans lesquels les scories ne renferment pas de grenailles.

Le mode d'essai que nous venons d'indiquer di£Fère de celui que nous avons décrit pour les minerais riches : on emploie une proportion de fondant bien moindre \ on termine l'opération à une température beaucoup plus élevée. On est obligé de diminuer la proportion du fondant afin de pouvoir obtenir un contact suffisamment intime entre le charbon et l'oxyde de plomb, sans employer un trop grand excès du réductif . On chaufTe très-fortement, mais pendant un temps assez court, de cinq à dix minutes, afin de donner aux scories une fluidité convenable. La perte par volatilisation est certainement très-grande, mais on obtient un culot de plomb plus fort qu'en appliquant sans modifications le procédé d'essai des minerais riches.

Les scories provenant du traitement au four à manche renferment presque toujours une assez forte proportion de sulfures et de sulfates. Dans le mode d'essai que nous venons de décrire, le plomb est amené en totalité à Tétat métallique soit par l'action du charbon sur l'oxyde, soit par les réactions des sulfures, soit par l'action du fer ( lame de fer, et fer très-dîvisé produit par la réduction partielle de l'oxyde de fer ) ; mais la scorie qui surmonte le culot de plomb contient toujours des sulfures, et retient une portion très-notable de l'argent.

Pour obtenir des résultats convenables dans les essais de ces scories, on est obligé de faire deux opérations : l'une d'elles a pour but spécial de déterminer le rendement en plomb ; la seconde est l'essai spécial pour argent. Nous décrirons dans le chapitre suivant les précautions qu'il faut prendre pour réunir la totalité de l'argent dans le culot de plomb qui doit être passé à la coupellation.

Le flux noir convient mieux que le mélange de charbon et de carbonate de soude, pour l'essai des scories qui ne renferment qu'une proportion très-faible de sulfures et de sulfates. D faut au contraire éviter le flux noir quand il s'agit de soories qui contienneût beaucoup de sulfure de fer, de matte plombeose,

de stûtûUs de b&ryte, eto« Pour de pareilles soories, il importe de limiter le plus possible Ttictioa réductrice du charbon, et d'amener le plomb à l'état métallique par les réactions des sulfures sur Toxyde et sur le sulfate de plomb, et par Faction du fer.

Le rendement à l'essai dépend, pour chaque minerai ou ma^ Âpproxima* tibre plombeuse, de l'habileté de l'opérateur ; de plus, les résul- obtenue tats obtenus dans les conditions les plus favorables s'écartent des , **'*■. teneurs réelles ; les écarts sont d'autant plus grands que les matières essayées sont plus pauvi*es en plomb. Nous citerons à ce sujet quelques nombres déduits des expériences faites au bureau des essais de l'Ecole des mines.

Les litharges à peu près pures rendent près de 90 pour 100 de plomb ; la perte est d'environ 3 pour 100 du plomb contenu. Pour les litharges antimoniales^ la perte s'élève quelquefois jusqu'à 4 et a pour 100, et cependant le plomb obtenu retient toujours de l'antimoine.

Les minerais carbonates presque purs, contenant de 70 à 73 pour 100 de plomb, rendent à Tessat de 66 h 71 pour 100. La perte est, par conséquent, de 3,00 à 5,70 pour 100 du plomb contenu. On peut admettre 3,00 à 6,00 pour 100 comme limites probables des pertes faites dans les essais bien réussis.

Pour les minerais carbonates, à gangue d'argile 6u de calcaire, contenant de 43 à 60 pour 100 de plomb, on obtient de 40 à 36 pour 100 de plomb, en perdant de 11 à 6 pour 100 du métal contenu. Les minerais carbonates plus pauvres, et les produits obtenus par leur préparation mécanique , contenant de 13 à 28 pour 100 de plomb, donnent rarement plus de 10 à 20 pour 100 à l'essai ; la perte est de 40 à 20 pour 100 du plomb contenu. La perte est encore beaucoup plus forte pour des minerais et pour des matières plus pauvres.

Los scories contenant de 8 à 10 pour 100 fendent ordinairement de 2 & 4 pour 100 de plomb ; la perte dépasse 70 pour 100 du plomb contenu.

Dans les essaie des minerais assez riches contenant de la calamine, on obtient assez fréquemment des nombres très-variables, et on n'arrive pas aisément à produire deux culots de poids concordants ; la perte de plomb n'augmente pas aussi rapidement que la proportion de la calamine.

Avec des minerais carbonates contenant 50 pour 100 de plomb,

et de 10 à 15 pour 100 de calamine, on peut obtenir de 42 à 44 pour 100 de plomb, avec une perte variant de 16 à 12 pour 100 du plomb contenu. Les pertes sont relativement beaucoup plus fortes lorsque les minerais sont plus pauvres : un minerai zinci* fère à la teneur de 20 pour 100 de plomb ne donne pas facilement plus de 10 pour 100 à l'essai ; la perte est, par conséquent, de SO pour 100 du métal contenu.

Les nombres que nous venons de citer doivent être considérés comme des indications des pertes auxquelles on est exposé dans les essais par la voie sèche ; ils n'offrent pas un degré de certitude tel qu'on puisse les prendre comme point de départ pour corriger les résultats obtenus par les essais, et pour calculer approximativement les teneurs réelles.

Lorsqu'on essaye des minerais, ou des matières argentifères, l'argent se concentre presque en totalité dans le plomb , alors même que la réduction de l'oxyde de plomb n'est pas complète ; il n'y a d'exception que pour les essais des scories qui contiennent des sulfures et des sulfates.

On détermine par coupellation l'argent contenu dans les culots de plomb : cette opération, que nous décrirons dans le chapitre suivant, fait perdre une proportion notable de l'argent, en sorte qu'on n'obtient pour ce métal, comme pour le plomb, que des nombres trop faibles.

Il importe de faire observer que les principales causes de perte pour l'argent se trouvent dans la coupellation, et que les culob de plomb obtenus dans les essais contiennent à très-peu près la totalité de l'argent des minerais*

Lorsqu'on cherche à déterminer par la voie sèche la teneur en argent d'un minerai carbonate, des litharges, ou d'autres matières oxydées, très-riches en plomb, très-pauvres en argent, on dirige presque toujours l'essai de manière à ne réduire qu'une partie de l'oxyde de plomb : on peut ainsi opérer sur un poids considérable de la matière proposée, et n'obtenir qu'un culot de plomb d'un poids très-faible, pesant de IS à 20 grammes.

La scorie oxydée ne retient qu'une fraction très-faible de l'argent ; les pertes inévitables à la coupellation sont assez faibles, et on obtient un bouton d'argent plus gros que si, dans la fusion de la matière proposée, on avait réduit la totalité de l'oxyde de plomb.

Nous reviendrons bientôt sur ce sujet intéressant, mais nous tenons à constater ici la différence qui existe entre les essais des matières oxydées notablement argentifères, et les essais des matières oxydées pauvres en argent. Pour les premières, en opérant sur un poids généralement assez faible, on obtient dans une seule série d'opérations le rendement en plomb et en argent ; pour les secondes matières, on est obligé de faire deux essais, l'un pour plomb, Tautre pour argent.

MinnaAiB ïïovtvmt».

Les minerais et les produits d'art sulfurés, tels que la galène à gangues teiTeuses, la galène blendeuse ou pyriteuse, les mattes plombeuses, contiennent ordinairement de l'argent. Il importe de déterminer par les essais le rendement en plomb et la teneur du plomb en argent. Quelquefois seulement, par exemple pour les produits à peu près stériles de la préparation mécanique, il s'agit principalement de fixer la teneur en argent afin de constater les pertes que fait subir la préparation des minerais.

On doit faire varier les procédés d'essais suivant la ricbesse et la nature des matières proposées , suivant le but principal qu'on se propose d'atteindre. Nous chercherons à faire comprendre la nécessité de ces variations en considérant successivement quelques cas particuliers.

Galène riche a gangues terreuses. — Plusieurs modes d'essai sont employés dans les laboratoires et dans les usines ; nous examinerons :

l"" La fusion au creuset de fer avec un flux complexe ;

2^ La fusion au creuset de terre avec le même flux et avec addition d'une lame de fer ;

31^ et 4® La fusion au creuset de terre avec le flux noir, avec du carbonate de soude, de la soude caustique et une lame de fer.

On emploie des creusets de fer forgé d'environ O'^jOl d'épais- l' Creuset seur ; les dimensions principales sont les suivantes : hauteur 0",130; diamètre intérieur 0'',065. Le moule en fer forgé dans lequel on coule les matières fondues présente un vide de forme conique; la profondeur est de 0"',088; le diamètre de la base supérieure est de 0'',06S. L'épaisçieur de^ parois a peu d'impor-

tance ; les moules épais et de forme extérieure cylindrique n'ont pas d'autre avantage que leur plus grande stabilité.

Avec les dimensions que nous venons d'indiquer, les creusets et le moule peuvent servir pour les essais des minerais pauvres aussi bien que pour les essais des minerais riches.

Le flux employé pour les essais est un mélange à peu près intime des réactifs suivants :

Tartre brat ou blanc 30 parties.

Carbonate de soode mgi«.«.«*i.«« 30 —

Borax fondu. 15 —

Spalh fluor 15 —

Nllre 10 —

Tous les réactifs sont en poudre trfes-fiiie, à l'exception du nitre, qui est à l'état de gros sable. Ces proportions conviennent à la plupart des minerais qui contiennent, comme gangues, du quartz, de l'argile, du sulfate de baryte, du carbonate de chaux, de la dolomie, du fer carbonate, et qui ne renferment qu'une proportion très-faible de blende, de pyrites, de sulfure d'antimoine, etc. Pour les minerais trfes-rtches on augmente uu peu la proportion du nitre ; on la diminue, au contraire, pour les mine* raïs pauvres.

Pour une galène riche, contenant par exemple de 40 à 60 pour 100 de plomb, on opère sur 10 ou sur IS grammes au plus. On mélange intimement le minerai porphyrisé, ou dtl moins réduit en poudre très-flne, avec 3 parties du flux dont nous venons de donner la composition. On fait passer le mélange dans un cornet de papier.

On fait chauffer le creuset de fer, bien décapé à l'intérieur, dans un four de calcination rempli de coke jusqu'à la hauteur des bords supérieurs du creuset. Pendaiit cette première partie de l'opération , on préserve de l'oxydation les parois intérieures du creuset avec quelques morceaux de charbon de bois*

Lorsque le feu est bien allumé, et le creuset porté au rouge, on retire les morceaux de charbon de bois et on introduit le cornet de papier contenant le mélange du minerai avec le flux. La réaction est un p^u vive lorsque le creuset est trop fortement chauffé; il y a même quelquefois projection des matières; mais

OQ arrive très-promptement à saisir le degré de chaleur auquel il oouvient de porter le creuset pour éviter cette cause de perte.

Les matières entrent presque immédiatement en fusion sans boursouflement trop grand; on les maintient en pleine fusion pendant dix minutes. On retire alors le creuset du feu, et on coule les matières dans la lingotière. On renverse le creuset sur une plaque de fer ou de fonte, et on le frappe brusquement à deux ou trois reprises afin de faire tomber les grenailles métalliques qui ont pu rester adhérentes aux parois pendant la coulée.

On peut ordinairement remettre de suite le creuset au feu pour un nouvel essai ; mais il est nécessaire de décaper très-fréquemment les parois, qui se recouvrent promptement d'oxyde de fer et de scories.

On produit le décapage en plongeant le creuset rouge* dans de l'eau froide , et en le faisant chauffer ensuite pendant quelque temps après l'avoir rempli d'eau acidulée par l'acide chlorhydrique ; on le lave enfin avec de l'eau pure et on l'essuie avec un torchon très-dur. H n'est pas prudent de faire plus de quatre es^ sais dans le même creuset sans le décaper.

Les matières contenues dans le moule sont solidifiées rapidement ; on peut renverser le moule cinq minutes après la coulée. Le plomb est presque toujours réuni en totalité au sommet du cône ; la scorie renferme très-rarement des grenailles. Il faut cependant ne jamais négliger de constater leur absence en concassant la scorie en fragments assez petits ^ on doit recommencer tout essai dans lequel la scorie renferme des grenailles.

On nettoie le culot de plomb d'abord en le frappant doucement de tous les c^tés avec un marteau, ensuite en le faisant chauffer pendant deux ou trois minutes dans de l'acide chlorhydrique concentré ; on le lave, on l'essuie attentivement, et on le pèse.

Dans le traitement du culot par l'acide chlorhydrique, on doit constater s'il se dégage de l'hydrogène sulfuré par l'action de l'adde sur la scorie adhérente. Le dégagement d'hydrogène sulfuré indique que la scorie renferme des sulfures, et que, par conséquent, elle doit retenir une fraction plus ou moins notable de l'argent du minerai* Le poids du culot ne peut plus alors donner que le rendement en plomb ; la coupellation du culot donne pour la teneur en argent un nombre trop faible.

Pour la galène, comme pour les min^ais oxydés, il est néces-

saire de faire au moins deux essais, et de n'adopter comme bons les résultats obtenus que quand deux essais bien réussis donnent des culots de poids presque identiques.

Observation. — 11 est à peu près impossible de fixer avec quoique certitude la part qui doit être attribuée à chacun des réactifs qui composent le flux et aux parois du creuset. On peut présumer seulement que dans la fusion, conduite avec une grande rapidité, les réactions ont lieu dans l'ordre suivant :

Le tartre et le carbonate alcalin agissent sur la galène comme le carbonate de soude et le charbon, en amenant la majeure partie du plomb à l'état métallique et en produisant des sulfures alcalins ; les parois du creuset décomposent le sulfure de plomb qui a pu échapper à cette première action, ce qui introduit une certaine quantité de sulfure de fer dans la scorie. Le nitre, employé à l'état de sable, agit principalement pour faire passer à l'état de sulfates les sulfures qui se sont formés à la suite des deux premières actions, et le but spécial de l'addition de ce réactif, en proportion variable avec la richesse du minerai, est d'empêcher qu'au moment de la coulée la scorie retienne une quantité appréciable d'argent. Le spath fluor et le borax agissent seulement comme fondants des gangues terreuses, avec le carbonate de soude, et avec le carbonate alcalin qui est produit par la décomposition du tartre.

Lorsque le creuset étant bien décapé, Fessai est conduit avec la rapidité convenable, la scorie ne retient qu'une proportion presque négligeable de plomb et d'argent : il n'y a perte de ces deux métaux que par volatilisation, et les pertes sont assez faibles.

La galène pure donne jusqu'à 83 pour iOO de plomb; la perte est d'environ 4 pour 100 du plomb contenu. On ne perd probablement pas dans l'opération une fraction plus notable de l'argent.

Les minerais à gangues terreuses, contenant 40, SO, 60, 70 pour 100, donnent assez facilement 34, 45, 55, 65 pour 100 de plomb, avec des pertes de 15, 10, 8, 7 pour 100 du plomb contenu. Pour des minerais plus pauvres, le rendement s'écarte davantage de la teneur réelle : une galène contenant 25 pour 100 de plomb ne rend pas ordinairement plus de 13 pour 100 ; la perte est par conséquent d'au moins 35 pour 100 du plomb contenu dans le minerai.

Dans les essais au ppeuset (le fer des galènes de richesse

moyenne et des galènes pauvres, on arrive très-facilement à ne pas laisser de sulfures dans les scories et à réunir tout l'argent dans le plomb métallique : les scories retiennent presque toujours de l'oxyde de plomb ; les pertes faites sur l'argent sont relativement moins fortes que celles qui sont faites sur le plomb. U en résulte que si on essaye un certain nombre d'échantillons de la même galène, mélangée de proportions diverses de gangues terreuses, les échantillons les plus pauvres en plomb donnent les culots les plus riches en argent.

L'emploi des creusets de fer présente un grave inconvénient s« Creuset lorsqu'on n'a pas l'attention de les décaper très-fréquemment. Il * ^"** reste presque toujours dans le creuset, après chaque coulée, une certaine quantité de scories retenant des grenailles de plomb : ces grenailles se réunissent au plomb obtenu dans l'essai suivant, et modifient sa teneur en argent.

De plus, les creusets fréquemment décapés sont promptement mis hors de service : les parois intérieures deviennent rugueuses et le plomb métallique ne coule pas en totalité dans le moule ; on est obligé de rechercher avec attention les grenailles qui tombent du creuset quand on le frappe sur la plaque de fonte après la coulée. Quelques-unes d'entre elles sont très-petites ; reeouvertes de scories, elles échappent aux recherches ; la perte de plolnb est toujours plus forte à mesure que le creuset est plus vieux.

On évite ces inconvénients en remplaçant les creusets de fer par des creusets de terre, et en ^e servant d'une lame de fer pour produire l'action des parois métalliques.

L'opération est conduite à peu près de la même manière*

On place le creuset dans un four de calcination chauffé avec du coke : la lame de fer, recourbée en fer à cheval, est mise dans le creuset, et celui-ci est recouvert par de gros morceaux de charbon de bois.

Lorsque le creuset est porté au rouge, on enlève les charbons, on introduit le cornet de papier contenant le mélange du minerai avec le flux. On laisse les matières en pleine fusion pendant un quart d'heure, ou même pendant vingt minutes lorsqu'il s'agit d'un minerai très-riche ; on agite presque constamment avec la lame de fer.

Lorsqu'on suppose que toutes les réactions sont terminées, on retire la lame de fer, et on procède à la coulée*

Le même creuset peut senrir pour les deux essais qui sont faits sur le mâme minerai : on pourrait même, à la rigueur, faire un troisième essai dans le même creuset.

On voit, d'après ce qui précède, que l'emploi du creuset de terre oblige à prolonger un peu la fusion. Il est inutile d'augmenter la proportion de nitre dans le flux ; le nitre est entièrement décomposé avant la fin de l'essai ; mais son action sur les sulfures de la scorie est complétée par celle de l'air atmosphérique, qui est en contact avec la surface des matières en fusion.

Les scories obtenues dans les creusets de terre ne renferment pas plus fréquemment des sulfures que les scories produites dans les creusets de fer. Le rendement en plomb est presque toujours un peu plus faible, et cela résulte de la nécessité de prolonger la fusion pour amener la totalité du plomb à l'état métallique.

La galène pure rend bien rarement plus de 82 pour 1 00 : les minerais contenant BO et 20 pour 100 de plomb ne rendent pas ordinairement plus de 43 et 12 pour 100.

Observations, — On préfère généralement les creusets de fer dans les usines, et les creusets de terre dans les laboratoires dans lesquels on n'a l'occasion de faire des essais qu'à des intervalles quelquefois très-longs.

Ces préférences se comprennent aisément.

Dans les usines , on doit faire des essais très-nombreux ; on doit donc apprécier vivement l'économie de temps que présen-» tent les creusets de fer ; Topérateur n'a pas à se préoccuper du décapage, qui est confié à un ouvrier.

Dans les laboratoires, l'économie de temps n'a pas la même importance : on doit s'attacher principalement à déterminer avec certitude la teneur en argent des minerais : les creusets de fer ne servant qu'à de longs intervalles^ sont rouilles à l'intérieur et doi« vent être décapés pour chaque série d*essais, quelquefois même pour l'essai d'un seul minerai.

3o Flux L'opération est conduite d*une manière toute difiérente lors* qu'on emploie le flux noir, ou bien un mélange équivalent de carbonate do soude sec et de charbon de bois pulvérisé.

On place dans un creuset de terre, qui doit être rempli tout au plus à la moitié de sa hauteur, le mélange intime du minorai avec 3 parties de flux : on recouvre le tout d'un peu de flux noir ou de

DOir.

PLOMB. 83i

carbonate de sonde ; on plonge dans la matière une lame de fer recourbée en fer à cheval.

Le creuset est chauffé lentement jusqu'au rouge : on agite assez fréquemment avec la lame de fer pour apaiser le boursouflement, quelquefois très-fort, qui commence à se manifester dès que les matières entrent en fusion.

On maintient les matières fondues pendant au moins quinze minutes. Après ce temps, on admet que toutes les réactions sont terminées, on retire la lame de fer ; on laisse refroidir lentement le creuset, ou bien on fait couler les matières dans une lingotière.

Dans tous les cas, la scorie contient assez fréquemment des grenailles, qu'il faut rechercher aveo beaucoup d'attention : on doit considérer l'essai comme manqué lorsque les grenailles sont trop nombreuses. On répète toujours l'essai jusqu'à ce qu'on obtienne deux culots de poids presque identiques.

Dans ce procédé, le boursouflement est très-fort lorsque la gangue du minerai est du quartz ou de l'argile, ou bien lorsque les parois du creuset sont attaquées rapidement par le carbonate alcalin, soit que le creuset soit trop poreux, soit qu'on chauffe trop fortement.

C'est là un premier inconvénient ; il suffit pour faire préférer les deux procédés d'essai que nous avons décrits d'abord; mais il n'est pas le seul.

Le plomb est amené à l'état métallique on grande partie par l'action du flux noir, en partie parcelle du fer : ces deux actions produisent des sulfures, qui retiennent dans la scorie une pro-< portion très-notable de l'argent. La teneur du plomb obtenu est trop faible. Le flux noir ne doit donc jamais être employé pour l'essai des minerais argentifères.

Avec le flux noir et la lame de fer on obtient difficilement plus de 80 pour 100 de plomb en opérant sur de la galène pure : un minerai tenant SO pour 100 de plomb ne rend pas plus de 40 à 41 pour 100 de métal à l'essai.

L'opération doit être conduite à peu près de la même manière ^ ^^' lorsqu'on emploie de la soude caustique, le carbonate de soude de sonde et une lame de fer. cwsUque.

On place au fond du creuset quelques morceaux (de 18 à 20 grammes) de soude ou de potasse caustique ; on les recouvre par le mélange intime de 18 grammes du minerai avec 40 grammes

de carbonate de soude sec ; on met un peu de carbonate de soude à la surface ; on plonge dans les matières les deux branches d'une lame de fer recourbée en fer à cheval .

On fait chauSer lentement au rouge sombre ; il se produit un boursouflement considérable au moment où Talcali abandonne une partie de l'eau d'hydratation : on ne parvient pas toujours à empêcher les matières de passer par-dessus les bords du creuset. Le boursouflement dure à peine quelques minutes : lorsqu'il est calmé, les matières sont au rouge sombre et en fusion parfaite. On peut alors porter le creuset au rouge ; on le maintient à ce degré de chaleur pendant quinze ou vingt minutes, suivant la richesse du minerai : il n'y a plus de boursouflement lorsqu'on ne chauffe pas trop fortement, et lorsque le creuset est de bonne qualité : il faut cependant agiter fréquemment avec la lame de fer, afin de mettre le fer en contact avec toutes les parties des matières en fusion.

Lorsqu'on suppose que les réactions sont terminées, on retire la lame de fer et on l'examine attentivement : lorsqu'on voit à la surface de petites grenailles de plomb, il faut remettre la lame dans le creuset et faire chauffer encore pendant quelques minutes : lorsqu'on n'observe pas de grenailles sur le fer, on est certain que la scorie ne retient plus une quantité appréciable de plomb, on laisse le creuset se refroidir lentement.

On le casse quand il est tout à fait froid et on examine la scorie : si elle contient des grenailles, l'essai est manqué : lorsque la scorie est exempte de grenailles, on prend le poids du culot de plomb et on répète l'essai au moins une fois.

Observations. — Ce mode d'essai est d'une application assez difficile ; on n'obtient des résultats convenables que si on possède une grande habitude de conduire le feu. Cette habitude se perd très*promptement : lorsqu'on a cessé pendant plusieurs mois de faire des essais^ on ne peut avoir aucune confiance dans les résultats des premiers essais qu'on entreprend ; il faut souvent plus d'un jour pour acquérir de nouveau le tour de main^ qui seul assure la réussite de l'opération.

Nous avons vu plusieurs opérateurs, après une interruption de trois ou quatre mois, obtenir de SO à 68 pour 100 de plomb d'une galène à peu près pure, qui leur rendait ensuite plus de 80 pour 100.

Dans le procédé que nous venons de décrire, les réactions Réactfons. principales sont les suivantes :

L'alcali et le carbonate alcalin décomposent la majeure partie de la galène, en produisant des sulfures et des sulfates alcalins, et en laissant une certaine quantité de sulfure de plomb dans la scorie : l'oxygène de l'air transforme assez rapidement les sulfures en sulfates : le fer métallique précipite le plomb que contienneut les matières fondues. Lorsque l'opération est conduite avec le9 soins convenables, la scorie ne renferme que très-peu de plomb et de sulfures, le culot de plomb contient à peu près tout l'argent du minerai.

La perte par volatilisation est faible ; l'alcali caustique donne à la scorie une fluidité très-grande, à une température relativement peu élevée.

Les rendements obtenus sont peu ditFérents de ceux que donne le second des procédés que nous avons décrits (emploi du flux complexe au creuset de terre) : la galène pure rend jusqu'à 83 pour 100 de plomb.

Le rendement en argent des culots obtenus est à peu près le même avec le flux complexe ou bien avec la soudc^ le carbonate de soude et la lame de fer. Les culots contiennent^ à très-peu près, la totalité de l'argent des minerais lorsque les scories ne retiennent pas de sulfures, et ce résultat dépend presque exclusivement de l'habileté de l'opérateur.

Avec le flux complexe, l'agent d'oxydation des sulfures est le nitre; la proportion de ce réactif, la grosseur des grains, la conduite du feu, modifient son action dans des limites fort étendues ; une longue expérience peut seule apprendre de quelle manière il faut opérer pour les divers minerais.

Avec la soude et le carbonate de soude, les sulfures de la scorie sont oxydés par l'oxygène de l'air, et c'est encore à la suite d'une longue expérience, nous dirions volontiers par instinct, que l'opérateur parvient à saisir le moment oîi cette action oxydante a été suffisamment prolongée.

Minerais pauvres. — Les essais des minerais pauvres, à gangues terreuses, doivent être faits à peu près comme ceux des minerais riches. On opère sur des poids beaucoup plus forts, de 2S à 100 grammes, suivant la teneur présumée des minerais. On

emploie les réactifs dans une proportion beaucoup plus faible, afin de limiter le plus possible le volume des scories. La proportion des réactifs dépend presque exclusivement de la nature des gangues, car la partie la plus difficile de l'opération est de faire acquérir rapidement aux scories une fluidité suffisante à la tem* pérature la plus basse possible : les réactifs se trouvent toujours en excès considérable relativement à la galène.

On doit préférer les creusets de fer aux creusets de terre : en effet, le volume des matières en fusion étant très-considérable, et la quantité de sulfure de plomb contenu étant très-petite, il importe d'augmenter autant que possible la surface métallique, qui doit déterminer la précipitation du plomb.

Prenons pour exemple un minerai à gangue d'argile et de calcaire, contenant environ 2 pour 100 de galène.

On mélange intimement 100 grammes du minerai avec 100 grammes d'un flux contenant :

Tartre blanc 30

Carbonate de sonde sec 40

Borax fonda 15

Spath fluor 19

Nitre • 3

loF

La principale difTérence entre ce flux et celui dont nous avons cité précédemment la composition est dans la proportion du nitre, qui est beaucoup plus faible.

On introduit ce mélange dans un grand creuset de fer, préalablement chaufTé au rouge ; on pousse assez rapidement le feu jusqu'au rouge presque vif; on coule dans la lingotière dès que les matières ont pris une fluidité suffisante, ce qui arrive ordinairement après quinze minutes.

La scorie ne retient pas de sulfures, elle renferme au contraire presque toujours une petite quantité d'oxyde de plomb : la perte de métal par volatilisation est très*forte.

D'un minerai contenant 2 pour 100 de plomb, on retire rarement plus de 0*^,70 de plomb ; l'argent du minerai est concentré presque en totalité dans le plomb. On obtient donc par la coupellation du culot une teneur on argent, à peu près exacte lors* qu'on la rapporte au minerai, et trop élevée lorsqu'on la rapporte au plomb.

Ainsi, par exemple, on soumet à l'essai un minerai trës-pauyre, contenant de la galène disséminée dans une gangue terreuse : la galène elle-même donne, à Tessai, du plomb à la teneur de SOO grammes d'argent : l'essai du minerai produisant un culot de plomb pesant 0*%30 environ, le plomb laisse par coupellation un bouton d'argent pesant 0^%030.

Le poids du bouton peut servir à calculer la richesse du minerai en argent, mais non pas la teneur du plomb d'œuvre qui sera obtenu à la suite des opérations industrielles, préparation mécanique et traitement métallurgique.

Ces observations démontrent que l'essai pour plomb des minerais très-pauvres, ne peut donner aux directeurs d'usines que des indications insuffisantes et même erronées.

Pour obtenir des renseignements véritablement utiles, il faut traiter les minerais au laboratoire, par des opérations analogues à celles auxquelles ils devront être soumis dans la pratique. On doit faire d'abord par un lavage la séparation des gangues, et soumettre ensuite à l'essai le schlich plus ou moins riche qui est donné par le lavage.

Lavage à Pauget. — On pulvérise un poids considérable, 1 kilogramme par exemple, de minerai : on doit chercher à réduire le minerai en sable plus ou moins fin, suivant la dissémination de la galène dans les gangues, en évitant de produire une proportion trop forte de matières très-fines.

On arrive à ce résultat en imitant ce qui se fait dans les ate-> liers de préparation mécanique. On concasse le minerai; on sépare par triage les morceaux qui ne renferment pas du tout de galène ^ : tout le reste est écrasé dans un mortier de fonte : après un petit nombre de coups de pilon, on sépare par tamisage toutes les parties qui ont été amenées à l'état do division qu'on cherche à obtenir ; les fragments arrêtés par le tamis sont reportés au mortier.

Par des tamisages très«fréquents, on parvient à réduire la totalité du minerai en sable fin, ne contenant qu'une proportion relativement faible de poussière trop fine. La matière ainsi préparée est lavée en plusieurs fois sur l'auget. On ne doit pas opérer chaque fois sur plus de 100 grammes.

1 Dans quelques filons de galëne les gangaes sont argentifères} il est presq[ue toujours priident de •oomettre à l'essai pour argent les morceaux ainsi séparés par triage.

On emploie dans les laboratoires des augets de formes trèsdiverses et de dimensions très-différentes ; les résultats obtenus dépendent bien plus de Thabileté de l'opérateur que des dimensions de rinstrument; c'est donc sous toutes réserves que nous donnons les nombres suivants : longueur totale, 0",60; largeur à la tête, 0",20; largeur au pied, 0",i2; profondeur, 0",02. L'auget est en bois, et doit être assez léger pour qu'on puisse le tenir longtemps sans fatigue d'une seule main.

On se place sous un filet d'eau dont on peut faire varier le diamètre à volonté, au-dessus d'une pierre à laver, sur laquelle on dispose les terrines ou les capsules destinées à recevoir les sables qui sortent de l'auget.

Débourbagc. On met 100 grammes de minerai pulvérisé dans une grande capsule remplie d'eau; on agite vivement pendant quelques ^linutes, afin de mettre tout le minera^ en suspension dans l'eau; on laisse en repos pendant deux minutes environ; on fait écouler presque tout le liquide, qui tient en suspension toutes les parties fines ; on répète ce débourbage jusqu'à ce que l'eau cesse de se troubler par l'agitation du minerai. On recueille toutes les liqueurs décantées, afin de laver séparément sur l'auget le dépôt des matières fines.

Uvage. On voit que cette opération préliminaire a pour résultat d'obtenir le classement des matières qui doivent être lavées.

On fait passer les sables débourbés de la capsule sur la tète de l'auget; on amène le filet d'eau sur la tète, au-dessus du point oîi se trouvent les sables, et on chercbe à produire l' entraînement par l'eau des gangues terreuses, en retenant la galène sur l'auget. On atteint ce résultat, avec plus ou moins de netteté, de bien des manières différentes. Nous ne citerons qu'un seul procédé de lavage.

On tient d'une main l'auget un peu incliné, tandis que de l'autre main on lui imprime im mouvement saccadé, analogue à celui qui est produit sur les tables à secousses. On règle l'inclinaison de l'auget, la quantité d'eau et l'intensité des saccades, de telle sorte que la galène remonte sur la tète, tandis que les gangues descendent entraînées par l'eau. De temps en temps, on interrompt le lavage pour ramener toutes les matières vers la tète; on s'arrête lorsque le schlich resté sur l'auget parait avoir une teneHir de 40 à 50 pour 100.

Les sables entraînés par Teau tombent dans une capsule ; on les recueille pour les laver une seconde fois. On fait passer le schlich dans une autre capsule, et on procède au lavage d'une nouvelle quantité de sables débourbés.

Lorsqu'on a fini de laver les sables, on traite de la même manière les matières pauvres qui ont été entraînées par l'eau, sans recueillir les sables qui sortent de l'auget.

On termine par le lavage des boues données par les eaux du débourbage.

On réunit tous les scblichs ; on les fait sécher à 1 00 degrés et on les pèse. On en fait Tessai pour plomb ; on coupelle le plomb obtenu, et on rapporte au minerai brut les nombres qui sont donnés par l'essai pour les deux métaux.

Ces opérations permettent de calculer combien de schlich on peut obtenir du minerai proposé, et quelle est la teneur du schlich en plomb et en argent. Elles donnent, en outre, un renseignement très-utile sur la perte d'argent qu'occasionne la préparation mécanique. A cet efTet, on calcule la quantité d'argent que contient une quantité déterminée du minerai : J° d'après Tessai direct du minerai ; 2^ d'après l'essai du schlich. Le premier nombre est toujours le plus élevé, car il n'y a qu'une perte trèsfaible d'argent dans l'essai d'un minerai très-pauvre, et le lavage fait perdre une portion très-notable de l'argent.

En répétant ces opérations sur le même minerai, en poussant plus ou moins loin l'enrichissement du schlich, on peut obtenir des indications précieuses sur les pertes d'argent qui seront faites à la préparation mécanique, suivant que Ton cherchera à obtenir des scblichs plus ou moins riches.

Minerais blenbedx. — Les minerais contenant une faible proportion de blende peuvent être essayés par les procédés (1*, 2*, 4""), que nous avons décrits pour les galènes à gangues terreuses. Les pertes de plomb et d'argent sont plus fortes, surtout lorsqu'on emploie le flux dont nous avons cité la composition, et lorsqu'on opère dans des creusets de fer. Le procédé d'essai le plus convenable est celui dans lequel on fait agir la soude, le carbonate de soude et une lame de fer. Nous devons présenter quelques observations à ce sujet.

!• Creuset de fer.

2« Creuset de terre.

4» Soade

et carbonate

de soude.

Dans la fusion rapide au creuset de fer du minerai mélangé avec le flux, la blende est partiellement décomposée par le carbonate de soude, par le tartre et par les parois du creuset. Une partie du zinc est amenée à l'état métallique, et se volatilise en entraînant une certaine quantité de plomb et d'argent. Une autre partie du zinc passe d'abord dans la scorie à l'état de sulfure ; le sulfure est transformé ensuite en oxyde de zinc par l'action du nitre et du carbonate de soude, avec production de sulfates alcalins.

La proportion de l'oxyde de zinc étant faible, la scorie est aussi fluide que dans les essais des minerais qui ne renferment pas de blende. L'augmentation des pertes de plomb et d'argent provient exclusivement de la volatilisation partielle du zinc.

Les pertes sont un peu moindres lorsqu'on opère au creuset de terre, parce qu'il se volatilise une proportion plus faible de zinc métallique. Le contact de la lame de fer avec les matières est peu intime ; le fer n'intervient pour décomposer Foxyde de zinc que dans les derniers moments de l'oxydation ; la scorie ne contient plus alors que très-peu de plomb et d'argent ; les vapeurs de zinc n'entraînent qu'une quantité négligesJ[)le des deux métaux.

La cause la plus importante, on pourrait même dire la seule cause de l'augmentation de la perte de plomb et d'argent, est la décomposition du sulfure de zinc par le tartre. Ce réactif agit sur la blende, dans les premiers moments de l'essai, comme du carbonate de potasse mélangé de charbon, c'est-à-dire avec production de sulfure alcalin qui se combine avec une partie du sulfure de zinc, et avec volatilisation de zinc métallique. Ce sont les vapeurs de zinc, qui se dégagent à la suite de cette réaction, qui entraînent une quantité appréciable de plomb et d'argent.

Dans ce procédé d'essai, la cause de perte que nous venons de signaler n'existe pas ; il ne peut y avoir volatilisation de zinc mé* tallique que par l'action du fer, et vers la fin de l'opération. Le zinc reste presque en totalité dans la scorie ; il se trouve d'abord à l'état d'oxyde et à l'état de sulfure. Ce dernier composé est oxydé par l'air, en même temps que le sulfure alcalin et que le sulfure de fer. Sa présence dans la scorie oblige à prolonger un peu la fusion ; il en résulte une perte sensible par volatilisation, pour le plomb et pour l'argent ; elle est plus faible (pour l'argent

surtout) que colles qui sont dues, dans les deux autres procédés, à l'action du tartre sur la blende.

Pour les essais des minerais qui contiennent une proportion un peu forte de blende, il ne faut pas se servir de creusets de fer et de flux renfermant du tartre, et il convient de modifier le quatrième procédé d'essai •

On opère sur 20 grammes de minerai amené à l'état de poussière très-fine ; on mélange le minerai avec 2 parties de carbonate de soude, 2 parties de borax, et avec une quantité de nitre variable avec la proportion do la blende. On introduit le mélange dans un grand creuset de terre, contenant au moins 20 grammes de soude caustique ; on recouvre la matière d'une couche mince de carbonate de soude.

On fait chauffer très-lentement jusqu'à fusion; on apaise le boursouflement, lorsque cela est nécessaire, en agitant les matières avec une lame de fer non recourbée. Lorsque la fusion est devenue tranquille, on fait chauffer au rouge pendant vingt minutes environ. On enlève la lame de fer, et on laisse le creuset se refroidir avec lenteur.

On casse le creuset, et on examine la scorie ; on constate l'absence des grenailles; on s'assure que la scorie, traitée par l'acide chlorhydrique, ne donne qu'un très*faible dégagement d'hydrogène sulfuré. On pèse le culot, et on répète l'essai jusqu'à ce qu'où obtienne deux nombres presque identiques pour le plomb.

Dans l'essai ainsi conduit, on cherche à faire passer la totalité du zinc dans la scorie, et à oxyder tous les sulfures que contient cette scorie à la suite des actions de l'alcali et du carbonate alcalin. Les agents d'oxydation sont le nitre et l'oxygène de l'air. Il est nécessaire de faire intervenir ces deux agents. En effet, on arrive bien à produire par l'oxygène de l'air l'oxydation des sulfures de la scorie, mais en prolongeant beaucoup la fusion, et en perdant par suite, par volatilisation, une proportion très-notable du plomb et de l'argent. Il n'est pas possible d'employer le nitre en quantité suffisante pour que la scorie ne renferme pas de sulfures ; il est trop difficile de régler avec certitude Faction de cet agent ; en l'employant en quantité un peu forte, on s'expose à faire passer dans la scorie une proportion notable d'oxyde de plomb.

On est donc obligé d'opérer comme nous l'avons indiqué, de

840 MÉTAUX PROPREBIENT DITS.

limiter, par l'addition du nitre aux réactifs alcalins, la quantité de sulfures que renferme la scorie, et de produire l'oxydation de ces sulfures par roxgène de l'air. On n'ajoute le borax que pour donner aux scories, chargées d'oxyde de zinc, une fluidité convenable.

On ne peut obtenir pour le plomb et pour l'argent que des résultats trop faibles ; les rendements à l'essai sont toujours inférieurs à ceux qu'on obtient des minerais à gangues terreuses de même richesse. Ainsi une galène contenant 20 pour 100 de blende, SO pour 100 de sulfure de plomb et 30 pour 100 de gangues, ne rend pas plus de 3S pour 100 de plomb. Les résultats sont relativement plus inexacts pour des minerais plus pauvres en plomb.

Les teneurs en argent des culots de plomb présentent beaucoup d'irrégularité.

Lorsqu'on parvient à éviter que les scories contiennent des sulfures^ la perte d'argent est relativement beaucoup plus faible que la perte de plomb ; les boutons d'argent que donne la coupellation, représentent assez approximativement l'argent contenu dans les minerais. On a donc une approximation suffisante pour la teneur en argent des minerais, tandis qu'en rapportant l'argent au plomb, on arrive pour le plomb à des teneurs trop élevées.

Si, au contraire, les scories contiennent encore des sulfures, les pertes de plomb sont moins fortes, la perte d'argent est plus grande. En rapportant aux minerais les poids des boutons d'argent, on obtient des teneurs trop faibles ; en rapportant l'argent au plomb, on arrive à des teneurs qui se rapprochent assez fréquemment de celles des plombs d' œuvre produits dans le traitement métallurgique.

Minerais blendeux très-pauvres. — On ne parvient à obtenir aucun résultat approché, en essayant par voie sèche les minerais blendeux qui ne contiennent qu'une faible proportion de galène ; on doit soumettre ces minerais à deux séries d'opérations :

l"" On détermine leur teneur en argent en les traitant comme blendes argentifères, et en suivant la marche que nous indiquerons dans le chapitre xxi.

2° On cherche à séparer la galène de la blende et des gangues, par lavage à l'auget, en opérant sur un poids considérable de

minerai, et en procédant au lavage conime nous l'avons dit pour les minerais pauvres non blendeux. On pèse le schlich obtenu; on l'essaye pour plomb et pour argent, et on rapporte les nombres obtenus au poids du minerai qui a été soumis au lavage.

Les résultats que donnent ces deux séries d'opérations, permettent de calculer la teneur du minerai en argent, la proportion et la richesse du schlich plombeuz qu'on pourra retirer par la préparation mécanique, la perte probable d'argent qui sera faite dans la préparation; ils ne donnent aucune indication certaine sur la perte de plomb.

MiNBRAis PTRiTEux. — Gousidérous d'abord les minerais assez riches en plomb, contenant une proportion un peu notable de pyrites ; on peut leur appliquer les trois procédés d'essai (1®, 2% il") y que nous avons décrits pour les galènes à gangues terreuses, en faisant varier la composition des flux suivant la proportion des pyrites.

Dans les deux premiers procédés, lorsqu'on emploie le flux dont nous avons donné la composition, on obtient une scorie renfermant du sulfure de fer, retenant un peu de sulfures de plomb et d'argent ; le poids du culot de plomb est un peu trop faible. Le plomb ne contient pas tout l'argent du minerai.

On évite la perte d'argent en augmentant la proportion du nitre dans le flux, de telle manière que la scorie ne renferme pas de sulfures au moment de la coulée.

Nous ne pouvons citer aucun nombre pour la proportion de nitre qu'il faut ajouter au flux, car elle dépend de la grosseur des grains du réactif et de la rapidité avec laquelle l'opération est conduite. L'opérateur doit estimer^ pour chaque minerai pyriteux, la quantité de nitre qu'il doit ajouter au flux pour que la scorie ne retienne pas d'argent. Nous ferons seulement observer qu'on se trouve placé entre deux difficultés :

Ou bien la quantité de nitre est trop petite ; la scorie retient un peu d'argent. Le poids du culot de plomb donne, avec une approximation suffisante, le rendement en plomb du minerai ; mais la coupellation du culot conduit à un bouton d'argent d'un poids trop faible : on évalue trop bas la teneur en argent. De plus, lorsque les galènes contiennent un peu d'or, ce métal est retenu dans la scorie, par les sulfures, en proportion relativement plus

forte que l'argent; Tessû donne des nombres inexacts poor les deux métaux précieux ;

Ou bien le nitre est employé en excès ; la scorie ne retient pas une quantité appréciable d'or et d'argent; elle renferme de l'oxyde de plomb. L'essai donne alors, pour le rendement en plomb, un nombre trop peu élevé. Le culot de plomb contenant à peu près la totalité des métaux précieux, on obtient, par la coupellatîon, l'or et Targent avec une exactitude presque suffisante^On calcule assez approximativement la teneur du minerai lui-même, mais la teneur du plomb est trop élevée.

11 convient donc de faire varier la quantité de nitre dans le flux, non*>seulemcnt suivant la proportion des pyrites que renferme le minerai, mais encore suivant le but principal qu'on se propose : la détermination du rendement en plomb ou do la teneur en argent et en or.

Ces observations sont applicables au quatrième procédé d'essai. On ne doit pas compter seulement sur l'action oxydante de l'air, pour transformer les sulfures que contient la scorie dans l'essai d'une galène pyriteuse, fondue au creuset de terre avec de la soude, du carbonate de soude et une lame de fer. Il faut ajouter du nitre à l'alcali et au carbonate alcalin. La proportion de nitre dépend de la nature du minerai; elle doit être d'autant plus grande que le minerai est plus pyriteux ; mais l'opérateur doit la faire varier dans des limites très-étendues, d'après son expérience acquise.

Il est possible d'obtenir, par ce procédé, des nombres suffisamment approchés pour le plomb et pour les métaux précieux, avec plus de facilité que pajr les deux autres modes d'essai. En effet, on arrive assez aisément à régler la quantité de nitre et la con^ duite du feu, de telle manière qu'une fois les matières en pleine fusion, les sulfures se trouvent en proportion assez faible ; l'action oxydante de l'air suffit alors pour les transformer en oxydes et sulfates, ainsi que cela se passe dans les essais des minerais non pyriteux.

Il résulte de cette observation que, pour les galènes pyriteuses, de même que pour les minerais blendeux, le procédé d'essai le plus convenable est celui dans lequel on emploie comme réactifs la soude, le carbonate de soude et une lame de fer, modifié par l'addition d'une proportion variable de nitre.

HuiERAis PTBiTEiJX TRÈs-PAUVAss* — U est à peu près impos-* sible d'essayer directement pour plomb les minerais qui contiennent beaucoup de pyrites et très-peu de galène ; on n'obtient que des nombres beaucoup trop faibles pour le rendement en plomb et pour la teneur en or et en argent, il faut opérer comme pour les blendes contenant très-peu de galène.

On fait l'essai spécial pour or et pour argent ; on prépare par lavage à l'auget du schlich contenant de 26 à 30 pour 100 de plomb ; on fait l'essai du schlich, et on coupelle le plomb obtenu. On fait ensuite la comparaison de tous les résultats» et on en déduit : la teneur du minerai proposé en argent et en or ; la proportion de schlich qu'on pourra retirer par la préparation mécanique ; la perte probable de métaux précieux, qui sera faite dans la préparation, pour une richesse déterminée du schlich.

Galènes amtuionules. — La présence du sulfure d'antimoine dans la galène contribue à rendre très-inexacts les nombres obtenus par les essais. Le procédé qui donne les résultats les moins défavorables est le suivant :

On mélange intimement la galène, réduite en poudre très-fine, avec 4 parties do carbonate de soude; on l'introduit dans un creuset, assez grand pour être rempli tout au plus à la moitié do sa hauteur; on recouvre les matières avec du carbonate de soude; on fait chauffer très^lentement jusqu'à fusion ; on maintient les matières fondues pendant vingt minutes environ.

On admet qu'à ce moment les réactions sont terminées ; on laisse refroidir le creuset ; on le casse ; on pèse le culot de plomb lorsque les scories ne renferment pas de grenailles. On répète l'essai au moins deux fois; mais on ne peut pas s'attendre à une très-grande concordance dans les poids des culots; on choisit, pour calculer le rendement du minerai, le culot dont la malléabilité est la plus grande.

La conduite du feu offre plus de difficultés que dans les essais des minerais qui ne renferment pas d'antimoine. Il faut éviter d'employer une lame de fer ; on ne parvient à empêcher un boursouflement trop considérable qu'en élevant très-progressivement la température, et en tenant constamment la partie supérieure du creuset plus chaude que la partie inférieure.

Observations. — Le plomb obtenu renferme toujours de l'an-

Mi MÉTAUX PROPREMENT DITS.

timoine ; la scorie ne retient qu'une quantité extrêmement faible de plomb ; elle renferme une portion très-notable de l'antimoine sous des états chimiques divers, variables avec la durée de la fusion au contact de l'air.

L'action du carbonate alcalin sur les sulfures de plomb et d'antimoine donne de l'antimoine et du plomb métalliques, des com-binaisons des sulfures d'antimoine et de sodium, d'oxyde d'antimoine ou d'acide antimonique et de soude. La majeure partie du sulfure de plomb est décoiAposée; les matières en fusion ne retiennent que très -peu de ce sulfure en suspension ou en combinaison avec le sulfure alcalin ; il ne se forme qu'une proportion assez faible de sulfate alcalin. Les proportions de sulfure de plomb et de sulfate alcalin dépendent de la quantité de sulfure d'antimoine que renferme le minerai.

L'action du carbonate alcalin sépare, à très-peu près, la totalité du plomb à l'état métallique, lorsque le minerai contient 30 pour 100 de sulfure d'antimoine et 50 pour 100 de galène; pour des minerais renfermant proportionnellement moins de sulfure d'antimoine, l'action du réactif alcalin laisse dans la scorie une quantité notable de sulfure de plomb.

Dans l'essai, on laisse pendant environ vingt minutes les matières en fusion au contact de l'air, dans le but de produire l'oxydation de tous les sulfures.

Lorsque ce but est atteint, la scorie ne retient qu'une proportion négligeable des métaux précieux ; aucun signe apparent ne permettant de reconnaître, pendant l'essai, le moment oii les sulfures sont complètement transformés, on est toujours exposé à laisser dans la scorie un peu d'or et d'argent. On ne pourrait éviter cette perte qu'en prolongeant la fusion, ou en ajoutant un peu de nitre au carbonate de soude.

On ne doit pas prolonger la fusion, car l'antimoine et le plomb métalliques se volatilisent rapidement à la température rouge ; leurs vapeurs entraînent une proportion notable de l'argent ; la perte par volatilisation est déjà fort grande dans la durée que nous avons assignée à la fusion.

On ne doit pas non plus ajouter du nitre au carbonate alcalin ; le réactif oxydant agit en partie sur le sulfure de plomb ; la scorie contient de l'oxyde de plomb ; le culot donné par l'essai contient à peu près la totalité des métaux précieux, mais son

poids ne peut conduire à aucune approximation pour ]e rendement en plomb du minerai. On ne doit se servir de nitre que dans des cas particuliers, par exemple lorsqu'on ne tient à détenniner que la teneur du minerai en or et en argent.

En appliquant le procédé d*essai tel que nous l'avons décrit, on obtient un culot de plomb antimonial ; il y a perte notable do plomb, d'argent et d'or ; la coupellation du culot occasionne de nouvelles pertes pour l'or et pour l'argent. Les résultats sont donc très-incertains. Le poids du culot donne quelquefois pour le plomb un nombre trop fort ; l'antimoine qu'il renferme compense au moins en partie la perte ; pour les métaux précieux, les nombres obtenus sont toujours trop faibles.

Nous avons recommandé de ne pas se servir d'une lame de fer dans l'essai des galènes antimoniales ; le fer produit toujours de l'anfimoniure de fer qui passe dans le culot; le plomb obtenu renferme du fer et de l'antimoine. H en résulte une incertitude plus grande pour le calcul du rendement en plomb d'après le poids du culot ; de plus, la coupellation du plomb antimonial et ferreux présente de grandes difficultés. H faut, pour le même motif, éviter l'emploi des creusets de fer.

SULFATE DE PLOMB. ^ laHEHAIB «lULLÊS. ^ AHTDII01IIATE8.

Les essais des sulfates de plomb naturels ou artificiels, des minerais grillés qui contiennent presque toujours une proportion assez forte de sulfate de plomb, des mattes grillées, des arsé-« niâtes, des antimoniates , des chlorophosphates , etc., peuvent être faits par les deux premiers procédés que nous avons décrits pour les galènes ricbes en plomb.

On opère sur 15 ou 20 grammes de la matière, suivant sa richesse ; on les mélange intimement avec 4 parties d'un flux contenant :

Tartre 40

Carbonate de soude 40

Borax 30

On ajoute au mélange soit une certaine quantité de charbon, soit une proportion de nitre, variable avec la nature du minerai ou du produit d'art qu'il s'agit d'essayer. Le but spécial de cette

addition de nitre est d'oxyder, sur la fin de Topération, les sulfures, arséniures, etc., qui ont pu être produits par les actions du tartre et du carbonate de soude, et de faire passer dans le culot de plomb la totalité des métaux précieux que renferme la matière proposée. U est inutile d'ajouter du nitre lorsque les essais ont seulement pour but la détermination du plomb.

Le mélange est introduit dans un creuset de fer, préalable-* ment porté au rouge, et chaufTé dans un feu de coke, ou bien dans un creuset de terre contenant une lame de fer recourbée, et chauffé de même au rouge. On tient les matières en pleine fusion pendant un quart d'heure ou vingt minutes; on coule dans une lingotière de fer.

Sulfate de plomb. — < Le sulfate artificiel ne contient pas d'argent; l'essai doit être fait sans additionne nitre ; il réussit mieux au creuset de fer qu'au creuset de terre; mais le creuset métallique étant corrodé très-rapidement, on préfère généralement employer un creuset de terre avec une lame de fer très-large ou même avec deux lames de fer.

On obtient assez facilement S7 pour 1 00 de plomb au creuset de fer et S6 pour 100 au creuset de terre, en essayant un sulfate à peu près pur, contenant 60 pour 100 de plomb*

Les minerais contenant du sulfate de plomb sont ordinairement peu argentifères, et doivent être essayés seulement pour plomb. Quelquefois cependant il est nécessaire de déterminer leur teneur en argent et celle du plomb d' œuvre, qu'ils produisent au traitement métallurgique.

On peut procéder de deux manières différentes :

l"" On cherche à obtenir par un seul essai le rendement en plomb et en argent ;

2* On fait deux essais distincts, l'un pour plomb, l'autre pour argent.

1"" Essai unique, — On conduit l'essai comme nous l'avons déjà indiqué, mais en ajoutant au flux 10 pour iOO de nitre en grains assez gros. La scorie ne retient plus de sulfures, mais elle contient un peu d'oxyde de plomb ; le culot renferme à peu près tout l'argent du minerai.

Le rendement en plomb, calculé d'après le poids du culot, est trop faible ; la teneur du minerai en argent est évaluée avec une

approximation suffisante ; on arrive, au contraire, à une teneur trop élevée pour le plomb d'œuvre.

2^ Double essai. — On traite d'abord le minerai comme le sul* fate artificiel ; le poids du culot obtenu permet de calculer avec une assez grande approximation le rendement en plomb. On ne passe pas le plomb à la coupelle, car il ne contient pas la totalité de l'argent du minerai.

Dans un second essai, on ne cherche à obtenir approximative-» ment que l'argent. On fond au creuset de terre 28 grammes de minerai mélangé avec 20 grammes de carbonate de soude et 20 grammes de borax. Lorsque les matières sont bien fondues, on ajoute en deux fois 25 grammes de litharge mélangée intimement avec 0^,75 de charbon pulvérisé. Le plomb, qui est produit par l'action du charbon sur la litharge, traverse en gouttelettes les matières fondues et entrahie à peu près tout l'argent. Dès que la fusion est devenue de nouveau tranquille, on coule dans la lingotière.

On coupelle le culot. On rapporte ensuite le poids de l'argent au minerai, et au plomb obtenu dans le premier essai.

MoiEBAis GRILLÉS. — On réussit ordinairement l'essai des minerais grillés en les fondant sans addition de nitre : quelquefois même il faut ajouter un peu de charbon au flux employé. Ces minerais contiennent fréquemment une assez forte proportion d'oxyde de fer, et l'action réductrice du tartre est insuffisante pour amener la totalité du plomb à l'état métallique ; la scorie retient de l'oxyde de plomb, tandis que le culot contient à pen près la totalité de l'argent.

On reconnaît aisément, à l'aspect des minerais grillés, s'il est nécessaire d'ajouter du charbon au flux, mais il est beaucoup plus difficile d'estimer dans quelle proportion le charbon doit être ajouté ; une longue pratique des essais peut seule faire apprécier cette proportion.

L'addition du charbon est moins utile lorsqu'on opère dans un

creuset de fer ; la surface de contact du métal avec les matières

' en fusion étant très-grande, on parvient toujours à précipiter la

majeure partie du plomb qui se trouve à l'état d'oxyde dans les

matières en fusion.

Au creuset de terre, il faut ajouter un peu de charbon au flux,

et on est exposé à produire une scorie contenant des sulfures et retenant, par suite, une fraction plus ou moins appréciable de l'argent.

La détermination suffisamment approximative du plomb et de l'argent présente toujours une grande importance ; il faut donc employer le creuset de fer lorsqu'on veut se borner à un seul essai, ou bien essayer d'abord le minerai pour plomb, en ajoutant au flux un faible excès de cbarbon, et faire ensuite un essai spécial pour argent.

Ce double essai est rarement possible dans les usines, en raison du grand nombre d'échantillons qu'il faut essayer dans un temps très-court; le creuset de fer est presque toujours employé.

D'un minerai grillé contenant 50 pour 100 de plomb, on retire bien rarement plus de 43 pour 100 au creuset de fer et 41 pour 100 au creuset de terre, sans addition de cbarbon au flux ; en ajoutant du charbon, et en opérant au creuset de terre, on peut obtenir jusqu'à 45 pour 100.

Mâttes giullées. — Les mattes grillées contiennent ordinairement plus d'oxyde de fer que les minerais ; on doit ajouter un peu de charbon au flux, alors même que l'essai est fait au creuset de fer.

Ainsi que nous venons de le dire pour les minerais grillés, on est difficilement certain d'obtenir la totalité de l'argent dans le culot de plomb, parce que les scories retiennent presque toujours des sulfures ; on est exposé à évaluer trop bas la teneur des mattes et celle du plomb. De plus, les mattes contiennent ordinairement du cuivre, de l'arsenic, de l'antimoine; le culot de plomb est souvent assez impur; il renferme du cuivre, de l'antimoine et du fer, quelquefois même de l'arsenic. La présence de ces corps étrangers tend à compenser en partie les pertes de plomb qui sont faites dans l'essai, et à faire évaluer encore plus bas la teneur en argent du plomb d'œuvre.

Les nombres obtenus dans les essais des mattes grillées sont plus ou moins approximatifs, suivant l'habileté de l'opérateur ; mais en général ils ne peuvent donner que des indications un peu incertaines, insuffisantes dans la plupart des cas pour servir de contrôle aux opérations métallurgiques. On ne peut obtenir des résultats à peu près exacts que pour l'argent, en appliquant

aux mattes grillées los procédés que nous décrirons dans le chapitre XXI ; ces résultats permettent d'évaluer la teneur en argent des mattes, mais non celle du plomb d'œuvre.

ÂNTiMONiATE DE PLOMB. — Los cssaîs des miuerais qui contiennent do l'acide antimonique et de l'oxyde de plomb, présentent des difficultés plus grandes que celles que nous avons signalées pour les galènes antimoniales. On n'obtient jamais du plomb exempt d'antimoine, et les pertes par volatilisation sont considérables. On doit se borner à faire l'essai pour argent ; on détermine par l'analyse les proportions de l'oxyde de plomb et de l'acide antimonique.

Phosphates et aeséniatbs. — On fond ordinairement ces minerais avec 5 parties de flux, sans addition de nitre ou de charbon, au creuset de fer ; les résultats des essais sont comparables, pour l'approximation, à ceux qu'on obtient en essayant le sulfate de plomb. Au creuset de terre, on obtient toujours des rendements trop faibles.

Les phosphates et les arséniates renferment presque toujours du chlorure de plomb ; la présence de ce composé n'augmente pap sensiblement la perte de plomb, lorsqu'on emploie là proportion de flux que nous venons d'indiquer. La perte serait au contraire notable , l'oxyde de plomb, combiné avec les acides arsénique et phosifhorique, ne serait pas entièrement réduit, si on employait une proportion moins forte du flux.

T. nr. »l