MATTES

Les mattes sont produites dans des conditions très-diverses : leur composition varie dans les limites les plus étendues^ suivant la nature des minerais et suivant le mode de Iraitément.

Lorsqu'on traite la galène très-riche en plomb, et à peu près pure, par le fer métallique ou par la fonte, au four à réverbère ou au four à manche, les mattes sont principalement composées de sulfure de fer : elles contiennent une proportion plus ou moins forte de sulfure de plomb ; leur teneur en argent est toujours assez élevée, comparativement à celle des minerais traités. Ces mattes ne renferment ordinairement que des quantités très-faibles d'arsenic, d'antimoine, de cuivre, de zinc, etc.

Les galènes argentifères, fréquemment mélangées de sulfures métalliques divers, sont presque toujours grillées dans des fours à réverbère, et fondues dans des fours à manche, avec addition de scories, de fondants terreux ou ferrugineux, quelquefois avec addition de fer métallique ou de fonte. Lorsque l'oxydation n'est pas totale pendant le grillage, ou bien lorsque les minerais grillés contiennent une forte proportion de sulfates, il se produit une

certaine quantité de mattes dans la fusion au four à manche, ËUe$ contiennent à l'état do sulfures une partie de tous les métaux que renferment les lits de fusion : plomb, fer, cuivre, zinc, antimoine, barium et calcium ; elles contiennent presque toujours de Tarse* nie ; leur teneur en argent est généralement assez élevée.

Les mattes étant fréquemment produites en faible proportion, une partie seulement peut se réunir et former au-dessus du plomb, dans les coulées, une couche très-mince : une autre portion des mattes reste disséminée dans les scories, dont elle augmente notablement la teneur en plomb et en argent.

Les mattes elles-mêmes retiennent h Tétat de mélange irrégu-^ lier des grenailles de plomb et une quantité variable de scories.

La couleur des mattes varie, suivant leur composition, du gris bleuâtre au brun foncé. Elles sont généralement attaquées avec facilité par les acides non oxydants im peu concentrés ; le soufre se dégage à Tétat d'hydrogène sulfuré^ : Tarsenic et l'antimoine passent seulement en partie à Vétat de combinaisons hydrogé* nées. Les acides oxydants, même très-étendus, attaquent trèsrapidement toutes les mattes de plomb.

Nous citerons quelques exemples numériques de la composition des mattes : les échantillons ont été choisis et triés, de manière à écarter les grenailles de plomb et les scories mélangées.

Tarnowiu. Hari. Pontgibaad. Vialif.

Fer 43,200 35,800 44,250 23,360

Cuivre t 1,250 1,160 1,170

Zinc 2,150 2,360 1,250 0,250

Barium » 0,150 » 1,150

Calcium 0,200 0,100 » 0,260

AnUmoine... • 1,250 2,550 1,850

ArseBic > 0,360..,,. 6,550 0,150

Soufre 27,000 25,600 28,150 20,680

Argent 0,018 0.060 0,080 0,075

Les deux échantillons analysés provenant de Tamowitz et du Barz ont été produits au four à memche, dans le traitement de la galène par le fer métallique. La matte de Pontgibaud a été

i Les mattei qui sont produites par l'acUon du fer sur la galëse pure, au réterbkra, pettV9n( être employée trèi*«tilemeiit pour la préptration d« rhydfvgène tulftiré.

obtenue au four à manche, ooinmo produit accidentel du traite^ ment des minerais grillés au réverbère, avec addition aux lits de fusion d'une certaine proportion de ferraille.

La matte de Vialas est également un produit accidentel; elle est obtenue dans le traitement au four à manche des minerais grillés et agglomérés dans des fours à réverbère ; on ajoute aux lits de fusion, comme fondants et comme réactifs, du minerai de fer et du sulfate de baryte.

Les mattes qui sont produites dans le traitement des minorais de plomb, mélangés de minerais de nickel, renferment toujours une grande partie du nickel contenu dans les Uts de fusion.

Aiial^^se*— * Nous décrirons brièvement les séries d'opteations qu'il convient de faire pour déterminer la composition d'une mattc plombeuse, provenant du traitement de minerais sulfurés, contenant dos pyrites, du nickel arsenical, etc.

Nous ne tiendrons pas compte de l'argent, qui doit être déterminé dans un essai spécial, par voie sèche.

Les grenailles de plomb sont séparées, pour la plus grande partie, quand on passe au tamis de soie la matte pulvérisée ; il n'est pas très-utile d'eu déterminer la proportion, car, en géné^ rai, elles sont disséminées très-irrégulièrement, et on ne pourrait obtenir des nombres un peu approximatifs qu'en pulvérisant un poids considérable de la matière et en arrêtant les grenailles par un tamis très-fin. Les grenailles très-fines passent au tamis en même temps que la matte elle-même, et sont confondues avec elle dans les résultats de l'analyse.

1* Dosage du soufre. — On traite 2 grammes de matte porphyrisée par l'acide chlorhydrique concentré ; on fait passer les gax qui se dégagent dans une dissolution ammoniacale de chlorure de cuivre ; après avoir lavé par décantations le précipité, quelquefois complexe, qui est produit, on l'attaque par l'eau régale bouillante ; on dose l'acide sulfurique dans la liqueur.

Presque toutes les mattes plombeuses sont complètement décomposées par l'acide chlorhydrique, et la marche que nous venons d^ndiquer donne généralement pour le soufre une détermination suffisamment exacte.

Quelques mattes, très-riches en plomb, résistent en partie à l'action de l'acide, et pour elles il faut employer le procédé de

dosage du soufre que nous avons décrit pour la galène : les opérations sont beaucoup plus longues, et on ne doit recourir à ce procédé que dans les cas où Faction de Tacide chlorhydrique est incomplète.

2* Détermination de F arsenic^ de r antimoine et des métaux. — On attaque 3 grammes de matte par Teau régale ; on étend d'eau; on ajoute de l'ammoniaque et du sulfhydrate ; on lave à plusieurs reprises par décantation le précipité de sulfures; on emploie pour les lavages, d'abord du sulfhydrate un peu étendu d'eau, et ensuite de l'eau très-faiblement chargée de sulfhydrate.

Les liqueurs décantées contiennent l'arsenic, l'antimoine, la plus grande partie du nickel et une partie de la chaux.

Les sulfures insolubles de fer, de plomb, de zinc, de cuivre, etc., retiennent une partie de la chaux et la totalité de la baryte à l'état de sulfates.

On ne cherche pas à doser les terres alcalines dans cette série d'opérations ; il ne faut en tenir compte que pour éviter les difficultés qu'elles peuvent apporter dans les séparations et dans les dosages.

Dissolution. On décompose le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique trèsfaible ; on lave longtemps le précipité de soufre, de sulfures d'arsenic, d'antimoine et de nickel. On le reçoit sur un filtre pesé; on pèse de nouveau après dessiccation à 100 degrés.

Lorsque le nickel parait être en quantité appréciable, on traite par la potasse et par le chlore toute la partie du précipité qu'il est possible de séparer du papier ; on pèse le peroxyde de nickel insoluble; on dose l'acide sulfurique dans la liqueur. On calcule ensuite, d'après les nombres obtenus, la proportion du nickel et celle de l'arsenic et de l'antimoine.

n faut ensuite recommencer toutes les opérations sur 3 grammes de matte, obtenir une nouvelle dissolution des sulfures d'arsenic et d'antimoine dans le sulfhydrate, décomposer le sulfure alcalin par l'acide chlorhydrique faible, traiter le précipité par l'acide chlorhydrique concentré, et déterminer l'arsenic dans la partie indissoute. L'antimoine est calculé par différence. Précipité. Qn traite les sulfures par l'acide chlorhydrique concentré; on ajoute de temps en temps quelques gouttes d'acide azotique ; on étend d'eau et on fait chauffer à 100 degrés, afin de dissoudre la totalité du chlorure de plomb ; on sépare le sulfate de baryte inso-

lubie. On fait arriver un courant rapide d'hydrogène suif uré dans la liqueur acide et chaude ; on ajoute de Teau froide jusqu'à ce que tout le plomb soit précipité ; on lave les sulfures par décantations.

La liqueur contient une partie de la chaux, tout le fer et une très-petite quantité de zinc et de nickel; dans le précipité de sulfures se trouvent le plomb, le cuivre, la plus grande partie du zinc et un peu de nickel.

Pour le traitement de la liqueur acide, on néglige la présence de la chaux. On expulse Fhydrogène sulfuré ; on sépare le soufre par filtration ; on fait passer le fer à l'état de peroxyde, on précipite cet oxyde par l'ammoniaque. Le volume du précipité est ordinairement assez fort, et on ne peut pas espérer d'enlever à l'oxyde de fer, par des lavages prolongés, la chaux, l'oxyde de zinc et l'oxyde de nickel qu'il a entraînés. Après l'avoir lavé deux fois par décantations avec de l'eau ammoniacale, on le dissout dans Tacide azotique ; on recommence la précipitation par l'ammoniaque, et les lavages avec de l'ammoniaque très-étendue.

On considère alors le peroxyde de fer comme suffisamment pur ; on le pèse après calcination.

On concentre toutes les liqueurs ammoniacales qui contiennent du zinc et du nickel ; on attend pour les traiter qu'on ait achevé la séparation du zinc et du nickel d'avec le cuivre et le plomb.

Le précipité produit par l'hydrogène sulfuré dans la liqueur chlorhydrique est traité par l'acide azotique très-étendu et froid; on laisse l'acide agir pendant vingt-quatre heures ; on fait ensuite chauffer pendant peu de temps à 100 degrés, afin d'obtenir avec plus de certitude la dissolution de tous les métaux. On sépare le soufre par filtration ; on précipite le plomb par l'ammoniaque et par le carbonate d'ammoniaque ; on lave le précipité avec de l'eau faiblement ammoniacale.

Le carbonate de plomb est ensuite transformé en sulfate ; on pèse le sulfate neutre de plomb, calciné au rouge sombre dans une capsule de porcelaine préalablement tarée.

Les liqueurs ammoniacales contiennent le cuivre, une partie du zinc, un peu de nickel. On les concentre par évaporation; on acidifie par l'acide chlorhydrique et on précipite le cuivre à l'état de sulfocyanure ; on pèse le cuivre à Tétat de sulfure Cw'S.

Après avoir séparé le sulfocyanure de cuivre, on fait chauffer la liqueur acide à l'ébuUition ; on sépare le soufre qui se dépose

et on le brûle dans une capsule de porcelaine : si le soufre laisse un résidu appréciable, on le traite par Tacide chlorhydrique, et on réunit la liqueur à la premiète. On ajoute de Tammoniaque et on concentre par évaporation.

On réunit toutes les dissolutions ammoniacales qui contiennent les oxydes de xinc et de nickel ; on les acidulé par l'acide acétique, et on précipite les deux métaux par Thydrogène sulfuré ; on lave les sulfures par décantations avec de l'eau chargée d'hydrogène sulfuré ; on grille les sulfures sous le moufle.

Le nickel est ordinairement en quantité tellement faible, qu'on peut prendre le poids de la matière grillée comme le poids de Foxyde de zinc pur.

Si, dans des cas très-rares, le nickel est en quantité notable, il faut dissoudre les oxydes dans un acide et en faire la séparation par le procédé que nous avons décrit précédemment (Voir chap. xiv).

3' Recherche du barium et du calcium. — Ces deux métaux sont presque toujours dans une proportion très-faible, et on doit opérer sur un poids très-fort, sur 10 grammes au moins, de matte pour les déterminer avec quelque approximation.

On attaque la matte par l'acide chlorhydrique concentré ; on étend de beaucoup d'eau ; on porte la liqueur à TébuUition, et ôtt fait arriver un courant très-rapide d'hydrogène sulfuré. On lave les sulfures par décantations avec de l'eau acidulée par l'acîde chlorhydrique et chargée d'hydrogène sulfuré.

Le volume du précipité étant très-grand, les lavages sont nécessairement très-longs. Les liqueurs acides décantées contiennent, avec la chaux et la barj^e, le fer, une partie du zinc, du nickel, quelquefois même un peu d'arsenic.

On sature par l'ammoniaque l'acide chlorhydrique et l'hydrogène sulfuré ; on lave le nouveau précipité par décantations avec de l'eàu chargée de sulfhydrate. On acidifie légèrement les liqueurs par l'acide chlorhydrique, afin de précipiter l'arsenic et le nickel à l'état de sulfures. Il faut encore laver le précipité, chauffer à 100 degrés les liqueurs décantées, et filtrer pour séparer le soufre.

A la suite de toutes ces opérations on obtient des liqueurs acides d'un volume énorme, qui contiennent la chaux et la baryte ; on les concentre par évaporation lente ; on précipite enfin,

avec les précautions que nous avons fait connaître, la baryte par quelques gouttes diacide sulfurique, et la chaux par Toxalate d* ammoniaque en saturant les acides par l'ammoniaque. On pèse les deux terres alcalines à l'état de sulfates.

Observation. — Lorsque tous les résultats ont été obtenus, on compare la proportion du soufre à celle des métaux et de l'arsenic, afin de constater si la matte contient seulement des sulfures, ou bien si elle doit renfermer des arséniures et des antimoniures. On cherche ensuite à reconnaître si, en traitant la matte par l'acide chlorhydrique, il y a dégagement d'hydrogène arsénié et d'hydrogène antimonié. Ces composés gazeux ne peuvent prendre naissance que dans le cas où la matte renferme des arséniures et des antimoniures.

On n'a ainsi qu'une vérification bien incertaine des résultats obtenus dans l'analyse ; mais on ne doit pas la négliger.

MmBBA» BT MATTfii OBlLLÉi.

Les minerais et les mattes sont grillés, soit en morceaux en grands tas ou dans des cases, soit réduits en sables fins dans des fours à réverbère.

Dans le grillage en tas ^, les actions chimiques et calorifiques Grillage sont très-irrégulières ; la composition du produit varie dans les ^^ ^' limites les plus étendues d'un morceau à l'autre, et pour chacun de la surface au centre : il est impossible de prélever un échantillon moyen qui représente approximativement le minerai grillé.

U n'est jamais utile de faire une analyse de ce produit ; on ne peut même pas déterminer approximativement le degré d'avancement de l'oxydation par des essais faits par la voie sèche. Les ingénieurs ou les contre-maîtres doivent se rendre compte du résultat qui a été obtenu, soit d'après l'aspect du minerai grillé, soit d'après les conditions dans lesquelles le grillage a été faite

Nous n'avons donc pas à nous occuper de Tanalyse des minerais grillés en tas.

Le griUage en cases s'applique plus ordinairement aux mattes Grillage qu'aux minerais : elles sont ordinairement grillées à plusieurs feux, et l'oxydation pénètre jusqu'au centre des morceaux. Le

> Le grillage en tas n'est appliqué que dans un très-petit nombre de localités à la galène qui doit être employée comme réactif dans le traitement des minerais aurireres.

en cases.

produit du grillage est encore très-irrégulier; mais il est possible de prélever des prises d'essai, qui représentent approximativement la composition des mattes grillées : on peut donc les soumettre à l'analyse ou aux essais par la voie sèche.

On fait rarement l'analyse des mattes grillées ; il suffit, dans la plupart des cas, de déterminer par voie sèche le rendement en matte, et la teneur en plomb et en argent. L'essai pour matte permet de comparer entre elles les mattes qui sont grillées à différentes époques dans la même usine, et donne par suite des indications très-utiles sur le degré relatif d'avancement de l'oxydation.

Nous indiquerons plus loin, et dans le paragraphe 5, de quelle manière doivent être conduits les essais pour mattes, pour plomb et pour argent.

L'analyse des mattes grillées est toujours très-longue, car ces produits d'art contiennent des sulfures, des sulfates, des arséniures et des antimoniures, des arséniates et des antimoniates, des oxydes de plomb, de fer, de cuivre, de zinc, de nickel, etc. Us ne renferment pas de silicates, ils ne contiennent pas ou ils ne contiennent qu'une très-faible proportion de terres alcalines , et, sous ce rapport, leur analyse est moins longue et moins difficile que celle des minerais grillés au réverbère.

Nous décrirons l'analyse des minerais grillés, et il sera facile

de comprendre , d'après l'observation que nous venons de faire,

de quelle manière il convient de procéder à l'analyse des mattes

grillées.

Grillage ^^ grillage des minerais au four à réverbère est fait un peu

dans différemment dans diverses usines. L'opération est toujours di-

k réTerbère. visée en deux périodes distinctes : dans la première, on cherche

à oxyder les sulfures, aussi complètement que possible, à une

température assez basse pour qu'il ne se produise pas de fusion;

dans la seconde, on agglomère les matières avec plus ou moins

de rapidité. On retire du four les minerais seulement agglomérés,

ou bien complètement fondus.

Après la première période, les minerais ne sont jamais parfaitement oxydés : ils retiennent une proportion variable de sulfures non altérés ; ils contiennent des oxydes, des carbonates, des sulfates, des silicates, des ai*séniates, des antimoniates de chaux, de baryte, d'alumine, de fer, de plomb, de zinc, de cuivre, etc., du quartz, de l'argile, du fluorure de calcium.

Leur composition varie dans des limites très-étendues, suivant les soins apportés à l'opération, le degré de chaleur auquel les minerais ont été exposés, la nature des sulfures métalliques et des gangues terreuses, la richesse en galène, etc.

Période ^oxydation. — Les minerais qui renferment une forte proportion de grains de galène presque pure sont plus difficiles à oxyder complètement que les produits fins de la préparation mécanique, qui contiennent en mélange presque intime la galène et les gangues terreuses.

Pour les minerais pyriteux, la proportion des sulfates qui se produisent dans cette période d'oxydation est toujours plus grande que pour les minerais à gangues terreuses, ne renfermant pas de pyrites..

n est, du reste, peu utile d'insister ici sur ce sujet : nous ferons seulement observer que, à la fin de la période d'oxydation, les minerais ont été rendus à peu près homogènes par le travail incessant des ouvriers ; il est facile de prélever une prise d'essai qui représente assez exactement la composition moyenne des minerais oxydés.

Période cT agglomération. — Pendant la seconde période, les actions chimiques sont très-différentes suivant qu'on pousse le feu lentement ou rapidement, suivant qu'on fait sortir du four les minerais grillés, seulement agglomérés ou complètement fondus. Lorsque l'agglomération se produit avec lenteur, le quartz et la gangue argileuse agissent sur les sulfates formés pendant la première période ; l'acide sulfurique est presque complètement expulsé. Au contraire, lorsque les minerais oxydés sont chauffés rapidement jusqu'à fusion, les sulfates ne sont pas décomposés, ou ne le sont qu'en très-faible proportion ; ils se retrouvent en grande partie dans la matière qu'on fait couler hors du four.

Dans les deux cas, les parties du minerai qui ont échappé à l'oxydation pendant la première période, restent à l'état de mélange dans les matières agglomérées ou fondues ; elles ne subissent plus d'action appréciable de la part des gaz oxydants, avec lesquels elles ne peuvent plus être en contact intime.

Remarque. — Les mattes plombeuses sont rarement grillées seules dans les fours à réverbère ; on les mélange le plus ordinairement avec les minerais : il en est de même des fumées qui sont recueillies dans les chambres de condensation. Ces additions in-

Huent d'uno manière notable sur la composition des minerais grillés , mais elles ne changent que les proportions des divers composés qui se produisent dans les deux périodes de l'opération.

L'analyse des minerais grillés, agglomérés ou fondus, est extrêmement pénible, et elle ne peut être faite dans les usines qu'à de longs intervalles ; elle donne des renseignements utiles, mais seulement comme termes de comparaison.

Ainsi, par exemple, les minerais passés au grillage restant à peu près constants, le travail restant le même pendant plusieurs mois, on prélève chaque jour dos prises d'essai des minerais grillés, on pulvérise tous les échantillons, et on eu prend une certaine quantité pour les soumettre à l'analyse. On procède de la même manière, et pendant un temps également assez long , soit lorsque la nature ou la richesse des minerais a changé, soit lorsqu'une modification a été apportée au travail. En comparant les résultats des diverses analyses, on peut reconnaître de quelle manière il convient de conduire l'opération pour chaque minerai en particulier.

Les renseignements donnés par les analyses arrivent trop tard pour servir de contrôle au travail journalier ; pour ce contrôle, on est obligé de se contenter des essais pour mattes faits par voie sèche. On fond rapidement, dans un creuset de terre, 10 grammes de minerai grillé, mélangé avec 10 grammes de borax ; après refroidissement, on casse le creuset et on pèse le culot de mattc.

Les poids des culots ne représentent pas d'une manière certaine la proportion des sulfures, des arséniures, et généralement des composés divers qui ont échappé à l'oxydation. Pendant la fusion rapide avec le borax, ces composés et les produits oxydés réagissent partiellement, et, de plus, très-irrégulièrement. C'est à peine si on peut comparer entre eux les minerais grillés , sous le rapport du degré d'avancement de l'oxydation, d*après les poids des culots de matte. On peut seulement reconnaître que l'opération a été mal conduite quand le poids du culot de matte dépasse certaines limites.

Les essais par voie sèche pour plomb et pour argent donnent des indications beaucoup plus certaines sur la richesse des minerais grillés ; ces essais sont faits régulièrement dans toutes les usines. ^

Nous ne citerond aucun exemple numérique de la composition

des minersds grillés : les résultats des analyses ne peuvent présenter de l'intérêt que si on les compare à la composition des minerais eux-mêmes et à celles de tous les produits importants du traitement.

Analyse. — Nous décrirons l'analyse d'un échantillon moyen prélevé avec lesi précautions convenables, et représentant un poids considérable de minerais grillés et agglomérés. Les minerais contiennent de la galfene, un peu de blende, de pyrite de fer et de pyrite arsenicale. Les gangues terreuses sont le quartz, les schistes argileux, le sulfate de baryte et le carbonate de chaux.

Il faut déterminer le soufre à l'état de sulfures, le soufre à l'état de sulfates, l'acide arsénique, l'acide silicique, l'alumine, la chaux, la baryte, les oxydes de fer, de zinc et de plomb.

! n n'est pas possible de reconnaître à quels métaux le soufre est combiné, quels oxydes sont à l'état libre, à l'état de sulfates, à l'état de silicates. Il serait difficile, et du reste peu important, de chercher quelle proportion de l'arsenic est à l'état d'arséniures et à l'état d'arséniates. Le degré d'avancement de l'oxydation ne peut être estimé que d'après la proportion du soufre qui entre à l'état de Sulfures dans la composition des minerais grillés.

Nous ferons observer, en outre, que nous choisissons un des exemples les plus simples qui puissent se présenter. Divers minerais contiennent du spath fluor, du cuivre gris, du cuivre pyriteux, du fer carbonate, etc. D'après les explications que nous allons donner pour un exemple relativement simple, il sera facile de comprendre les modifications qu'il serait nécessaire de faire pour des minerais plus complexes.

L'analyse exige plusieurs séries d'opérations :

V Détermination du soufre. — On traite, par l'acide ohlorhydrique concentré 5 grammes du minerai porphyrisé; on fait passer le gaz qui se dégage dans une dissolution ammoniacale de chlorure de cuivre ; on dose le soufre dans le précipité qui se produit dans cette dissolution.

2* Dosage de Facide mlfurique. — On fait chauffer à 100 degrés, et pendant douze heures au moins, 3 grammes du minerai porphyrisé dans une dissolution un peu concentrée de carbonate de soude \ on lave longtemps la partie insoluble avec de l'eau bouillante. La dissolution contient la totalité de l'acide sulfurique, un

peu de silice et une proportion assez faible d*oxydes de plomb et de zinc. Pour le dosage de Facide sulfurique, il est inutile de tenir compte de ces oxydes , mais il faut avoir égard à la présence de la silice.

On acidifie la liqueur par l'acide chlorhydrique ; on étend de beaucoup d'eau, et on laisse en repos pendant plusieurs jours; une partie de la silice se dépose ; on la sépare par décantation et par filtration. On verse du chlorure de barium dans la liqueur; on lave à plusieurs reprises, par décantations, le sulfate de baryte qui est précipité; on le purifie avec les précautions ordinaires; on le pèse après calcination.

Ainsi que nous l'avons dit dans notre premier volume, ce sulfate retient quelquefois une proportion très-notable de silice ; il est donc très-prudent de le traiter par le carbonate de soude, par voie humide ou par fusion, de laver longtemps à l'eau bouillante le carbonate de baryte insoluble, de dissoudre la baryte dans l'acide chlorhydrique, et de la précipiter par l'acide sulfurique : on pèse le ^fate de baryte ainsi reproduit.

La différence entre les deux poids de sulfate est quelquefois très-faible ; on calcule alors la proportion de l'acide sulfurique d'après la première pesée ; mais, dans certains cas, la différence est fort notable, et on doit prendre la seconde pesée comme point de départ du calcul de l'acide sulfurique.

3* Détermination de t acide siliciqueet des oxydes. — On attaque par l'acide azotique concentré 3 grammes du minerai porphyrisé ; on évapore à siccité ; on traite le résidu par l'acide chlorhydrique étendu ; on fait chauffer à 60 degrés environ, jusqu'à ce que la partie insoluble devienne blanche ; on la lave longtemps à l'eau bouillante. Les lavages sont très-longs, car il s'agit de dissoudre un poids assez fort de chlorure de plomb. La partie insoluble contient la silice et une certaine quantité de sulfate de baryte ; dans la dissolution se trouvent l'acide arsénique, une partie de l'acide sulfurique , les oxydes métalliques , l'alumine et la chaux.

Piriîe ^^ P^^® ^® mélange de silice et de sulfate de baryte, après l'a-

inwlubie. voir calciné au rouge sombre seulement. On décompose ensuite le sulfate de baryte par le carbonate de soude ; on lave longtemps à l'eau bouillante le carbonate de baryte indissous; on dissout la baryte par l'acide chlorhydrique, et on la précipite par

Tacide sulfiirique. On pèse le sulfate de baryte, et on conclut la silice par différence.

Les minerais grillés contiennent bien rarement du quartz libre ; lorsque le cas se présente, on peut évaluer assez exactement le quartz dans les dernières opérations que nous venons de décrire. Il se trouve avec la silice et le sulfate de baryte ; il n'est pas attaqué par le carbonate de soude, lorsqu'on fait agir ce réactif par voie humide pour transformer le sulfate de baryte en carbonate ; il reste indissous, avec un peu de silice, par l'acide chlorhydrique. On le sépare de la silice en traitant le mélange par une dissolution étendue de potasse ; on le pèse après l'avoir lavé à Teau bouillante et calciné au rouge sombre.

On verse un peu de chlorure debarium dans la liqueur chaude Di^olutlon. et très-étendue, afin de précipiter l'acide sulfurique; on lave et ou purifie le sulfate de baryte avec les mêmes soins que s'il s'agissait de doser l'acide sulfurique. On réunit toutes les liqueurs, et on fait arriver un courant très-rapide d'hydrogène sulfuré ; on étend d'eau, si cela est nécessaire, pour que la précipitation du plomb soit totale. On lave le précipité par décantations, d'abord avec deTeau chargée d'hydrogène sulfuré, ensuite avec du sulfhydrate étendu. On met à part les eaux de lavages qui contiennent du sulfhydrate, elles renferment le sulfure d'arsenic précipité par l'hydrogène sulfuré.

La partie insoluble dans le sulfhydrate contient tout le plomb et une grande partie du zinc à l'état de sulfures. Nous avons indiqué précédemment de quelle manière il convient de procéder à la séparation du plomb et du zinc. On pèse le plomb à l'état de sulfate neutre calciné au rouge sombre. On obtient le zinc dans une liqueur anunoniacale qui renferme de l'acide sulfurique ; on précipite le zinc à l'état de sulfure par le sulfhydrate ; on lave le précipité par décantations avec du sulfhydrate étendu ; on dissout le sulfure de zinc dans l'acide chlorhydrique ; on expulse l'hydrogène sulfuré ; on sépare le soufre par filtration ; on ajoute de l'ammoniaque, et on conserve la liqueur jusqu'à ce qu'on ait séparé la portion du zinc qui est restée dans la dissolution chlorhydrique.

Cette dissolution contient un peu de zinc et d'arsenic, tout le fer, l'alumine et la chaux du minerai grillé, et la baryte qui a été ajoutée en très-faible excès pour la précipitation de l'acide sul*

furique. On expulse Thydrogène sulfuré ; on sépare le soufre par filtration ; on fait passer le fer à Tétai de peroxyde ; on ajoute de Tammoniaque en excès, et on porte à Tébullition ; le peroxyde de fer et l'alumine sont précipités ; ils entraînent un peu d'oxyde de zinc, de chaux et de baryte.

On lave le précipité, on le dissout dans l'acide azotique ; on évapore la liqueur à sec, on fait chauffer à 160 degrés environ; on traite la matière ainsi modérément calcinée par une dissolution concentrée d'azotate d'ammoniaque ; le peroxyde de fer et l'alumine restent seuls insolubles, on les pèse après lavage et calcination. On procède ensuite à la séparation de l'alumine et de l'oxyde de fer, et au dosage du fer ; on évalue l'alumine par différence.

On réunit la dissolution d'azotate d'ammoniaque à la hquear ammoniacale qui contient une partie de l'oxyde de zinc, de la chaux et de la baryte ; on acidulé par l'acide acétique et on précipite le zinc par l'hydrogène sulfuré. Après avoir lavé le précipité avec de l'eau chargée d'hydrogène sulfuré, on met le sulfure de zinc dans la liqueur ammoniacale qui contient le resta de ce métal, et qui a été obtenue dans le traitement des sulfures précipités par l'hydrogène sulfuré dans la liqueur ohlorhydrique* On ajoute im peu de sulfhydrate. On pèse enfin l'oxyde de zino obtenu par le grillage du sulfure.

Pour doser la chaux qui est contenue avec un peu de baryte dans la liqueur acétique, on expulse l'hydrogène sulfuré, on sépare le soufre ; on ajoute de l'ammoniaque et de l'oxalate d'ammoniaque ; on calcine les deux oxalates de chaux et de baryte sous le moufle ; ou dissout les deux terres alcalines dans l'acide chlorhydrique ; on précipite la baryte par quelques gouttes d'acide sulfurique. Après avoir lavé et séparé le précipité, on ajoute de nouveau de l'ammoniaque et de l'oxalate ; on pèse la chaux à l^état de sulfate.

Dans ces opérations on néghge la petite quantité d'arsenic qui est restée en dissolution dans l'acide chlorhydrique, après Taetion de l'hydrogène sulfuré : on peut seulement déterminer la fraction de l'arsenic qui a été précipitée avec les sulfures de plomb et de zinc, et qui se trouve en dissolution dans le sulfhydrate. On décompose le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique; on lave le précipité par décantations ; on dissout l'arsenic dans une petite

quantité d*eau régalci et ou précipite rarsenic à Tétat d'arséuiate double de magnésie et d'ammoniaque.

Il est rare qu'on ait à peser rarséniate ; on peut seulement, dans la plupart des cas, apprécier la proportion de l'arsenic d'après le dépôt plus ou moins appréciable qui se forme dans la liqueur ammoniacale, en s^attachant aux parois de la fiole,

4'' Recherche de Fca^senic, *^ Les opérations dont nous venons de parler font connaître si le minerai grillé contient seulement des traces d'arsenic ou s'il en contient une quantité dosable. Dans le premier cas, on cherche à évaluer l'arsenic en opérant sur i gramme du minerai , et en se servant de l'appareil de Marsh. Dans le second cas, on doit s'efforcer de déterminer l'ar* senic avec quelque approximation.

Nous décrirons brièvement les opérations :

On attaque 1 gramme de minerai par l'acide azotique, on éva- iipDjireii pore à sec, et on traite le résidu par l'acide ajiotique un peu * ***" ' étendu. On sature l'acide par l'ammoniaque, et on lave le pré^ cipité avec de l'eau faiblement ammoniacale, en procédant seulement par décantations. Le précipité très-complexe qui est pro^ duit par l'ammoniaque contient tout l'acide arsénique, avec une proportion très-forte d'alumine, de peroxyde de fer, d'oxydes de plomb et de zinc, de chaux, etc. On l'imprègne d'acide sulfuri-* que, et on chautfe à 100 degrés pendant quelques heures, afin d'expulser la petite quantité d'acide azotique que les lavages n'ont pas enlevée ; on ajoute un peu de sulfate d'ammoniaque et beaucoup d'alcool ; on lave la partie insoluble avec de l'alcool.

On ajoute de l'eau à la liqueur alcoolique ; on expulse complètement l'alcool par la chaleur; on verse un peu de perchlorure de fer dans la liqueur acide , et on sature par l'ammoniaque, Après avoir lavé le précipité, on le traite par l'acide sulfurique, et on essaye la liqueur dans l'appareil de Marsh.

Dans la dernière partie des opérations, on peut craindre la présence de matières organiques : il est en efiet trèsnlifficile d'expulser entièrement l'alcool, en évitant toute action des acides sur ce composé. Dans le cas oti la liqueur acide^ contenant l'a^ cide arsénique et le peroxyde de fer, renferme soit un peu d'alcool, soit des substances organiques provenant de sa décomposin tion partielle, on n'est pas certain de précipiter tout l'acide arsénique par l'ammoniaque ; il reste presque toujours une pe-

768 BIÉTAUX PROPREMENT DITS.

tite quantité de cet acide dans la liqueur ammoniacale, qui retient une partie du peroxyde de fer ; on évite cette cause d'erreur en opérant de la manière suivante :

Après avoir expulsé Talcool par la chaleur, on fait arriver de rhydrogène sulfuré dans la liqueur acide ; on sature par l'ammoniaque ; on lave avec du sulfhydrate faible le précipité de sulfures métalliques ; on le sépare par filtration.

On décompose ensuite le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique. L'arsenic se trouve alors à l'état de sulfure dans le précipité qui est produit ; on lave le précipité par décantations ; on dissout l'arsenic dans l'eau régale ; on ajoute un peu de perchlorure de fer, et on sature par l'ammoniaque. Le précipité bien lavé est traité par l'acide sulfurique, et le liquide acide est essayé dans l'appareil de Marsh.

Dosage Lorsque l'arsenic est en quantité dosable, il faut opérer sur de ranenic. 5 grammes au moins de minerai : on doit encore suivre la même marche, obtenir une liqueur alcoolique contenant un peu d'acide sulfurique, l'acide arsénique, une très-petite quantité d'oxydes de fer et de zinc.

Après avoir expulsé l'alcool et précipité les métaux à l'état de sulfures par l'hydrogène sulfuré et l'ammoniaque , on décompose le sulfhydrate par l'acide chlorhydrique ; on lave le précipité par décantations ; on le reçoit sur un filtre pesé d'avance ; on fait sécher à 100 degrés ; on pèse de nouveau; on détermine le -soufre en opérant sur une partie du précipité , et on évalue l'arsenic par difiFérence

Observations. — Les minerais grillés et agglomérés ne contiennent pas ordinairement de carbonates ; il est cependant toujours utile de constater leur absence, en traitant une certaine quantité de minerai par l'acide azotique étendu. Si l'acide produit une efiFervescence appréciable, il faut faire encore une série d'opérations ; on traite de S à 10 grammes de minerai par l'acide azotique concentré f on fait passer le gaz dans une dissolution ammoniacale de chlorure de barium ; on calcule l'acide carbonique d'après le poids du carbonate de baryte.

Les minerais grillés sont quelquefois refroidis avec de l'eau ; ils sont souvent conservés dans des magasins humides, et dans les deux cas ils contiennent une proportion notable d'eau hygrométrique. On la détermine par les procédés ordinaires, par

dessiccation soas la cloche de la machine pneumatique, ou par Faction suffisamment prolongée d*une température un peu supérieure à iOO degrés.

Lorsque toutes les déterminations ont été faites, on porte au tableau de l'analyse les nombres obtenus, pour Teau hygrométrique, pour Facide carbonique, pour le soufre, pour l'acide sulfurique, pour l'acide arsénique, pour l'acide silicique, pour l'alumine et la chaux, pour les oxydes métalliques, sans chercher à reconstituer les sulfures, sulfates, siUcates, etc.

La somme de tous ces nombres est un peu supérieure à 100, lorsque toutes les opérations ont été faites avec les soins convenables : en effet, les métaux sont portés à l'état d'oxydes, tandis qu'une fraction plus ou moins grande de ces métaux est combinée avec le soufre et souvent même avec l'arsenic.

On doit toujours écrire à la suite du tableau de l'analyse les résultats obtenus par voie sèche, dans les essais pour mattes, pour plomb et pour argent.

8COBIE8.

On obtient dans le traitement des minerais de plomb des crasses^ des oxy sulfures et des scories de composition très- variable. On désigne plus particulièrement sous le nom do scories celles de ces matières qui sont parfaitement fondues. . En traitant au four à réverbère, et par réaction, des minerais très-riches et contenant très-peu de quartz, on arrive à séparer la majeure partie du plomb à l'état métallique ; le reste du métal se trouve dans des matières scoriacées, agglomérées fortement, quelquefois même complètement fondues, qui renferment des oxydes, des sulfures, des sulfates, des fluorures, des silicates, en proportions très- variables.

Les scories qui sont produites au réverbère, dans la réduction de la galène par le fer, contiennent des silicates de fer, de plomb, etc., et du sulfure de fer assez réguUèrement disséminé dans la masse.

Les scories obtenues au four à manche , dans la fusion des minerais grillés avec addition de sulfate de baryte, d'oxyde de fer, de fer métallique ou de fonte, de scories de forge et de fondants divers, sont principalement composées de silicates ; mais T. nr. 49

770 BIÉTAUX PROPREMENT DITS.

elles contionneiit une proportion très - appréciable de sulfates, d*arséniates, de fluorures, de sulfures, etc.

Enfin, toutes les matières scoriacées retiennent des grenailles de plomb métallique et de matte, réparties presque toujours avec la plus grande irrégularité. Elles sont plus ou moins riches en plomb , et elles contiennent fréquemment de Targent. Leur teneur en argent dépend en partie de la nature des minerais et du procédé de traitement adopté. En général cette teneur en argent est négligeable dans les matières scoriacées qui ne renferment pas de sulfures ; elle est très-forte dans les oxysulfures, dans les crasses et dans les scories silicatées, qui contiennent du sulfure de fer, des grenailles de matte et de plomb.

Il nous est impossible d'examiner séparément toutes les matières de cette nature qui sont produites dans la métallurgie du plomb. Nous ne citerons qu'un petit nombre d'exemples de la composition des scories. Nous décrirons ensuite la marche qu'il convient de suivre pour Texamen des scories produites au four à manche, dans le traitement des minerais grillés au réverbère et fortement agglomérés, mélangés pour la fusion avec des scories, avec des matières plombeuses diverses, telles que les fonds de coupelle, les débris de fours^ les litharges sales, avec des fondants terreux, et avec des réactifs, sulfate de baryte et minerai de fer.

SGOBIES.

Vialif. U PUe. Ilalfbrûek. PootfiOMai

Silice 34,20 37,33 51,13 57,55

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

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

Chaui 6,15 17,30 4,70 12,10

Baryte 4,60 > 14,00 1,25

Magnésie 2,20 2,17 p •

Oxyde de zinc 7,50 » • »

Oxydede plomb 8,05 2,45 1,10 7,50

Acide phosphorique. .. s » p 0,20

Acide arsénique 0,25 » » 0,55

Fluor ,.., » » 5,30 2,10

Soufre 2,20 5,48 » 3,15

Acide sulfurique 2,50 » 6,20 0,20

Argent aux 100 kllogr. 4«^00.... 5«f,00.... traces 4r,50

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

déterminer quelle portion du métal se trouve à l'état dé sulfure ; de même, pour les deux échantillons qui contiennent dn fluor, on 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 Violas provient de la fusion au four à manche de minerais riches en arfçent, contenant dos gangues très-diverses : quartz, sulfate de baryte, schistes, carbonate de chaux, dolomic, fer carbonate, grillés et fortement agglomérés dans un réverbère. On ajoute dans les lits de fusion des scories de l'opération, des fonds de coupelle, du sulfate de baryte en petits fragments, et du minerai de fer à gangue quartzeuse.

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

La scorie de la Pise (Gard) est obtenue dans le traitement au four à manche de minerais très-pyrîteux, 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 chlorhydrique étendu, ce qui permet do 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 des minerais en argent et à la faible proportion de plomb que contient la scorie ; l'argent est retenu à l'état de sulfure 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 bary tique, avec addition de spath fluor comme fondant. Elle est d'un vert assez pâle, et très-difficilement attaquée 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 de 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, l'agent 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 T 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 mancbe, la teneur en plomb est généralement très-forte lorsque la proportion de silice dépasse 40 pour 100. H 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 Halsbriick 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 do fer contenu soit assez forte pour retenir une quantité notable d'argent.

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

n'est faite que bien rarement dans les usines ; on se contente presque toujours de faire, par voie sèche, Tessai pour plomb et Fessai 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 déminerais 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 qu'il 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 expUcations pour ce cas spécial. L'analyse comprend plusieurs séries d'opérations. 1"* Dosage du soufre. — 2"* Détermination de F acide sulfurique. — î* Recherche de [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 Tévaluer k Taide 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, 8 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, ou étend de beaucoup d'eau ; on acidulé faiblement par l'acide azotique ; on laisse en repos pendant plusieurs jours ; on ajoute du carbonate 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. Lo 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 phos* phorique *, 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 quaûtité suffisante d'a20tate d'alumine à la liqueur azotique, avant de la traiter par le carbonate d'ammoniaque.

5** Recherche de tacide phosphorique, — On traite par l'acide azotique 10 grammes de scorie porphyrisée; on fait chauffer 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 de zinc, avec une certaine quantité d'oxyde de plomb.

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

liqueur alcoolique 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.

B** 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 l'acide 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 même très-prudent de faire sécher à 200 degrés la matière indissoute et de recommencer les lavages avec de l'eau acidulée par l'acide chlorhydrique et chauffée à 100 degrés.

La partie insoluble contient alors la silice et la baryte à l'état snîce de sulfate : on la pèse après calcination ; on décompose ensuite le ** baryte, sulfate de baryte par le carbonate de soude en dissolution concentrée; 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 de 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 baryte. Le nombre auquel on arrive ainsi pour la silice de la scorie est probablement trop fort. On a donc pour la silice deux limites qui sont ordinairement assez écartées l'une de l'amtre ; en pre-

nant la moyenne entre les deux nombres, on n'obtient pour la silice qu'une évaluation assez incertaine. Oxydes. L^ détermination des oxydes présente des difficultés spéciales : ils sont contenus dans une liqueur extrêmement, étendue, qui ren* ferme de l'acide chlorhydrique 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-lente ; on ajoute ensuite du carbonate de soude en assez grand excès, et on fait chauffer 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 chlorhydrique, 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 chlorhydrique, 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 de 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, de 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 chauffé 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 chauffer la liqueur chlorhydrique^ 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'ammoniaque 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 l'alumine 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 récherches préalablement faites (3%5*) font connaître que ces acides sont en proportion asaez grande pour influer notablement sur les dosages des oxydes, il faut suivre ime marche entièrement différente :

Après avoirséparé la silice 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 bouiUante ; on la dissout dans l'acide chlorhydrique. Les liqueurs alcalines contiennent une petite

quantité d'oxydes ; on les acidifie par l'acide chlorhydrique ; on fait arriver de Thydrogène sulfuré et on sature l'acide par Tammoniaque ; on dissout les sulfures par l'acide chlorhydrique, et on réunit la liqueur à la précédente.

La dissolution alcoolique contient une fraction des oxydes de fer et de zinc ; on ajoute de Teau ; on expulse l'alcool par la chaleur : on précipite les métaux à Tétat de sulfures par l'hydrogène sulfuré et Tammoniaque ; les sulfures, lavés avec du sulfhydrate étendu, sont dissous dans Tacido 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 de sulfhydrate qui contient seulement l'arsenic et l'acide phosphorique ; on doit craindre de pordro une partie dos deux acides arsénique et phos* phorique 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.

Los liqueurs chlorhydriques sont traitées comme nous l'avons dit précédemment en décrivant l'analyse des scories ne renfermant pas d'acide phosphorique.

Liqueur On acidule la liqueur par Tacide acétique ; on précipite succès* ammoniacale, givement le 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 on deux parties les pesées de l'otyde 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 aicalis. — 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 alcalin doîTent être déterminés dans une série spéciale d'opérations et en suivant la marche générale que nouî* avons précédemment tracée pour la recherche des alcalis dans les silicates.

On fait chauffer au rouge vif 10 grammes de la scorie intimement mélangée avec 10 grammes de chaux caustique. On traite la tnatière par Tacide azotique, on évapore à siccité et on refrend pai; 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 ne 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 chauffer le résidu avec précaution, dé manière à décomposer les sels atnrtiotll.*iCatii^ sans s'exposer à des projections ; on traite le résidu par Tacide oxalique, afin d'expulser l'acide azotique ; on évapore h sec et on cidôine le résidu au rouge. On reprend par l'eau, qui dissout seu* lement les carbonates alcalins. On évapore à sec la disssolution, en terminant l'évaporation 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.

roitÉBs.

Dans toutes les usines importantes, on recueille dans des chambres 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 p3nites, à gangue de quartz, de schistes, de sulfate de kar]rte, 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 eoupeUé 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 des 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 pre-> miers 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 des 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

^ Od a observé dans plusieurs usines que les fumées sont très-riches en argent lorsque les minerais traités contiennent une forte proportion de blende. La grande volatilisalion

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 à l'essai de 40 à 42 pour 100 de plomb; la teneur du plomb en argent est d'environ SOO grammes. Les fumées provenant du grillage donnent à l'essai de 18 à 20 pour 100 de plomb, tenant de SI 0 à 820 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, sulfurique, arsénique et antimonique. Elles ne contiennent que très-peu d'argent ; à l'essai par voie sèche elles rendent de 35 à SO pour JiOO de plomb ; la teneur du plomb en argent dépend principalement de la richesse des lits de 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 Targent dans le grillage de la blende est bien constatée par la pratique; mais il est difficile d'expliquer pour quelles raisons elle a lien.

aux iOO 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 iOO et même 120 grammes.

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

Vialas. Pootfibaud.

Oxydedeplomb 55,10 62.25 60.15 62,35

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

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

Acide carboDiqae 2,80 1,75 1,60 1,75

Âcide sulfurique 21,00 19,15 18.60 20,30

Acide arséuique 1,20 2,20 3,25 2,50

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

Argent aux 100 kllogr. fumée». 30^^00. . . 26«%00. . . 35«^00. . . . 24»r,00

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

Lorsque le plomb d'œuvre 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; l'oxyde 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 l'argent, tandis que la msgeure partie de ce métal est entraînée par les gaz bien au delà des chambres de condensation.

Lorsque le plomb est impur et contient du soufre, de l'arsenio^ 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 l'oxygène, 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 à 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 n entraînent qu'une proportion insignifiante des cendres des combustibles. Il n'en est pas de môme 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 de 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'expUquer par deux raisons :

i"* Elles contiennent une partie des fumées (jui proviennent du grillage ;

2** Les vapeurs d'argent métallique, sortant des fours à manche et des fours do coupelle se condensent progressivement, soit à Tétai métallique, soit en passant à Tétat de sulfate. Ainsi, à l'usine de Yialas, le plomb coupelle étant à la teneur de S10 grammes, les fumées de la coupellation rendent à l'essai de 50 à 60 pour 100 de plomb, tenant seulement de 2S à 30 grammes aux 100 kilogrammes ; les fumées recueiUies dans les chambres et dans las 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 fumées de la coupellation, et de celles qui sont recueillies au delà des chambres de condensation, à l'usine de Yialas.

Fumées de la coupellalion. Fomées des caoaDX.

Oxyde de plomb 75,15 77,25 61,30 57,C5

Acide antimoiiiqud 4,35 6,10 7,25 8,30

Acide areénique 1,20 1,35 1,50 1,75

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

Acide carbonique 5,35 4,20 4,35 3,30

•Oxydedeïino 0,15 0,46 7,60 12,60

Argent aux 100 kUogr. de ruméet. 17»t,50. . . . 19p,00. . . 47fr,50. . . . 62ir,60

Observation, — Les nombres que nous venons de citer se rap*-

portent à des échantiUons 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'oeuvre très-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 f acide carbonique. — 2° Détermination de t acide sulfurique. — Nous n'avons pas à insister sur ces deux séries d'opérations, que nous avons décrites précédemment.

S"" Dosages des oxydes et des acides arsénique et antimonique. — On fait fondre au creuset d'argent 3 grammes de la matière avec 15 grammes de potasse *pure ; après refroidissement, on traite par Teau. Lorsque le creuset a été bien lavé, on porte la liqueur à Tébullition, et on fait arriver un courant de chlore presque ju4[u'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 T 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

da bioxyde. On précipite le plomb par rainmoniaque 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 do 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 sulfhydrate en excès ; on bouche la fiole, et on attend que le sulfure de zinc soit nettement déposé ; on le lave par décantations avec de l'eau chargée de sulfhydrate. 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 soufrQ 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 Tévaluation 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 contieiment rarsenic et rantimoine à Tétât d'acide arsénique et d'acide antimonique.

Observation. — Nous avons pris pour exemple les fumées les moins complexes. Celles qui proviennent du grillage et de la fusion ; les fumées qui sont recueillies dans les chambres de oondensation 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.

rOHDS Dfi GOUrSLLB.

Le plomb argentifère est coupelle soit dans de grands fours sur des soles faites d'argile et de calcaire, soit dans des fours elliptiques de dimensions assez restreintes sur des coupelles eu os calcinés. On affine généralement dans les grands fours des plombs d'œuvre 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 aveo 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 so laissent pénétrer par la lithai'ge qu'à une faible profondeur. On iàépare 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 de constater par l'analyse, la chaux, l'alumine, l'oxyde de fer et l'acide silicique des terres employées pour la pré* paration des coupelles, et, de plus, une propoi*tion variable d'oxy-

des do plomb, de cuivrOi d'antimoîno» d'argent, provenant du plomb d*œuyro. Elles ^ renferment des grenailles très-fines de plomb argentifère qui ont pénétré dans les cavités, des lamelles irrégulièros 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 l'analyse est considérée comme présentant un certain intérêt, on doit séparer d'abord les parties métalliques t 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 l'oxyde 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 do chaux une consistance telle que la litharge 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 l'état 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 60 à 60 pour 1 00 de plomb. La teneur du plomb

en argent est très-faible, de 5 à 10 grammes, quand l'échantillon ne renferme pas de grenailles ; elle est quelquefois plus élevée , mais alors l'examen attentif de la matière pulvérisée fait toujours reconnaître la présence de grains très-fins métalliques.

Pour les coupelles faites en argile et calcaire, l'échantillon moyen, d'après son aspect et sa pesanteur, rend à l'essai de 50 à 55 pour 100 de plomb.

jtiiAly«e. — 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 antimoniquc.

On attaque 3 grammes de la matière porphyrisée par l'acide azotique concentré, en faisant chauffer pendant au moins vingtquatre heures à 50 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 exact, car l'acide antimoniquc, 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 l'antimoine 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 chlorhydriquo. Les dernières, c'est-à-dire celles qui contiennent du sulfhydrate, sont reçues dans une fiole 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 Disgoiotion 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 sulfliydratc par Tacide chlorhydrique étendu ;

l'aspect du précipité indique immédiatement si l'antimoine est em

quantité appréciable.

La matière insoluble dans le sulfhydrate contient le plomb et ., . . ,.^ . . , .,, , 1 * . 1, 1 1 . „ Précipité

le cuivre a 1 état de sulfures; on la traite d abord comme si elle de sulfures.

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 à l'état de stilfate 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 Terreur 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**'^fl**®' l'une des méthodes que nous avons précédemment décrites.

Recherche spéciale de (^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-

dément, on traite par l'acide chlorhydrique. On fait arrivel* 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 plorab, 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 l'antimoiDo à* l'état de sulfure par l'acide chlorhydrique très-étendti; on procède à l'évaluation 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 siliclque, sulfurique, etc., qui ont été introduits par les lessives alcalines employées dans la préparation de la coupelle. On doit seulement déterminer Tacide phosphorique, la chaux, l'oxyde de plomb et les alcalis.

L'analyse comprend deux séries d'opérations.

!• Détehninatidn de taeide phosphorique ^ de la chaux et de Foxyde de plomb. "— Ou attaque 5 grammes de la matière par l'acide azotique*, on ajoute un faible excès d'acide 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 l'eau ; 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 danà la liqueur acide de l'ammoniaque et un sel double de magnésie et d*ammo^

niaque ; on pëse 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 àTcau bouillante.

Les liqueurs retiennent presque toujours un peu d'oxyde de plomb ; on les acidulé par l'acide chlorhydriquo 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 chlorhydriquo ; le plomb est précipité par l'hydrogène sulfuré ; le sulfure, lavé longtemps à Tciu bouillante, réuni aux deux fractions de sulfure de plomb qui ont été précédemment obtenues, est transformé en sulfate, et ce composé est pesé dans une capsule préalablement tarée.

Après séparation du sulfure de plomb, expulsion do l'hydrogène sulfuré, et filtration du soufre, la chaux est précipitée h 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 10 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 hqueur 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 l'oxyde 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 à le débarrasser entiè-

rcment des sels ammoniacaux. On traite à plusieurs reprises la matière calcinée par l'acide oxalique, afin d'expulser l'adde 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.

ABZUOS. — ABSTBIGB8. — UTHAEaES 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 sur 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 rable 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 do toutes dimensions.

Ces matières imparfaitement fondues sont nommées les abzugs. Leur composition est très-iirégulière, 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 faciUter Fenlèvement des abzugs, et de réduire une partie de Foxyde de plomb qui a été formé.

Lorsque la température est plus élevée, après Tenlèvement 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 Habstrichs à 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.

Il 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 contieimeDt des proportions variables d'acides sulfurique, silicique, antimoniquc, arsénique, et d'oxydes de fer, de cuivre, d'andmoine, et de zinc, d'alumine et de cbaux.

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'œuvrc 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 trfes-petit nombre d'exemples numériques ; les échantillons analysés proviennent db l'usine de Yinka (Lozère) ; le plomb d'oeuvre contient très-peu do matte disséminée ; il renferme des proportions assez notables de cuivre cl d*antimoine.

Abiugt» AbsCrichl. Lllhargei Mkt.

Oxyde de plomb 54,60 65,90 94,65 98,36

Oxyde d'antimoine 4,95 ^4,55 4,20. . .\ . 1,10

Otydedôfet 5,70 2,20 0,15 »

Oxyde de cuivra 8,30 l,i&..... 0,35 Oflè

Oxyde de sioc 4,20 0,10 » •

Soufre 5,80 » » »

Acide sulfurique 1,50 0,30 » t

Silice I4,aa...,. 5.15 0,50 0,15

Alumine 3,i0...». 1,50 0.09 0,05

Chaux 5,40 1,10 0,07 »

Argent aux 100 kilogr... 178^,00.... 68^,50.... 5«f,50 6r,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 abslrichs la proportion du plomb métallique ne dépasse pas ordinairement 5 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 méiaax qni sont à l'état d'oxydes et celles qui sont à l'état de sulfures. Pour tous les échantillons l'antimoine a été porté tu tableau de l'aot* 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 prélever des échantillons qui représentent approximativement la teneur moyenne en plomb et en argent des abzugs obtenus dans une coupoUa" tion. Leur analyse n'offre quelque intérêt que dans les études de métallurgie théorique.

La composition des abstrichs est moins irrégulièro ; 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 do l'antimoine, 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'un 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 de 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 suivre 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 ces 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 chauffer à 50 degrés en\iron, afin 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 de 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 différence.

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-

cipîte le métal à Tétat do sulfure par l'hydrogène sulfuré ; on évalue l'antimoine que reuferme 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.

LITHAEGE8 JAUHES £T EOUOES.

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 :

V 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 rougeâtro plus ou moins vif, suivant la lenteur et les conditions du refroidissement. Elles contiennent toujours quelques fines grenailles de plomb métallique ; leur teneur en 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 étrangers 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 toujoiu-s un peu d'oxyde de cuivre. Les litharges qui se forment ensuite, jusque vers la fin de la coupellation, ne ren-

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 l'éclair, 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 révivifiées, 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 5 grammes d'argent aux 100 kilogrammes ; celles qui renferment des grenailles ont une teneur variable de S à 15 grammes aux 100 kilogrammes \ Litharges ^^^ litharges en paillettes sont -vendues généralement sous le rouges, nom (Je litharge$ 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 do plomb, ce que leur couleur rouge semble démontrer. La cristallisation de l'oxyde de

> Dans la coupellation anglaise du plomb d'œuvre enrichi par la cristallisation, on ob* tient de> litharges très pures, dont la teneur en argent est assez élevée, de 15 à 25 grammes aux 100 kilogrammes; elles sont revivifiées, et le plomb est soumis de uoaveau à la cristallisation. Les litharges doivent leur richesse en argent aux grenailles métalliques qu'elles renferment toujours en proportion assez forte; elles ne sont jamais livrées an commerce.

plomb no 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 cuivra 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 mor- ytharges ceaux ou à l'état de sable grossier ; mais ces litharges ne sont i»'^*** employées qu'à l'état 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 de» meules horizontales ou verticales, et on sépare, par dos dispositions trèsvariables 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 présentée, doivent être analysées. Il ne s'agit pus 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. Il faut de plus, lorsque cela est rendu nécessaire par le mode d'emploi dos 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 qui 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.

ÂNALTSE. — 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 déter* miner 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 apprébiable *.

1 Lesmatiërei èlrangbres introduites frauduleusement sont en proportion assez forte on n'a donc pas à craindre de considérer comme matière étrangère le faible résidu d'acide antimonique que laissent les litharges à peu près pures, traitées par l'acide azotique.

Lorsque la partie insoluhle est notable, il faut Texarainer afin do reconnaître la nature des matières étrangères qui ont été mélangées avec la litharge ; il n'y a pas lieu de continuer les opérations sur la -liqueur acide.

Dans le cas où l'acide azotique ne laisse qu'un faible résidu qui puisse être attribué à l'acide antimonique, on ajoute de l'ammoniaque et du sulfliydrate 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 litharge pure (100 de protoxyde de plomb donnent 107,20 de sulfure). Lorsque la difiTérence est très-faible, on peut admettre que la litharge proposée est à peu près pure, et calculer la proportion de plomb qu'elle contient d'après l'augmentation do poids du filtre, en considérant cette augmentation comme représentant le poids du sulfure de plomb.

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

On attaque 1 gramme do litharge par l'acide chlorhydrique ; 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 sulfliydrate, 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 litharge 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 litharge ou à constater le mélange de matières étrangères.

BIUriUM.

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

porphyriséc sous des moules ; quelquefois même on emploie des appareils très -compliqués pour amener le mininm à Tétat 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 Toxydation de la litharge jaune porphyrisée. La production du minium se fait peut-être avec plus de difficulté que dans le cas où la matière première est le massicot ou le carbonate do plomb ; cependant on arrive à obtenir des produits presque aussi beaux, toutes les fois que la litharge employée ne renferme pas de paillettes.

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

Le minium contient le plomb à un état d'oxydation très-variable avec le mode de préparation : il renferme ordinairement de 89 à 91 pour 100 de plomb métallique, et donne par fusion au rouge vif do 95,87 à 98 pour 100 de litharge. Il contient fréquemment un peu d'oxyde de cuivre et d'acide antimonique. 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 certaine 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 himdm âu laboratoire. — On peut avoir à examiner le minimn sous plusieurs points de vue : il suffit quelquefois de constater si l'échantillon proposé ne renferme pas da matières étrangères; mais il est souvent utile de chercher en outre à recouDaitre si le minium contient une proportion appréciable d'oxyde de cuivre. Dans quelques cas spéciaux, il faut évaluer approximativement Tétat d'oxydation du plomb.

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

i"* Oa chauffe jusqu'à fusion 10 grammes du minium dans une capsule de porcelaine exactement tarée ; on pèse après refroidissement. La facilité avec laquelle se fait la fusion et Faspect de la matière fondue, font reconnaître assez nettement la présence des matières étrangères : oxyde de fer, brique pilée, etc. Im 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 Taeide cblorhydrique concentré : on étend d'eau, et on fait chauffer à iOO degrés. Lors^ que tout se dissout, on peut affirmer seulement que l'échantillon ne contient pas de brique pilée. Il faut continuer les opérations pour démontrer l'absence de Foxyde de fer.

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

On sature par l'ammoniaque l'acide cblorhydrique et l'U^drogène sulfuré que contient encore la liqueur, Le f§r est précis pité à Tétat de sulfure ; on reçoit le précipité sqr un filtre, et on le laisse exposé pendant quelqui^ temps m 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, h cause de la diffi-r culte qu'on éprouve à précipiter entièrement le plomb par l'hydrogène sulfuré dans une liqueur cblorhydrique ; on peut toujours craindre de laisser du plomb dans la liqueur.

Recherche de foxyde de cuivre. ^- U n'est utile de chercher l'oxyde de cuivre que dans les échantillons de miniumi dans les-* quels on a constaté Fabsence 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 Feau acidulée par le même acide. Les liqueurs contiennent la totalité du cuivre, et seulement une partie du pbmb ; on les traite par Fammoniaque 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 lonf^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 (f 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 fi*audulcusèment , 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 :

1* On évalue l'eau hygrométrique par dessiccation prolongée à la température de MO degrés ;

2"" On chauffe jusqu'à fusion 10 grammes du minium dans une capsule de porcelaine exactement tarée; on pèse après refiroidissement.

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, diaprés 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-

PUOKB. 805

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

CÉEUSE.

On prépare la céruse par divers procédés :

1° Par oxydation lonte 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 l'action de l'acide carbonique gazeux sur une dissolution d'acétate de plomb;

3** En faisant agir, à une température un peu élevée, sur des feuilles de plomb métallique l'air, l'acide 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 hçllandais)^ les feuilles de Prooédé plomb se recouvrent en quelques semaines d'une croûte épaisse i^^»!^*^^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 les 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 différentes 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 pâture 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 reconnut 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 messe de la céruse ; ils sont en

proportion plus forte dans quelques-uns des pots 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 cénise par l'action de l'acide acétique, qui ne les dissout pas, ou ne les dissout que trës-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 beneoate de plomb. Procédé Dans le second procédé, on fait agir l'acide carbeniqile sur une deCUchy. jiggolution d'acétate de plomb, préparée en faisant chauffer dans de l'acide acétique de la litharge jaune, réduite en sable fin. L'acide carbonique enlève seulement une partie de 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 acéti^ que ; on peut le considérer comme un mélange de souSHicétato et d'hydrocarbonate de plomb.

U ne contient pas, ou il ne renferme que des traces d'oxyde de cuivre, alors même que la litharge 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'acide carbonique sont ramenées dans la chaudière, dans laquelle s'effectue la dissolution de la litharge par l'acide acétique ; les liqueurs doivent donc se chai*ger de plus en plus d'acétate de cuivre, et la céruse devient de plus en plus difficile à laver.

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

On n'a pas encore cherché à constater la présence de Tanti-» moine dans la céruse préparée par ce procédé t il est piH)bable qu'elle doit contenir un peu d'antimoniate de plomb, toutes les fois que les Utharges employées renferment de l'antimoine. Procédé Nous désiguous sous le nom de procédé autrichien la méthode de fabrication de la céruse, qui a été employée d'abord en Autri-^ che, ensuite en Angleterre, et qui commence à être essayée en France. Le plomb en feuilles minces est chauffé au^^essus de

aatriehien.

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

La céruse 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 combinaisons cristallisées de l'oxyde de plomb avec des acides organiques.

Après avoir été séparée mécaniquement du plomb non attaqué, après avoir été séchéc 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- Hélanges. ruses qui contiennent en mélange intime des proportions considérables de diverses matières blanches, principalement do sulfate de baryte, plus rarement de sulfate de chaux, de craie, de sulfate de plomb, etc. La proportion du sulfate de baryte s'élève de 1 à 3 parties do sulfate pour 1 partie de céruse pure.

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

Ces mélanges divers sont, en général, désignés sous des noms partictiliers, 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. 11 est assee 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, etc. 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'examen de ce produit est rendu P^'^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 déterminer 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 bollandtit. Procédé do Clichy.

Acide Carbonique. . . 11,40 13^00 9,50 iO^OO

Eau 1,50 1,70 1,80 1.90

Acide acéUque 0,60 0,75 1,70 2,20

Oxyde de plomb.... 86,50 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 mélaQgées.

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 proportions 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 lo 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'hydrocarbonate 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 5 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 & reconnaître quelles sont celles qui renferment le plus d'acide acétique, ce qui donne un contrôle des évaluations faites par différence.

Céruse préparée. — On a deux questions à résoudre :

l"" La céruse employée contient-elle de l'oxyde de zinc, du sulfate de baryte, du sulfate de chaux, etc. ?

2** Quelle proportion d'oxyde do 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-

oali. Le plomb est alors eûtiëremeût précipité à l'état de per- Oxyde,et ott reconnaît trës-facilement si cet oxyde est pur, ou mélangé avec des matières blanches, oxyde de zinc, carbonates de chaux ou de baryte, argile.

Lorsque Toxyde 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 protoxyde 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 do 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-grande 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 l'argile ou du kaolin. Enfin, lorsque l'acide dis^ sont la substance blanche avec effervescence vive, on a la preuve que, dans la céruse employée, il y avait mélange de sulfate de 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 de plomb des substances étrangères différentes, ce qui est le cas général.

Oxyde L'oxyde de zinc se trouve en grande partie dans la liqueur de lioc. acide, mais les liqueurs alcalines décantées peuvent en retenir une proportion appréciable ; le bioxyde de plomb est resté presque entièrement insoluble dans l'acide azotique étendu; la Uqueur 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 de sulfure de zinc, on le lave par décantations avec de l'eau char-

PLOMB. 8il

gée dé sulfhydrtito ; ou dissout le tinc par Tdoidé chlothydriquo concentré ; on ajoute de l'ammoniaque en Mchn, et on conserve la liqueur»

D'un autre oôté^ on verse de l'ammoniaque et un peu de carbo*nate d'ammoniaque dans la liqueur azotique, qui renferme ordi^ nairement la majeure partie du zinc t 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 ammo^ niacale.

On réunit les deux liqueurs ammoniacales qui contiennent l'oxyde de zinc ; on précipite le métal à Fétat 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 chauffe jusqu'à fusiou, et on pèse aprfes refroidissement.

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

Lorsque la substance blanche, acootnpagnaut le bioxyde de saifiite plomb, se dissout entièrement et avec une vive efiTervescence, ^sSS?' dans l'acide azotique étendu , on est certain que cette substance pjj.j[^*"^ est du carbonate de chaux ou du catbouate de baryte. 11 importe dechtux. de s'assurer d'abord que ces carbonates proviennent de la dé«cotnposition 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

8i2 MÉTAUX PROPREMENT DITS.

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'oxalàte 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 reconnidt immédiatement la chaux caustique du carbonate de baryte.

On peut, d'ailleurs, pousser plus loin les opérations, dissoudre la matière calcinée dans l'acide chlorhydriquetrès-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'huile que renferme l'échantillon proposé.

oa kaolin.

On n'obtient pas une approximation convenable lorsque la Argile céruse contient de l'argile, parce que ce composé est partiellement 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 pèse 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 différence ; il est tout à fait impossible de recoimidtre 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 5. — EMUdUi par la vole aèebe.

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 comparal)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-

8i4 MÉTAUX PROPREMENT DITS.

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

A cet égard, ou 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 ap^ proximativement 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 les 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 cora^ prendre dans quel sens le procédés d'essai doivent être modifiés suivant le but qu'il s'agit d'atteindre dans chaque cas partieu^ lier. 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.

imnOBAIS OZTDÊS.

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 l'influence exercée sur les résultats de l'essai par la présence de la calamine, et les modifications quHl convient d'apporter aux opérations pour les minerais pauvres en plomb.

MiNEBAi RicBE. ^ On doit opérer sur 10 grammes ou tout au plus sur IS grammes de minerai : on le mélange intimement avec â 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 ajoute au mélange de i à 3 grammes de

charbon do 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 calcination ; la disposition du foiu: 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 jusqu'au rouge vif, et chauffer à 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 ; on laisse le feu se propager lentement de haut en bas dans toute la masse du combustible ; on remet de temps en temps des charbons, 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 l'essai ; les résultats obtenus sont considérés comme bons, lorsque les poids des deux culots ne présentent qu'une faible différence; dans le cas contraire, on répète l'essai jusqu'à ce que les poids des culots soient concordants; on prend alors le poids le plus fort pour calculer le ren«dement en plomb du minerai proposé.

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

Modification, — Les grenailles de plomb qui sont en suspension dans la scorie au moment où l'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 lingotière de fer, à parois très-épaisses. La forme du moule est celle d'un cône renversé. Le plomb et la scorie se solidifient en quelques minutes ; le culot de plomb occupe le sommet du cône ; les scories ne retiennent pas de 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 oSre 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 : l'essai 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 con\îent 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'im très-petit nombre de recommandations importantes ; elles sont relatives à la proportion des fondants et du charbon, et à la conduite du feu.

Les fondants doivent être employés en quantité strictement fondtnu. 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 alcalin 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 l'oxyde de plomb, et rendent ainsi plus difficile la réduction complète de cet oxyde. On ne peut pas compter sur l'action 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

818 MÉTAUX PROPREBŒNT DITS.

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

Charbon. Lo cbarbon 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 l'oxyde 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 contiennent une proportion de 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. Conduite La conduite du feu a la plus grande influence sur la réussite de l'opération . Il faut d'abord porter, avec la plus grande lenteur,

f^LOMB. 819

les matières 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.

Il 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 p&teuse 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 hâter 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 obseiTe 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 silice 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 i^lors être considéré comme manqué ; les scories retiennent des grenailles, et la perte de plomb par volatilisation est très-forte.

LiTHARGfiS ET MINERAIS TOUT A FAIT PURS. — PoUT FcSSaî doS U-

tharges, ou des minerais carbonates qui ne renferment pas de

gangues, en doit procéder comme nous venons de rindiquer, 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 Toxyde de plomb ; la scorie renferme rarement des grenailles ; il n'y a perte de plomb que par volatilisation.

Minerais contenant de x.a 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 IS 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 volatih'se vers la fin de l'opération, et entraîne une proportion assez forte de plomb.

1 On cherche k faire passer la majeure parUe de Toxyde de zinc dans la scorie; et cet oxyde a beaucoup de tendance k rendre pftteuses même les scories qui contienneot di 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 l'oxyde de zinc.

Nous ferons observer dès maintenant que, pour un minerai argentifère, la volatilisation du zinc augmente beaucoup la perte d'argent. Il ne faut jamais employer le flux noir pour l'essai d'un minerai zincifère ; 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 iOO grammes, de minerais pauvres ou de scories.

Prenons poiu: exemple un échantillon de scories.

On mélange aussi intimement que possible 100 grammes de scorie porph)Tisée avec 50 grammes de flux noir, ou bien avec 80 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 ; on 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 le frappant sur la tranche avec un marteau ; son

poids donne approximativement la tenenr 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 do grenailles.

Le mode d'essai que nous venons d'indiquer diffère 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 chauffe très-fortement, mais pendant un temps assez court, de cinq à dix minutes, afin do 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. Dîms le mode d'essai que nous venons de décrire, le plomb est amené on 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 dos 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 totaUté 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. Il faut au contraire éviter le flux noir quand il s'agit de soories qui contiennent beaucoup de sulfure de fer, de matte plombeusa,

de sulfate de baryte, etc. Pour de pareilles scories, il importe de limiter le plus possible l'action réductrice du charbon, et d'amener le plomb à l'état métallique par les réactions des sulfures sur l'oxyde et sur le sulfate de plomb, et par l'action du fer.

Le rendement à l'essai dépend, pour chaque minerai ou ma« Approxîmatière plombeuse, de l'habileté de l'opérateur ; de plus, les résul- oMcnue

tats obtenus dans les conditions. les plus favorables s'écartent des , ^*"*.

^ les essais.

teneurs réelles ; les écarts sont d autant plus grands que les matières essayées sont plus pauvres en plomb. Nous citerons à ce sujet quelques nombres déduits des expériences faites au bureau dos 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 5 pour 100, et cependant le plomb obtenu retient toujours de l'antimoine.

Les minerais carbonates presque purs, contenant de 70 à 75 pour 100 de plomb, rendent à l'essai de 66 à 71 pour 100. La perte est, par conséquent, de 5,00 à 5,70 pour 100 du plomb contenu. On peut admettre 5,00 à 6,00 pour 100 comme limites probables des pertes faites dans les essais bien réussis.

Pour les minerais carbonates, à gangue d'argile ou de calcaire, contenant do 43 à 60 pour 100 de plomb, on obtient do 40 à 56 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 15 à 25 pour 100 do plomb, donnent rarement plus de 10 à 20 pour 100 à l'essai ; la perte est do 40 à 20 pour 100 du plomb contenu. La perte est encore beaucoup plus forte pour des minerais et pour des matières plus pauvres.

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

Dans les essais 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 iO à IS 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 zincifère 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 50 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.

n importe de faire observer que les principales causes de perte pour l'argent se trouvent dans la coupellation, et que les culots 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 im culot de plomb d'un poids très-faible, pesant de 15 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 curgentifëres, 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, l'autre pour argent.

MIHEBAIS ÈOtrUKÉB.

Les minerais et les produits d*art sulfurés, tels que la galène à gangues terreuses, 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 :

1° 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 ;

3** 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 0'",01 d'épais- !• Crcusci 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",085; le diamètre de la base supérieure est de 0",06S. L'épaisseur des parois a peu d'impor^

de fer.

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

Avec les dimensions quo 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 brut ou blanc 30 parties.

Carbonate de soude see 50 ~

Borax fondu 15 —

Spath fluor 15 —

Nltre 10 —

Tous les réactifs sont en poudre très-fine, 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'ime proportion tres-faible de blende, de pyrites, de sulfure d'antimoine, etc. Pour les minerais très-riches on augmente un peu la proportion du nitre ; on la diminue, au contraire, pour les minerais pauvres.

Pour une galène riche, contenant par exemple de 40 à 60 pour 100 de plomb, on opère sur 10 ou sur 15 grammes au plus. On mélange intimement le minerai porphyrisé, ou du moins réduit en poudre très-fine, 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. Pendant 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 do charbon de bois et on introduit lo cornet de papier contenant le mélange du minerai avec le flux. La réaction est un peu vive lorsque le creuset est trop fortement chauffé; il y a même quelquefois projection des matières; mais

on arrive très-promptement à saisir le degré de chaleur auquel il convient 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 Teau 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 Teau 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. H 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 côtés 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'acide 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 minerais 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 cbacun 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 Tordre 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 Tétat 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 Tétat 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, l'essai est conduit avec la rapidité convenable, la scorie ne retient qu'une proportion presque négUgeable 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 100 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 creuset de fer des galènes de richesse

de terre.

moyenne et des galènes pauvres, on arrive très-facileraent 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. Il 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 2^ Creugei 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; recouvertes de scories, elles échappent aux recherches ; la perte de plomb 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 se servant d'une lame de fer pour produire l'action des parois métalHques.

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 même 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 100 : les minerais contenant 50 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 f économie de temps que présentent 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 doivent être décapés pour chaque série d'essais, quelquefois même pour l'essai d'un seul minerai.

3" Flux L'opération est conduite d'une manière toute différente 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 minerai avec 3 parties de flux : on recouvre le tout d'un peu de flux noir ou de

PLOMB. 83i

carbonate de soude ; 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 avec 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 en grande partie par l'action du flux noir, on partie par celle du fer : ces deux actions produisent des sulfures, qui retiennent dans la scorie une proportion 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 do 80 pour 100 de plomb en opérant sur de la galène pure : un minerai tenant KO pour iOO 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 f* ^{?*** lorsqu'on emploie de la soude caustique, le carbonate de soude desoade et une lame de fer. «usUqw.

On place au fond .du creuset quelques morceaux (de 15 à 20 grammes) de soude ou de potasse caustique ; on les recouvre par le mélange intime de 15 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 chaufiPer lentement au rouge sombre ; il se produit un boursouflement considérable au moment où l'alcali 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 chaufl^er 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 Réaciions. 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 for métallique précipite le plomb que contiennent les matières fondues. Lorsque l'opération est conduite avec les 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 trè^-grande, à une température relativement peu élevée.

Les rendements obtenus sont peu différents 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 400 de plomb.

Le rendement en argent des culots obtenus est à peu près le même avec le flux complexe ou bien avec la soude, 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 oii 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 25 à 100 grammes, suivant la teneur présumée des minerais. On

T. ÏV. 53

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 Fopération est de faire acquérir rapidement aux scories une fluidité suffisante à la température 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 tare : 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'aigle 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 fondu 15

Spath fluor IS

Nitre 3

iOO

La principale différence 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 chauffé 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 en argent, à peu près exacte lorsqu'on la rapporte au minerai, et trop élevée lorsqu'on la rapporte au plomb.

Ainsi, par exemple, on Boumet à l'essai un minerai très-pauvre, contenant de la galène disséminée dans une gangue terreuse : la galène elle«-mème donne, à l'essai, du plomb à la teneur de SOO grammes d'argent : l'essai du minerai produisant un culot de plomb pesant <i*\iO environ, le plomb laisse par coupellation un bouton d'argent pesant 0'%030.

Le poids du bouton peut servir à calculer la richesse du mi-* nerai 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.

Lavageàfauget.-^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 ateliers 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 de division qu'on cherche \ 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.

< Dans quelques filons de galëne les gangues sont argentifères ; il est presque toujours prudent de soumettre à l'essai pour argent les morceaux ainsi séparés par triage.

On emploie dans les laboratoires des augets de formes trësdiverses et de dimensions très-différentes ; les résultats obtenus dépendent bien plus de l'habileté de l'opérateur que des dimensions de Vinstrument; c'est donc sous toutes réserves que nous donnons les nombres suivants : longueur totale, 0*^60; largeur à la tète, 0",20; largeur au pied, 0*,12; 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.

Déboorbtge. On met 100 grammes de minerai pulvérisé dans une grande capsule remplie d'eau; on agite vivement pendant quelques minutes, afin de mettre tout le minerai en suspension dans l'eau; on laisse en repos pendant deux minutes environ; on fût 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.

Limage. 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 où se trouvent les sables, et on cherche à produire Tentraînement 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 gangue 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 teneur de 40 à SO pour 100.

Les sables eatralnés par l'eau 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 schlichs ; on les fait sécher à 100 degrés et on les pèse. On en fait l'essai 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 sin* la perte d'argent qu'occasionne la préparation mécanique. A cet effet, 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 l'on cherchera à obtenir des schlichs plus ou moins riches.

BimERAis BLENDEux. — Los miuerais 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 h ce sujet.

838 MÉTAUX PROPRiaiENT DITS.

!• Creuset Dans la fusion rapide au creuset de fer du imnerai mélangé ^ ^^* avec le flux, la blende est partiellement décomposée par le carbonate de soude, par le tartre et par les parais 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.

2» Creuset 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 Toxyde 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 négligeable 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.

4* Sonde Dans ce procédé d'essai, la cause de perte que nous venons de

**dc soudeî* signaler n'existe pas ; il ne peut y avoir volatiUsation de zinc métallique 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 Pargent

surtout) que celles qui sont dues, dans les deux autres procédés, à Taotion 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 Je quar triëme procédé d'essai.

On opère sur 20 grammes de minerai amené à Fétat 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 de la blende. On introduit le mélange dans im 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 Fessai jusqu'à ce qu'on 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. H 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 l'action 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

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 l'oxgëne 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, 50 pour 100 de sulfure de plomb et 30 pour 100 de gangues, ne rend pas plus de 35 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 foible que la perte de plomb ; les boutons d'ai^ent que donne la coopellation, 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'argrat au plomb, on arrive à des teneurs qui se rapprochent assez firéquemment 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 :

i*' 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

PLOMB. aii

minerai, et en procédant au lavage comme 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 plombeux 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.

Minerais ptriteux. — Considérons 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 (!', 2°, 4''), 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

M9 MÉTAUX PROPREBIENT DITS.

forte que Fargent; Fessai donne des nombres inexacts pour 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 Foxyde 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 coupellation, For et Fargent avec une exactitude presque suffisante.On calcule assez approximativement la teneur du minerai lui*mème, mais la teneur du plomb est trop élevée.

11 convient donc de faire varier la quantité de nitre dans le flux, non-seulement 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 de la teneur en argent et en or.

Ces observations sont applicables au quatrième procédé d'essai. On ne doit pas compter seulement sur Faction oxydante de Fair, pour transformer les sulfures que contient la scorie dans Fessai d'une galène pyriteuse, fondue au creuset de terre avec de la soude, du carbonate de soude et une lame de fer. II faut ajouter du nitre à Falcali 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 Fopérateur doit la faire varier dans des limites très-étendues, d'après «on 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 par les deux autres modes d'essai. En effet, on arrive assez aisément à régler la quantité de nitre et la conduite du feu, de telle manière qu'une fois les matières en pleine fusion, les sulfures se trouvent en proportion assez faible ; Faction oxydante de Fair 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 réactife la soude, le carbonate de soude et une lame de fer, modifié par l'addition d'une proportion variable de nitre.

MufKKAis pnunsnx très-pauvrks. — Il est à peu près impos^ sible d'essayer directement pour plomb les minerais qui con^ tiennent beaucoup de pyrites et très-peu de galène ; on n'obtient que des nombres beaucoup trop faibles pour lo rendement en plomb et pour la teneur en or et en argent. Il faut opérer comme pour les blendes contenant très-peu de galène.

Oa fait l'essai spécial pour or et pour argent ; on prépare par lavage à l'auget du scÛioh contenant de 28 à 30 pour 100 de plomb ; on fait l'essai du scblich, 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 amtimoniales. — 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 lea moins défavorables est le suivant :

On mélange intimement la galène, réduite en poudre très-fine, avec 4 parties de carbonate de soude; on l'introduit dans un creuset, assez grand pour être rempli tout au plus à la moitié de 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 ; ou pèse le culot de plomb lorsque les scories ne renferment pas de grenailles. On répète Fessai 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 offire plus de difficultés que dans les essais des minerais qui ne renferment pas d'antimoine, B 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 toigours de l'an-

timoine ; la scorie ne retient qu'une quantité extrêmement faible de plomb ; elle renferme une portion très-notable de Tantimoine 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 combinaisons des sulfures d'antimoine et de sodium, d'oxyde d'antimoine ou d'acide antimonique et de soude. La majeure partie da sulfure de plomb est décomposée; 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 iOO 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 où 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 le rendement en plomb du minerai. On ne doit se servir de nitre que dans des cas particuliers, par exemple lorsqu'on ne tient à déterminer 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 cuiot de plomb antimonial ; il y a perte notable de 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 do l'antimoniure de fer qui passe dans le culot; le plomb obtenu renferme du fer et de l'antimoine. Il 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. Il faut, pour le même motif, éviter l'emploi des creusets de fer.

SULFATE DE PLOMB. — MIHERAU «RILLÊS. — AHTDIOHIATBS.

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 arséniâtes, des antimonîates , des chlorophosphates , etc., peuvent être faits par les deux premiers procédés que nous avons décrits pour les galènes riches 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 :

Tarlre 40

Carbonate de soude 40

Borax 20

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 l'opération, 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. Il 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, préalablement porté au rouge, et chauffé 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 addition de 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 57 pour 100 de plomb au creuset de fer et 56 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 :

1"" On cherche à obtenir par un seal 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 100 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 sulfate 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 2K 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 entraine à peu près tout l'argent. Dès que la fusion est devenue de nouveau tranquille, on coule dans la lingotière.

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

MmEBAis 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 peu 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 an flux,

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

La détermination suffisamment approximative du plomb et de Targent 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 charbon, et faire ensuite un essai spécial pour argent.

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

D'un minerai grillé contenant SO 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 charbon aa flux; en ajoutant du charbon, et en opérant au creuset de terre, on peut obtenir jusqu'à 45 pour 100.

Mattes gruxées. — 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'oeuvre.

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

Antimoniate de plomb. — Les essais des minerais qui contiennent de 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 do l'oxyde de plomb et de l'acide antimonique.

Phosphates et arséniatbs. — 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 pas sensiblement la perte de plomb, lorsqu'on emploie la proportion de flux que nous venons d'indiquer. La perte serait au contraire notable , l'oxyde de plomb, combiné avec les acides arsénique et phosphorique, ne serait pas entièrement réduit, si on employait une proportion moins forte du flux.