FRIEDERICHS-HUTTE

Frîederichs-Hutte, la plus grande des usines traitant le minerai de plomb argentifère, qui faisait autrefois la célébrité métallurgique du cercle de Beuthen, appartient à TÉtat prussien et est dirigée par des ingénieurs de L'administration royale. Elle est alimentée par le minerai provenant d'un vaste champ réservé par Frédéric le Grand ; elle traite, en outre, les minerais vendus par divers propriétaires. L'époque précise où commença l'exploitation du plomb et de l'argent dans ce district n'est indiquée par aucun des auteurs dont nous avons parcouru les travaux. M. Hugo Solger seul croit avoir lieu de supposer que vers 1230 cette industrie était florissante, parce qu'on établit alors un presbytère à Beuthen et parce qu'on entoura la ville avec des murs; ce qu'on n'eût pas fait pour un pays pauvre, sans commerce et sans produits. Le conflit qui précéda la mort du curé Scarlen, en 1363, indique bien que déjà l'extraction de ces métaux était active.

MINES DE SILËSIE 123

La souveraineté du pays appartenait alors aux ducs de Teschen, (1) qui réchangèrent en 1470 contre le duché de Kosel avec le roi Mathias de Hongrie. Ce souverain, moyennant un prêt de huit mille ducats donnait en 1477 le pays de Beutzcn à un nommé Hans Ziérotin, qui céda son gage en 1498 au duc Johann de Oppeln. A la mort de ce dernier, le duché dévint, en 1532, la possession du margrave Georges de Brandenbourg en Onolzbach, qui le cédait à son fils Georges-Frédéric en 1543. La famille de Brandenbourg protégea efficacement les mines et les mineurs. Depuis 1526, toute Tindustrie du plomb, en Silésie, s'était reportée près de Tarnowitz, où elle prospérait malgré une foule de difficultés provenant de Taffluence des eaux. C'est vers le commencement du XVI"* siècle (2) qu'a été exécutée Tentreprise la plus importante pour les mines de plomb ; l'ouverture du puits Jacob, près Sowitz et jusqu'au dessous de la ville de Tarnowitz, construite par les mineurs. En l'espace de quarante ans, on a dépensé pour ce puits 200,000 thalers (monnaie actuelle) ; somme énorme pour l'époque , et qui dénote nonseulement les grandes difficultés de l'entreprise, mais aussi la riche nature du champ de mine , dont le dessèchement a été poursuivi avec une telle persévérance.

A cette époque, on a récolté, dans certaines années, jusqu'à 20,000 quintaux de minerais de plomb.

L'exploitation avait eu lieu, principalement, près de Bobrownik et Rudy Piekar, près de Repten et au Silberberg, etc.

L'étendue des travaux pouvait s'étendre à environ un million de lachlers carrés : en considérant seulement le quart comme réellement exploité et abattu, et en admettant un rendement moyen, par lachter carré, de 10 quintaux de minerai et de 1 loth argent par quintal de minerais de plomb, on arriverait au résultat suivant :

(1) Steinbeck, Geschichte des schlesischen Bei^gbaues^ 2«« partie, page 138.

(2) Journal des Mines, Usines et Salines de TËtat prussien. (Année 1853.) Der Strebebau aufder Friederichs Bleicz-Grube bd TamawUz.

t2l GRANDES USINES

environ 11/2 million de quintaux de plomb ou lilharges, plus 150,000 marks, au moins, d'argent (1).

Il est même probable que cette production a été supérieure.

Une grande impulsion, pour la prospérité des mines, a été donnée par le prince-électeur, Georges de Brandenbourg, et par son fils qui lui a succédé, Georges-Frédéric ; ce dernier a visité deux fois, personnellement, Tarnowitz (en 1550 et 1561). Ces deux souverçiins promulguaient des ordonnances de mines très-sages, prenaient euxmêmes un intérêt dans la construction de bien des puits et galeries, aidaient les associés au moyen d'avances et de suppressions d'impôts, envoyaient de la Franconie (Onolzbach, Goldkronach etc.) des employés et ouvriers, et donnaient aux mines et aux fonderies tous les bois gratis.

En 1544, treize usines étaient en pleine activité; en 1656, la peste enlevait un grand nombre d'ouvriers; mais en 1559, une vente très-importante de litharge relevait la prospérité du pays. En 1561, on avait récolté 13,300 quintaux de plomb ou litharge et 4,340 marcs et 3 loth d'argent. A Georges-Frédéric succéda Joachim-Frédéric de Brandenbourg, qui céda Beuthen à son fils Johann-Georges. Ce margrave continua les traditions de sa famiWe et vint visiter Tarnowitz en 1608 ; en 1618 fut jugé le grand procès qui enleva le district de Beuthen à la famille de Brandenbourg.

Par jugement du 17 mai de cette année Johann-Georges fut condamné à la perte de ses droits de souveraineté en Silésie ; par contre, on lui restituait les 8,000 ducats formant le gage de Hans de Ziérotin, plus les dépenses d'améliorations faites. Par ce jugement, la propriété du duché revenait à la couronne.

Johann-Georges de Brandenbourg, non-seulement ne se soumettait pas à ce jugement, mais défendait ses droits les armes à la main. 11 se joignait au roi de Bohême Friedrich, du Palatinat, élu par le parti protestant.

(1) Journal des Mines. 1 mark =16 loths — 288 grains, ou t loth = 18 grains.

MINES DE SILËSIE 125

Après la défaite, il fut exclu de l'amnistie, et ses propriétés en Silésie ont été confisquées.

Avant même que les armes eussent décidé, l'empereur Ferdinand II avait engagé Beuthen et Oderberg le 26 juin 1618, contre une avance, à Lazarus Henckel, l'ainé des seigneurs de Donnersmarck; par suite, et comme possesseur du gage en 1623, Lazarus Henckel transigea, moyennant 50,000 florins, avec les héritiers du comte Cari de Harrach, à qui l'empereur avait fait cadeau de la propriété réelle.

Après la mort de Lazarus Henckel, en 1624, l'empereur Ferdinand II, par lettres patentes datées de Vienne, 26 mai 1629, a vendu ce gage, avec des privilèges très-importants, au fils de Lazarus Henckel. Le prix consistait, outre les 50,000 florins cidessus, pour l'arrangement avec le comte de Harrach, en 80,000 florins comptant; 367,765 fl. 20 kr. en compensation du capital exigible, et abandon d'arrérages.

Le chef aîné de cette famille, Lazarus Henckel de Donnersmark (M. de Gfell et Wesendorf), avait été conseiller réel et directeur général de toutes les mines du royaume; cet emploi explique comment il fut conduit à l'acquisition du duché. La sonde de mines, qui se trouve dans l'écusson de la famille du comte Henckel, rappeUe l'intelligent aïeul.

Dans l'acte de vente on parle, entre autres choses de : forges, mines et toutes espèces de métaux et minerais ; il est dit, en outre, que vu le dépérissement des mines et les dépenses qu'il faudrait faire pendant bien des années pour les relever, il serait exempt pour lui et ses trois fils Elias, Gabriel et George Friedrich, leur vie durant, de toutes dîmes et contributions.

En 1671^ après la mort des quatre personnes exemptes d'impôts, cette exemption a été encore accordée, le 10 juillet 1677, par l'empereur Léopold P' , aux deux fils du comte George Friedrich portant les noms de Léo Ferdinand et Cari Maximilian, leur vie durant.

A la mort du premier, son fils et son frère ainsi que les fils de ce dernier ont demandé une nouvelle prolongation de ce privilège,

mais en vain ; et déjà en 1729, le JSsc royal avait reçu ordre d'intenter un procès au comte Henckel, au sujet du refus de payement de la dime.

Ce procès a duré jusqu'en 1750, ou d'après jugement du 14 juillet ont été réglés les rapports avec le fisc. Depuis, la seigneurie Beuthen est restée dans la famille du ieomte Henckel de Donnersmarck, qui l'avait fait élever, le 14 novembre 1697, au rang de seigneurie libre, aux honneurs, privilèges et droits des autres seigneuries silésiennes.

En 1624, le nouveau propriétaire avait pris des mesures pour relever les mines, mais en 1628 une persécution contre les protestants, très-nombreux et très-industrieux, vint ruiner presque entièrement les exploitations; à partir de 1630 on retrouve à peine quelques indices de travaux métallurgiques, et encore ce sont des plaintes et des réclamations. Les exploiteurs se plaignent de l'insufGsance des moyens nécessaires pour donner quelque impulsion à leurs travaux, ils demandent de plus la liberté de la vente de l'argent.

La fin du dix-septième siècle et le commencement du dix-huitième ont été si peu favorables aux usines de Tarnowitz, qu'en 1746 il ne restait plus guère que douze personnes au travail. Il était réservé aux descendants des princes de Brandenbourg de rappeler ces mines à la vie. Sous le règne de Frédéric le Grand, l'exploitation a été reprise, et le 16 juillet 1784 (1) le premier minerai a été extrait par le puits Rudolphine (un monument en rappelle Iç souvenir).

La continuation de ce puits amena la découverte de filons assez riches ; mais on avait beaucoup à lutter contre les affluences d'eaux, tous les moyens pour les vaincre étaient alors insuffisants; ce n'est qu'avec le secours des machines à vapeur qu'on est parvenu à assécher les champs de minerai ; ce qui a permis de disposer la galerie Gotthelf et d'arriver en 1 806 à un système étendu de galeries profondes pour recevoir tous les écoulements d'eau (500 à 700 pieds

(1) Journal des Mines.

cubes par minute) sur un point donné, d'où une seule machine les conduisait à la galerie Gotthelt (22 pieds de hauteur). La première machine importée d'Angleterre a fonctionné en 1788; quelques années plus tard, l'usine de Gleiwitz, nouvellement installée, a fabriqué des machines analogues d'une plus grande dimension.

Sous le nom de Friederichs-Grube (mine de Frédéric), on comprend toute l'étendue de l'exploitation de minerais de plomb autour de Tarnowitz faite pour le compte de l'État : au nord de la ville jusqu'à la vallée de la Stola, près Sowitz, au sud jusqu'au Trockenberg, Silberberg et Saugarten.

Ce champ a une longueur de 3/4 mille et une largeur de 300 à 700 lachters.

Il a été divisé en quatre parties du nord au sud.

La partie du puits, ainsi nommée d'après le puits Gotthelf qui s'y trouve.

La partie de la ville, à l'ouest et au sud, à proximité de la ville.

La partie de Bobrownik, au sud de la partie précédente et se dirigeant vers le sud.

La partie Trockenberge.

L'Etat, pour l'exploitation du minerai de plomb, s'est cependant réservé un c^amp bien plus vaste, dont les limites, d'après le décret royal du 20 octobre 1837, sont ainsi disposées :

De Piasetzna, situé dans la vallée de la Stola jusqu'à Naklo, en passant parLassowitz;de là par Orzech, Koslowagura jusqu'au moalin près de Josephsdorf ; plus loin jusqu'à la Brinice (formant la frontière du pays) en descendant jusqu'à Kamin ; de là, dans une ligne droite, par Beuthen jusqu'à Schomberg, puis également dans une ligne droite jnsqu'à la ferme Bobrek et jusqu'au milieu du village Biskupitz; à partir de là, dans une ligne droite, jusqu'au milieu de Ptakowitz et une ligne droite passant parRybna et revenant au point de départ (1).

(1) Journal des Mines.

Dans ce champ aucune permission pour la recherche des minerais du plomb n'est donnée, et dans le cas où les syndicats pour Texploitation de la calamine ou du fer récolteraient des minerais de plomb, ils doivent les restituer à la mine Frédéric contre indemnité des frais d'extraction.

En dehors du champ propre de la mine Frédéric, on n'a pas fait jusqu'à présent, pour le compte de l'État, de grandes recherches ; à l'exception des gisements riches qu'on a rencontrés à Miechowitz, ces essais n'ont pas produit de grands résultats. Par contre, les travaux entrepris pour la calamine ont rencontré bien des gisements de plomb très-riches.

La surface extérieure du champ de mine a l'aspect d'un terrain légèrement ondulé. Les plus grandes élévations sont situées au sud et sont appelées le Trockenè^r^ et le Silberè^r^.

De cette première montagne un plateau se dirige vers le nord-est et le nord vers Nacklo et Lassowitz; tandis que du Silberberg le plateau se dirige par le Saugarten vers le nord-ouest; de Neu- Repten jusqu'à la colonie Bergfreiheit également vers le nord en finissant à la vallée Stola. Entre ces deux plateaux ci-dessus est située à pente très-douce la vallée Plocza; à 1^ droite du fond de la vallée se trouvent les villages Bobrownik et Rudypiekar ; à la gauche, à 1/4 de mille plus bas, la ville de Tarnowitz.

Sur le côté ouest du plateau de l'ouest on trouve deux vallées, celle de Alt-Repten et celle de Alt-Tarnowitz. Les deux se réunissent bientôt.

La vallée principale de la Drama, qui coule dans la direction du sud-ouest par Broslawtiz, Kamienitz, etc., etc., vers Peiskretscham où elle se jette dans le Klodnitz.

A proximité de la jonction de ces vallées au-dessus de Broslawitz est situé le puits Frédéric,qui reçoit toutes les eaux du champ entier de la mine Frédéric.

Ce puits est à 5 lachters 22 pouces plus bas que le puits Golihelf (établi dans la vallée de la Stola), et à 7 lachters 59 pouces plus bas que le puits Jacob, établi au seizième siècle près de Sowitz. Le

MINES DE 8ILÉSIE 129

sol du puits Frédéric est à 857 pieds de Paris au-dessus du niveau de la mer.

La roche du sol, à la mine Frédéric, est un calcaire généralement très-compacte, d'une couleur bleu azur, appelé par les mineurs Roche du sol bleue (1).

Ce calcaire forme des couches généralement très-minces ; dans quelques amas plus forts il est formé de grains cristallisés, mais il est le plus souvent semblable à l'ardoise; ces deux formations se croisent alternativement dans des couches généralement ondulées.

Les pétrifications qu'on rencontre quelquefois dans cette roche ont permis de fixer, sans aucun doute, l'âge de la formation, et de l'attribuer au calcaire coquillier.

À la partie est du Trockenberg et à la limite supérieure de Rudypiekar, la roche du sol apparaît tout à fait au jour, et d'une manière plus étendue sur les hauteurs entre ce dernier village (Rudypiekar) et Naklo, ainsi que dans la vallée de la Stola^ entre Lassowitz et Sowitz. Cette roche du soi s'abaisse de là en formant de légères ondulations vers l'ouest ; l'abaissement est très-doux dans la partie nord du champ ; par contre, très-escarpé dans la partie sud. Par moments, on rencontre des escarpements d'une hauteur de 1 à 2 et même 3 lachters.

Tandis que cette roche du sol a été atteinte à Sowitz à une profondeur de 10 lachters (dans la ville de Tarnowitz ainsi qu'à Bobrownik elle est à 12-15 lachters), on ne l'a rencontrée dans les puits situés à l'ouest qu'à une profondeur de 27 à 28 lachters.

Dans la partie sud du champ de mine, cette profondeur est même de 33 lachters environ, à cause des accidents du terrain à la surface.

Au pied du Silberberg, au sud, la roche du sol est au jour, et si on se dirige vers l'ouest on rencontre, à une faible profondeur^ la

(1) Garnall, Journal des Mines.

169* Uté

Paris. Typ. B. Pion et O:

roche bleue du sol dans les mines de calamine Bescheertfreude, Verona, etc., etc., situées à proximité.

Souvent la roche du sol est recouverte de sable et d'argile, quelquefois de ces deux matières mélangées, et quelquefois aussi séparées en couches d'une formation très-irrégulière, parmi lesquelles on rencontre le sable mouvant (Kursawka), si redouté à cause de son état d'instabilité.

La dolomite apparaît au jour à ^ouest de la ville, et à Test, la roche du sol ; la surface des deux roches forme ici une sorte d'amas uni, rempli d'argile et de sable, et au-dessus duquel, à peu près au milieu, se dirige la vallée de Ploczka.

À la sortie sud de cette vallée la puissance de cette couverture diminue successivement, et, des deux côtés de la vallée comme également au sud, la dolomite apparaît librement.

Du côté est du Trockenberg et au pied sud du Silberberg on ne rencontre pas cette couverture , ou du moins on ne la rencontre que dans une proportion très-faible. A cette place, la dolomite devient bientôt d'une grande puissance. La puissance augmente encore entre les puits Rabe et Puchs, où elle atteint 30 lachters.

La dolomite se ^distingue du calcaire par ses couches d'un grain fin, par sa cassure luisante, par une dureté et une pesanteur plus grandes. La pierre fraîchement extraite qui n'a pas encore subi les influences atmosphériques, est d'une couleur cendrée un peu azurée (1).

La couleur grise est souvent changée, surtout dans les crevasses, en jaune ou en jaune brun ; ces couleurs traversent quelquefois toute la roche, ce qui indique la présence de l'oxyde de fer. La teinte peut se modifier jusqu'au brun noir; souvent l'extérieur de la dolomite paraît dissous , tandis que l'intérieur est compacte et inaltéré. Souvent aussi elle n'a aucune cohésion , et se laisse broyer sôus les doigts.

C'est la dolomite placée sur la roche bleue du sol qui renferme le

(1) Garnall, Journal des Mines,

minerai de plomb. La galène de Friederiehsgrube , contenant de 3/4 à 1 loth argent par quintal, se trouve souvent dans les cavités de la dolomite ; dans d'autres endroits, le minerai forme un gisement compacte d'une puissance de 1/2 à 12 pouces, et même davantage.

En général, l'épaisseur du minerai mesure de 10 à 20 pouces, quelquefois un lachter.

Le minerai de plomb partage la dolomite en deux divisions. La partie située au*dessous du minerai est appelée par les mineurs Roche brune du sol, et Ja dolomite qui se trouve au-dessus est appelée Roche du toit.

La puissance de la dolomite du sol est généralement faible, 20 à 40 pouces, répartis en un, deux et jusqu'à quatre bancs, rarement plus.

La roche du sol se distingue généralement de la roche du toit par sa couleur plus foncée, par la quantité des cavités, par les couches de gros grains, souvent aussi par sa faible cohésion et ses nom^ breuses crevasses. La roche qui recouvre immédiatement le minerai est généralement encore de la même nature que la dolomite* du sol, surtout quand elle renferme encore des galènes.

On distingue le minerai compacte du minerai tendre. Ce dernier consiste en ocre de fer, dont la puissance est généralement de 10 à 30 pouces ; à quelques endroits, cette puissance va même jusqu'à 1 lachter. Cet ocre, très-facile à broyer, renferme la galène sous toutes les formes : tantôt elle offre un aspect troué et rouge, tantôt elle se montre en planchettes d'une surface rude et comme fondue, en cristallisations très-serrées, en petites coques très-minces, en cristaux arrondis, en grains ronds et à coins, enfin en schlick des plus fins.

Les couches de minerais tendres ou compactes suivent la même direction, et forment ensemble un seul et même filon.

Souvent ces couches se réunissent : au milieu des minerais compactes on rencontre des minerais tendres , et vice versa. Dans les grandes étendues de filon on peut admettre comme règle que la

couche tendre n'est pas recouverte, ou du moins l'est très-faiblement par la dolomite. Il s'ensuit que la couche tendre occupe de préférence les champs plus élevés, tandis que la couche compacte se présente plutôt vers le fond, où la dolomite augmente d'épaisseur.

Comme les gisements de minerais s'éloignent très-peu de la surface .de la roche bleue du sol, leur position respective est à peu près la même que celle de cette dernière ; par conséquent, un abaissement principal vers l'ouest et un détournement vers l'ouest et le nord-ouest.

Les dépôts de minerais différent beaucoup quant à leur importance et quant à leur étendue ; la galène se trouve souvent en petits gites séparés, et peut cependant former des filons assez étendus pour traverser plusieurs divisions.

Les filons principaux sont coupés par des parties stériles , où le filon cesse complètement. Certains champs ne renferment que de petits dépôts, qui ne communiquent entre eux qu'au moyen de faibles traces de minerai.

Les quantités varient extrêmement; ainsi, dans certaines parties du* champ d'exploitation, comme par exemple au puits Kolpin, le lachter carré a rendu plus de 1 00 quintaux de minerai et de^ schlick.

Le rendement le plus élevé qu'on ait obtenu dsins les couches compactes de minerai les plus riches, a été au maximum de 50 à 60 quintaux par lachter carré.

Parmi les dépôts de minerais qui pourraient encore être extraits, il se rencontrerait peu de parties dont le rendement déoasserait 20 à 25 quintaux.

Jusqu'à présent, en moyenne, le lachter carré abattu a produit :

8, 7 quintaux de minerais à trier et de lavage ; 3, 5 » de schlick et de minerais de bassin.

Ensemble 12, 2 quintaux de minerais à fondre.

MINES DE SILËSIE 133

Chacune des quatre divisions avait anciennement son lavage de minerais. Dans la division dite Puits il y avait, en outre, des lavages pour les minerais argileux ; six bocards avec des tables à secousses, plus un lavage sans bocards par les tables à secousse (stossheerd). Ces dispositions avaient été prises pour profiter des chutes d'eaux sur une longueur de 600 lachters, mais elles entraînaient une grande dépense pour les transports des matières pesantes. À cette époque, il fallait constamment élever par deux puits les eaux . nécessaires pour le lavage.

Ce travail exigeait au moins le tiers de la force de la grande machine à vapeur (de 30 pouces), et les frais de cette méthode s'élevaient de 5 à 6^000 thalers par an, malgré la modicité du prix de transport et du charbon.

D'un autre côté, toute la force réunie des sept roues hydrauliques ne s'élevait qu'à trois chevaux de force, et cela pendant huit heures par jour seulement.

Les mêmes circonstances se présentaient dans les autres divisions; quelquefois une machine spéciale fonctionnait pour aUmenter les lavages d'eaux.

À cette époque, on ne pouvait guère songer à remédier à ces inconvénients, parce que les puits d'extraction se trouvaient disséminés ; et il aurait été difficile de réunir sur un seul point la totalité des minerais menus ; car le lavage plus soigné qu'on aurait obtenu se serait trouvé compensé par l'augmentation des frais de transport.

Une fois que les travaux de mine dans la division dite « Puits » ont été achevés et que l'exploitation principale fut réunie, le moment était venu de concentrer les lavages sur le même point.

Des appareils mus par machines à vapeur ont été montés, et toutes les dispositions prises pour faciliter le travail des lavages. Actuellement, une machine de huit chevaux-vapeur lève les eaux, partie de la mine et partie d'un étang , pour les déverser dans un réservoir placé plus haut, et produit ainsi une chute d'eau pour deux roues d'un diamètre de 1 6 et 1 1 pieds^ dont la force réunie

est à peu près de quatre chevaux. Une de ces roues met en mouvement, dans la grande laverie, le tambour séparateur, les tables à secousses, le laminoir à écraser les minerais^ ainsi que les cribles à dépôt; la roue plus petite (force d'un cheval) sert pour les tables à secousse de la seconde laverie.

Tout le minerai qui est traité à Friederichs-Hutte est examiné, et la richesse en est évaluée avant les opérations de réduction.

L'évaluation de la valeur des minerais de plomb provenant directement de la mine Frédéric, ainsi que l'évaluation du minerai extrait dans les réserves de TËtat par des exploitations faites en vue de la calamine ou du fer, est accomplie à l'entrée du minerai dans l'usine.

On évalue de la même manière les minerais de plomb dont l'achat est proposé à l'établissement, qui est autorisé à ce genre de transactions.

Chaque minerai, d'après sa qualité et provenance, est mis à part, le poids en est vérifié et le degré d'humidité constaté.

Pour obtenir une moyenne de rendement on prend, lors de la livraison, une partie du minerai, qu'on fait passer sous un laminoir qui le réduit en poudre. Avec cette poudre on fait trois paquets d'une demi-livre chaque. Le premier sert aux essais; le deuxième, cacheté, portant le nom de la mine, le poids de la livraison totale, la qualité du minerai et la date de la livraison, est destiné à l'administration de la mine Frédéric; enfin le troisième paquet, également cacheté et étiqueté, est réservé aux essais de contrôle qui pourraient avoir lieu.

Les essais pour le rendement en plomb ont lieu dans des creusets en fer forgé. Les minerais de plomb riche de la haute Silésie étant exempts de tout métal sulfureux , peuvent être examinés dans les creusets en fer forgé, qui donnent le rendement en plomb bien plus exactement que les autres systèmes. Les essais faits par la voie humide ne présentent pas de différences sensibles. La teneur en argent s'obtient par la coupellation. Chaque essai est inscrit dans un livre spécial avec indication des moyennes.

On emploie^ pour les essais, le procédé suivant :

La poudre d'essai est séchée et convenablement broyée. 50 grammes sont mélangés avec environ 5 0/0 de fondant noir fraîchement préparé. On obtient ce fondant par la détonation de 1 partie de salpêtre et 3 parties de tartre rouge ; pour des minerais pauvres comme les schlick on ajoute un peu de borax , tout au plus 5 0/0.

Le creuset est rempli de la façon suivante : On place d'abord une couche de fondant noir; au-dessus, un mélange de minerai et de fondant, puis une couche de fondant, et, comme couverture, une petite quantité de borax. De cette manière, le creuset est Rempli aux 2/3, de sorte qu'il reste un espace suffisant pour le gonflement pendant l'action du feu.

Chaque essai de plomb exige 20 à 25 grammes de fondant noir et 3 à 10 grammes de borax. En moyenne, un creuset sert pour 30 essais.

Deux creusets^ exactement uniformes pour la composition, sont bouchés et renfermés dans un foyer ardent pendant 17 à 20 minutes. — Au bout de ce temps on les retire : la scorie, très-fusible d'abord, puis le culot de plomb sont versés sur la tôle d'essai.

Les culots de plomb, convenablement nettoyés, reçoivent avec le marteau une forme convenable pour la coupellation. — Le poids en est constaté. La coupellation des culots de plomb a lieu à la manière ordinaire , et le poids de l'argent est également constaté dans le livre d'essai.

Depuis 1862, on a remplacé, à Friederichs-Hutte^ la fonte dans les fours à cuve par le procédé dit «par grillage et réaction, » qui s'exécute dans des fours à réverbère. Les minerais de plomb de la mine Frédéric sont généralement très-purs : ils renferment une quantité assez notable d'oxyde de plomb, qualité très-favorable pour le traitement dans les fours à réverbère.

Le procédé de fusion des minerais de plomb dans les fours à réverbère, repose sur les bases suivantes :

Les sulfures de plomb doivent s'oxyder avec le contact de i'oxy-

gène de Tair, sous Tinfluence d'une température peu élevée , et former des oxydes de plomb, des acides sulfureux et des sulfates de plomb.

L'oxyde de plomb , les sulfates de plomb et les sulfures de plomb, mélangés dans de certaines conditions, doivent se décomposer réciproquement à une forte température.

PbS+ 2PbO =3PbH-S0iet PbS+ PbOS03 = 2Pb-4-2S02

D'après cette formule chimique, le procédé de la réduction dans les fours à réverbère se divise en deux opérations.

La première consiste dans la production des oxydes de plomb, période du grillage ; la seconde, dans la réaction de ces oxydes sur les sulfures de plomb, période de la fonte.

Plus la proportion entre l'oxyde de plomb et les sulfates de plomb est favorable, mieux réussit le procédé de fusion.

Les minerais traités dans les fours ne doivent pas dépasser une certaine grosseur de grains; la forme de schlick est la plus convenable.

Le grillage ou l'oxydation commence à la surface et pénètre ensuite dans l'intérieur du fragment; les grains trop gros pourraient donc encore contenir du sulfure de plomb, et il serait difficile de constater le moment précis où la période du grillage est achevée.

Pour éviter cet inconvénient, on fait passer d'abord le minerai dans un laminoir, mû par une machine de 4 à 6 chevaux-vapeur (les cylindres d'une dimension de 25 pouces). Un simple appareil de triage, avec des ouvertures de 5 millimètres , sépare le minerai en diverses grosseurs ; celui qui est incomplètement broyé passe de nouveau dans le laminoir.

Six fours à réverbère sont en activité à la mine Frédéric (1).

(1) Teichmann , Die Friedrichs-Hûtte bei TamowUz in Ober-Schlesien , dans le Journal des Mines.

MINES DE.8ILÉSIB 137

La coulisse du four servant à régulariser le tirage du four, et la coulisse du sommet de la voûte servant de fermeture dans la charge des minerais, consistent en briques plates, très-réfractaires et fortement cuites, garnies d'un châssis en fer forgé et très-mobile.

Au-dessus du four à réverbère se trouve un entonnoir pour y jeter la charge des minerais ; cet entonnoir est garni d'une soupape très-facile à mouvoir.

Les wagons contenant la charge sont montés, au moyen d'un système ingénieux, jusqu'au niveau principal du carreau de la fonderie, et dirigés sur des rails jusqu'au-dessus des fours.

Entre la coulisse du four et la cheminée, d'une hauteur de 1 50 pieds, qui sert d'aspirateur, est placé un système de canaux d'une longueur de 1 ,300 pieds, par où doivent passer les gaz dégagés pendant le grillage et la réduction des minerais.

Ces canaux, d'une hauteur de 8 pieds et d'une largeur de 5 1/2 pieds, recueillent toutes les parties fines du métal et une grande quantité de métal oxydé, la poussière et la fumée; on diminue ainsi sensiblement les pertes de métal.

Les vapeurs de plomb et l'acide sulfurique , produit en très-grande quantité, doivent encore parcourir dans la cheminée une longueur de 150 pieds avant d'en sortir. La presque totalité se dépose dans le trajet, et l'influence qu'exerçaient ces gaz sur la végétation environnante est en partie neutralisée.

Les fours à réverbère réussissent très-bien et fonctionnent déjà depuis 1862 sans aucune interruption; leur réparation est insignifiante.

La charge comprend de cinq à six différentes sortes de minerai, de différentes qualités et de différentes densités; car on doit faire varier les mélanges suivant la composition des matières.

Les minerais à traiter doivent également être triés d'après leur teneur en argent, pour obtenir, à peu près, toujours la même moyenne' de rendement ; car toute la production de plomb est privée de son argent avant d'être livrée au commerce.

La moyenne des minerais traités a été :

Plomb. Argent.

En 1863 69,81 0/0 0,07640 0/0

En 1862, lors de l'introduction des fours à réverbère à Friederichs- Hutte, la charge se composait de vingt quintaux. Cette charge a pu être élevée successivement de 5 en 5 quintaux, par suite d'une plus grande habileté des ouvriers formés à la fonderie même. Depuis le dernier semestre de 1 865, on est arrivé à 40 quintaux.

Le four est conduit par deux ouvriers, un fondeur et un aide ; quatre hommes sont chargés de ce travail et le reprennent de 12 en 12 heures.

Le travail se fait à la tâche.

Aussitôt que le four est chaufTé, dans toutes ses parties, à rouge, on introduit la charge de minerai par l'entonnoir, en fermant le four hermétiquement. Cette charge atteint une hauteur de 3 à 4 pouces, sa surface est aplanie.

Avec des escarbilles, on entretient un feu doux, et on a soin de maintenir la chaleur du four au rouge foncé, tant que dure l'opération du grillage, pour empêcher la fusion du minerai.

Cette température est plus élevée que celle qui est nécessaire pour la fusion du plomb, et moins haute que celle où les galènes commencent à se ramollir; la chaleur peut être évaluée à 500 ou 600 degrés centigrades.

On emploie des escarbilles, non-seulement à cause de leur bon marché, mais surtout parce que les gaz carboniques qu'ils forment sont entièrement oxydés avant d'arriver dans l'intérieur du four ; par conséquent, ils ont perdu leur propriété de rendre fusible le plomb, ce qui ne contrarie pas le but qu'on veut atteindre par le grillage.

Après que la crépitation des galènes de plomb, au commencement assez active, a cessé, la matière atteint successivement une

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plus haute température, qui augmente au bout de trois quarts d'heure à une heure (temps pendant lequel la masse est retournée pour que le grillage se fasse d'une manière très-active).

On ouvre la coulisse juste ce qu'il faut pour laisser échapper l'acide sulfurique devenu libre. Ce faible courant d'air permet à l'oxygène de l'air de pénétrer de nouveau dans le four.

Au moyen d'échantillons qu'on prend très-souvent, surtout à la surface, on arrive à constater les progrès de l'oxydation et à fixer le moment où la masse doit être retournée. Ce travail se fait toutes les 20 à 25 minutes, et est répété plus ou moins souvent, suivant la qualité des minerais; mais généralemont on retourne huit à neuf fois.

La période du grillage exige environ trois à quatre heures; pendant ce temps, la température n'est pas assez élevée pour ramollir le plomb, de sorte qu'il ne peut pas y avoir de perte de métal, même sous forme de vapeur.

Vers la fin de l'opération du grillage, le foyer est soigneusement nettoyé, et l'intensité delà chaleur successivement augmentée.

Avec une chaleur plus élevée, la masse, composée maintenant d'oxyde de plomb et de sulfate de plomb, se ramollit très-vite, et la décomposition suivant la formule indiquée a lieu; le plomb métallique se sépare, devient fusible, et tombe par suite de la pente du four dans un réservoir, tandis que la masse ramollie est fortement remuée avec un grattoir ou retournée avec une pelle. En même temps se forme à la surface du plomb des couches plus ou moins fortes d'oxydes et de sous-sulfure de plomb (Pb^S), qui s'écoulent aux parois du four, et qui sont aspergées de temps en temps avec une pelletée de chaux cuite très-légèrement mouillée.

Le four est alors entièrement rempli de vapeur de plomb, qui avec les autres gaz, s'échappent par les canaux, où elles se déposent sous forme d'une poudre blanche très-fine.

On doit éviter une fusion brusque de la masse entière, parce qu'on dérangerait le travail régulier, et qu'on aurait une grande perte de métal.

Par cette raison, Tentretien du feu et la régularisation du tirage exigent la plus grande attention de la part de l'ouvrier.

On évite une trop rapide fusion par l'introduction de quelques pelletées de chaux cuite.

Aussitôt que la période de réaction a commencé, on active plusieurs fois le feu, mais régulièrement ; et dans l'espace de une heure à une heure et demie le réservoir est rempli de plomb, d'où on le retire pour le mouler dans des formes. Les oxydes de plomb qui se sont écoulés sont rejetés dans le four.

Comme on ouvre fréquemment le four pendant la période de la fusion, l'air y arrive en grande quantité et accélère l'oxydation de plus en plus; successivement la température baisse et la fusion diminue d'intensité.

Aussitôt que le refroidissement a atteint un certain degré, il faut fermer les ouvertures du four et pousser le chauffage. Le four est alors rempli pendant un temps assez long de gaz produits par la combustion du charbon et qui favorisent la réduction. Leur influence est bientôt sensible ; le plomb métallique se sépare en grande quantité et remplit le réservoir. Pendant que la chaleur augmente dans le four il ne faut pas négliger de remuer et de retourner la masse, et d'ajouter de la chaux aussitôt que la fusion se fait sentir par trop rapidement.

On active plusieurs fois la chaleur , et au bout d'une heure et demie à deux heures on retire pour la seconde fois le plomb du réservoir.

Les mêmes opérations se répètent au moins trois fois : naturellement le plomb diminue à chaque opération et la charge devient plus compacte. Pendant la dernière opération on ajoute à la charge les crasses retirées successivement du réservoir, et mélangées de menu charbon ou de poussière.

La période de la fusion dure environ sept heures ; les résidus de la charge (environ quatre à six quintaux) sont versés dans une caisse en fer remplie d'eau.

Ce travail, avec quelques petits soins, se fait aujourd'hui sans dan-

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ger^et a pour résultat de diminuer les vapeur&si nuisibles à la santé des ouvriers.

Le travail fini, on nettoyé et on répare complètement le four.

Quatre fours à cuve ont été conservés pour le traitement de certains minerais , qui ne pourraient passer dans les fours à flammes sans avoir subi une première préparation ; ces fours à cuve servent aussi au traitement de divers résidus.

La totalité du plomb produite par les fours à réverbère , ainsi que la majeure partie produite par les fours à cuve, étaient autrefois traitées par la cristallisation, système Pattinson. Bien que ce procédé ait été abandonné depuis un an et demi, il a été tellement célèbre que nous croyons bien faire de le décrire d'après Teichmann, métallurgiste expérimenté, qui dirige avec tant d'habileté l'usine royale , et a présidé avec beaucoup d'intelligence et de tact aux diverses transformations que Friederichs-Hutte a opérées depuis quelques années.

Ce procédé a été inventé par Hugh Lee Pattinson, dans le Northumberland , en 1833. Le but était de traiter de grandes masses de plomb très-pauvres en argent.

La réussite du procédé dépend d'un degré de température parfaitement conduit^ et il est nécessaire d'opérer sur une quantité de 50 quintaux au moins.

Voici les quatre circonstances qui agissent ensemble dans le Pattinsonnage.

Lors du refroidissement de la masse en fusion, la cristallisation agit avant tout sur les molécules de plomb pur.

Le degré de fusion des alliages plus riches en argent est moins élevé que celui du plomb pur.

Au moment de la formation des cristaux, la chaleur latente devient libre, et se communique à l'alliage restant en fusion.

L'alliage possède une chaleur spécifique moindre que le plomb pur.

La totalité du plomb qui doit être traitée par le procédé de cristallisation se trouve , dès la première opération, partagée en deux

portions, l'une consistant en cristaux de plomb compactes, et l'autre en une masse liquide riche en argent. On sépare les cristaux de la partie restée liquide , soit en retirant les parties solides, soit en transvasant les autres ; mais on ne peut empêcher que les cristaux, par suite de leur adhésion, retiennent une partie des alliages riches en argent.

Chacune de ces parts subissent de nouveau le procédé de cristallisation et la même séparation, et finalement la somme de plomb en traitement est divisée en fractions dont la teneur en argent augmente, et eu fractions dans laquelle le métal précieux diminue.

On obtient par ce procédé non-seulement une dèsai^entation du plomb, mais encore une concentration de l'argent ; cette concentration n'a de limite que les frais de fabrication.

Le travail de cristallisation s'effectuait au moyen d'une batterie composée de quatorze chaudières. Au début (en 1861), la charge était de 240 quintaux, mais par suite d'une plus grande habileté des ouvriers, la charge a pu être portée successivement à 300 quintaux.

Les chaudières de cristallisation étaient primitivement en fonte. Une chaudière contenant 300 quintaux avait un diamètre de 5 pieds 2 pouces, muni d'une rallonge cylindrique de 4 pouces et d'un rebord entrecoupé d'une hauteur de 1 pouce, dans lequel se plaçait la couronne de la chaudière.

Pour suspendre la chaudière quatre oreillons également en fonte étaient ménagés à une distance de 1 pied 2 pouces du fond. La capacité jusqu'au rebord , haut de 1 pouce , peut être évaluée à 43 pieds cubes contenant au moins 302 quintaux de plomb.

Pour éviter des pertes de plomb et d'argent dues au manque de cohésion de la fonte, qui se fendait quelquefois, on employait depuis quelques années , avec grand succès, des chaudières en fer forgé d'une épaisseur de 1 pouce. Par suite de leur cohésion et de leur durée, l'emploi de ces chaudières est plus avantageux , malgré le prix élevé de leur fabrication.

Le poids d'une chaudière en fer forgé contenant 300 quintaux

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était de 16 quintaux et le prix d'achat de 13 thalers par quintal^ tandis qu'une chaudière en fonte de la plus grande capacité pèse en moyenne 24 l/2*quintaux et coûtait par quintal 3 1/12 thalers.

Chaque chaudière possède un foyer avec une porte hermétiquement fermée, ainsi qu'un canal d'aérage qui contourne entièrement la chaudière et qui communique à une cheminée d'une hauteur de 35 pieds.

Le travail des chaudières ne se faisait que sur un côté, le côté opposé étant couvert de plaques en fonte à la hauteur de la couronne de la chaudière , ce qui établit le canal de chauffage sans l'aide d'aucune autre construction.

Les quatorze chaudières employées à la fonderie Frédéric portaient les numéros 1 (chaudière de plomb riche), en suivant jusqu'au numéro 14 (chaudière de plomb pauvre ou de plomb de commerce).

Le plomb obtenu dans les fours à flammes et à puits contient environ 3 à 4 loths argent par quintal, ainsi que plus ou moins d'impuretés, qui consistent principalement en oxyde de plomb, en sulfate de plomb et sous-sulfure de plomb ; mais la quantité des impuretés n'est cependant pas suffisante pour exiger préalablement un raffinage. Ce plomb était fondu dans la chaudière à charge, et la température était à peine poussée jusqu'à la naissance d'une légère coloration à la surface ; par suite, les impuretés se soulevaient à la surface du bain, sous forme de crasses plus ou moins plombifères. On versait de la houille dans la chaudière et les vapeurs aqueuses produites, jointes aux produits de distillation de la houille^ mettaient tout le bain en mouvement, en facilitant le départ des crasses. Ces impuretés, à l'état de matière poudreuse, étaient retirées de la surface du bain de plomb. Pendant cette opération la température baissait un peu, mais elle restait encore suffisante pour que les oxydes pussent se former à la surface du bain. On retirait successivement les croûtes, jusqu'à ce que la surface en étant débarrassée entièrement , l'opération de la cristallisation pût commencer.

L'enlèvement de ces croûtes s'opérait simplement avec une écumoire.

La charge d'une chaudière étant de 300 quintaux, le refroidissement naturel d'une si grande masse en fusion, pour arriver au degré voulu pour la formation des cristaux de plomb pauvres en argent, aurait exigé beaucoup de temps ; on aspergeait donc souvent la surface avec de l'eau^ pour accélérer l'opération.

L'eau était amenée au moyen d'un tube en fer passant au-dessus des chaudières ; un robinet en arrosoir^ qui pouvait s'ouvrir et se fermer avec facilité, était placé au milieu de chaque chaudière. L'arrosement en pluie avait été imaginé pour éviter les explosions qui seraient résultées de la présence d'une trop grande quantité d'eau froide arrivant à la fois. Le refroidissement au moyen de l'eau devait être exécuté avec beaucoup de précaution, et continué jusqu'à ce que les croûtes de plomb fussent de aouveau en fusion, en contact avec le reste du bain.

Lors de la cristallisation du'plomb il était essentiel de veiller ace que les cristaux ne fussent pas agglomérés en trop grande quantité, parce qu'ils renfermerait des parties argentifères qui seraient livrées à la chaudière contenant le plomb pauvre. Par cette raison^ la croûte de plomb qui se formait aux parois de la chaudière, pendant le procédé de cristallisation, devait être grattée avec soin et replongée dans la masse encore chaude, pour obtenir la formation de cristaux séparés.

Successivement on élevait la température jusqu'à la formation d'un grand nombre des cristaux de plomb pauvres en argent, et il fallait avoir soin de maintenir cette chaleur^ parce que la réussite ultérieure du travail en dépendait entièrement.

Avec une température trop basse on ne pouvait éviter l'adhésion des cristaux, et par conséquent la présence de parties riches en argent; et avec une température trop élevée la formation des cristaux cessait : même ceux déjà formés pouvaient se redissoudre dans le bain. Comme le poids spécifique des cristaux de plomb est plus élevé que celui de l'alliage riche en argent « ils se déposaient dans le

fond de la chaudière y il était donc nécessaire de faire descendre les ringards jusqu'au fond, pour enlever les cristaux et pour empêcher leur agglomération.

Les cristaux étaient d'autant plus grands, que le plomb à traiter élait plus pauvre en argent. Par suite de cetle circonstance, la limite dans laquelle la concentratio;i de l'argent dans le plomb, au moyen du procédé de cristallisation, peut s'effectuer, est bientôt atteinte; et il est prouvé que quant au plomb contenant 2 1/2 pour 100 d'argent, la séparation des cristaux de plomb dans un bain riche en argent ne peut être effectuée avec avantage à cause de la faible dimension de ces cristaux.

Aussitôt donc qu'on avait obtenu dans une chaudière une quantité de cristaux suffisante et d'une formation convenable, il fallait procéder au transvasement.

La manipulation du transvasement était très-simple, mais elle exigeait une assez grande force corporelle, car l'écumoire pesant environ 120 livres est rempli avec une masse d'environ 21/2 quintaux de plomb. La nouvelle chaudière était assez chauffée pour que les cristaux de plomb fondissent immédiatement ; on continuait le transvasement jusqu'à ce que les deux tiers de la chaudière à l'état de cristaux pauvres en argent fussent vidés dans la chaudière voisine, contenant le plomb pauvre. Les chaudières ayant toutes la même grandeur, et des points de repères étant indiqués dans l'intérieur des chaudières, on voyait facilement le moment où il ne restait plus que le tiers de la charge^ soit 100 quintaux environ.

Les essais de coupellation se répétaient souvent, dans les différents bains^ sur 50 grammes de plomb pauvre et 10 grammes de plomb riche.

Le plomb de commerce ne devant pas contenir plus de 0,001 pour 100 ou 1/2 gramme d'argent, si le plomb traité en renfermait davantage, une nouvelle cristallisation avait lieu.

D'après les essais faits en 1862 et 1865, on remarquera la pureté

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Typ. H. Pion.

du plomb de commerce produit à la fonderie Frédéric. Sur 100 pai ties de plomb on a trouvé :

1^) D'après le professeur Lowig à Breslau