Fe
Ensemble 0,05 0/0.
2") D'après D* Ziurek à Berlin ;
0,018 0/0 Fe.
Le poids spéciGque est de 11,37 à 11, '10.
Au lieu du procédé de Pattinson, on emploie aujourd'hui, à Friederichs-Hutte, un procédé proposé par Karstenen 1848, et dont un mémoire de M. Gruner décrit ainsi les premiers essais.
« Karsten avait étudié, en 1842, l'influence réciproque du plomb sur le zinc. Il avait constaté que les deux métaux ne s'alliaien pas mieux l'un avec l'autre que le plomb et le cuivre. Lorsqu'on conserve en repos, à l'état fondu, le mélange des deux métaux, le zinc vient à la surface, retenant à peine 2 pour 100 de plomb, tandis que le plomb gagne le fond, entraînant à son tour un peu de zinc. La proportion n'est bien souvent que de 1/2 pour 100, mais celte faible dose suffît pour altérer la malléabilité du plomb. Le zinc y semble inégalement réparti , ce qui occasionne des solutions de continuité et compromet ainsi la ténacité des feuilles de plomb. »
En répétant l'expérience sur des plombs d'oeuvre, Karsten constata, dès cette époque, que le zinc s'emparait de l'argent, et qu'en distillant le zinc argentifère, le métal précieux n'était pas entraîné. Pourtant le savant métallurgiste n'attacha pas alors au fait nouveau une bien grande importance. Frappé des effets nuisibles que le zinc
exerce sur ]e plomb doux, Karsten ne pensait pas qu'on pût utilement se servir de ce moyen pour isoler Targent.
«Les expériences furent reprises en 1852, lorsqu'on eut appris que le procédé était appliqué en Angleterre, et qu'un brevet avait élé demandé par M. Parkes pour cet objet.
« Les expériences se firent à l'usine de Tarnowitz, par M. Lange, sous la haute direction de Karsten. On opéra d'abord dans un simple chaudron en fonte convenablement chauffé. A une tonne de plomb, tenant 1,406 grammes d'argent, on mêla 5 pour 100 de zinc, on agita le bain pendant deux heures, et on le laissa six heures en repos. Le zinc, venu à la surface, fut enlevé sous forme de croûtes solides, après avoir été figé par des aspersions d'eau. Tout l'argent y était concentré; la tonne de plomb n'en retenait que 5 grammes. Aune autre tonne de plomb, tenant 936 grammes, on mêla 2 1/2 pour 100 de zinc; l'agitation dura une heure, le repos quatre; la désargentation fut encore complète. Lorsqu'on réduisit la dose de zinc à 3/4 pour 100, il resta 56 grammes d'argent dans la tonne de plomb.
c( D'autres essais montrèrent que, pour ramener la teneur^ d'une façon sûre, à 5 grammes par tonne, il fallait, pour des plombs d'oeuvre de 1,000 à 1,400 grammes, 1 1/2 pour 100 de zinc, une heure d'agitation et quatre heures de repos. On constata d'ailleurs que le plomb retient souvent 3/4 à 1 pour 100 de zinc, et cela avec, n'importe quelle dose de zinc, que l'on en prenne 4, 5 ou 20 pour 100. La température aussi reste sans influence.
« L'agitation était produite mécaniquement, comme dans le pattinsonage du système Laveysière. Il ne fallait pas ici un bien grand effort, puisque les deux métaux restent fluides, mais il se formait des écumes, des crasses oxydées ; le zinc surtout tend à s'oxyder et n'agit plus alors sur le plomb. On pouvait remédier de deux manières différentes à l'inconvénient signalé : faire remonter le zinc goutte à goutte au travers du plomb, ou bien faire descendre le plomb goutte à goutte au travers du zinc. Le premier moyen, le plus efficace des deux, parut à Karsten difficile à réaliser. 11 fit appliquer le
second, qui était jadis usité, lorsqu'on désargentait les matières cuivreuses par la méthode d'imbibition.
« Dans un chaudron contenant du zinc fondu, on versa le plomb d'œuvre au travers d'un tamis en fer. Après trois heures de repos, sans brassage aucun, on enleva le plomb, en le soutirant par un tuyau de fonte. La désargentation était complète. On versa sur le même zinc une nouvelle dose de plomb et on opéra de même. On \put ainsi, dans un essai, en se servant toujours du même zinc, amener sa teneur en argent jusqu'à 25 pour 100, et cela sans nuire à l'appauvrissement du plomb. Les couches les plus basses de plomb ne contenaient que 1/4 pour 100 de zinc ; les plus élevées environ 1 pour 100.
« Le zinc argentifère, ainsi obtenu, était ensuite distillé dans un mouffle silésien. L'argent restait avec le plomb qui se trouvait mêlé au zinc. En opérant sur 200 kilogrammes du triple alliage, on eut 120 kilogrammes de plomb d'œuvre à 1 1/2 pour 100 d'argent. On liaita ce dernier par coupellation directe. En faisant le compte des frais, le procédé de dés? "gentation par le zinc revenait au tiers de la coupellation directe. Celle-ci coûtait 35^,50 par tonne de plomb d'œuvre, sans les frais généraux, mais en tenant compte des 4 1/2 pour 100 de perte sur le plomb. La désargentation par le zinc revenait à 10^,05, ou environ 12 francs, en y comprenant les frais , de la distillation du zinc, de la coupellation du plomb riche, et de* l'entretien des outils et appareils. Les frais du zingage proprement dit se composaient des éléments suivants :
\ Main-d'œuvre 1,30 fr.
Houille 3,00
6 kilogr. de déchet sur le plomb. . . . 2,26
5 kilogr. de perte sur le zinc 1 ,85
7«',50 de perte sur l'argent 1,65
Total 10,05
r( Malgré cet avantage si marqué, on n'osa alors adopter, à Tar-
nowilz, le procédé nouveau. On craignait de ne pouvoir affiner convenablement le plomb. On s'était borné à des essais d'épuration par voie de refonte lente du plomb avec repos prolongé. En dernière analyse, Karsten recommande cependant l'emploi du zinc et exprime la pensée que le plomb pourra être épuré, par voie d'oxydation, sur la sole d'un four de coupellation. »
Les prévisions de Karsten se sont réalisées, et maintenant, à Friederichs-Hutte, on a absolument délaissé le pattinsonage. Voici comment se passent les opérations :
Le plomb d'œuvre est fondu dans une chaudière par masse de 220 quintaux environ. 11 contient alors, en moyenne, 50 grammes d'argent par 50 kilogrammes.
Après avoir enlevé les crasses surnageant à la surface du bain,
on ajoute 75 kilogrammes de zinc, en le portant au fond du bain,
où la chaleur est maintenue assez élevée pour que le zinc fonde de
-suite et monte, par la légèreté de sa pesanteur spécifique, vers les
couches supérieures du bain.
Il faut brasser pendant une heure pour faire pénétrer le plus intimement possible le zinc dans le plomb argentifère, et forcer l'argent à suivre le zinc ; après cela, on laisse la masse se refroidir pas trop vite. %
Pendant ce repos, le zinc, l'argent et une partie de plomb montent à là surface du bassin et sont enlevés. On examine alors quelle est la teneur en argent du plomb laissé dans la chaudière, pour fixer quelle sera la seconde dose de zinc à ajouter de nouveau.
On agit de même pour la troisième dose, et après le dernier enlèvement du zinc argentifère, le plomb ne contient plus que^ 0,0005, au plus 0,0006 d'argent.
Ce travail de séparation de l'argent demande de 18 à 20 heures. La fonte, le chauffage et l'enlèvement des crasses exigent à peu près 8 à 10' heures.
En soumettant l'écume de zinc enlevé à une température dépassant un peu le point de fusion du plomb, on retire ce dernier métal, renfermant encore de 5 à 10 grammes d'argent par quintal. Ce
plomb retourne aux chaudières pour suivre le même traitement.
L'écume de zinc argentifère concentrée, qui forme une masse sèche et spongieuse, a été jusqu'à présent jointe à des résidus contenant très-peu de plomb, et changée en plomb riche de 1 3/4 jusqu'à 2,50 d'argent.
Le plomb auquel on a retiré l'argent, conserve jusqu'à 0,06 de zinc, dont il doit être purifié, si on veut le vendre comme plomb de première qualité. Jusqu'à présent, on a obtenu ce résultat en plongeant dans le bain un morceau de bois de bouleau fraîchement coupé et ayant encore sa sève, et en jetant sur le plomb un morceau de sel de Stassfurt.
Lorsqu'on a poussé le plomb à une température voisine du rouge brun naissant, les gaz, qui se forment avec une grande rapidité par la distillation du bois, font dans le plomb un bouillonnement par lequel de nouvelles parties du métal sont sans cesse enlevées et mises au contact du sel.
Cette manipulation demande jusqu'à trente heures, outre une oxydation par l'air. Le chlorure de sodium décomposé donne du chlorure de plomb, puis. du chlorure de zinc volatil.
11 se forme aussi des résidus du sel qui contiennent de l'oxyde de plomb, et qu'il faut de nouveau réduire dans les fours à cuve; la consommation du sel est d'environ 1 p. 0/0 du plomb.
En moyenne, 400 quintaux de plomb ainsi traités donnent :
90,93 de plomb marchand, 6,99 écume de zinc, 4,15 de résidus de sels.
Ces procédés de purification sont aujourd'hui remplacés par le procédé Cordurié, si bien décrit par M. Grunner, par la chaleur surchauffée.
MINES DE SILÊSIE 151
M. Grunner, dans son Mémoire sur la métallurgie du plomby donne sur le procédé Cordurié les explications suivantes :
Le procédé appliqué à Fusine de MM. de Rothschild, au Havre, est dû aux recherches de M. Cordurié, ancien élève de TÉcole des mines de Saint- Étienne^ établi à Toulouse .comme ingénieur civil. Sa méthode consiste à zinguer le plomb par ascension comme à la Pise, puis à oxyder le zinc au rouge par la vapeur d'eau surchauffée. Les dispositions spéciales de ce mode de traitement sont garanties par un brevet. Avant de les faire connaître, ajoutons aux faits généraux, déjà cités d'après Karsten, quelques observations nouvelles dues à M. Cordurié.
Lorsqu'un plomb d'œuvre renferme déjà un peu de zinc, une même quantité de zinc pouveau lui enlèvera plus d'argent que s'il était pur. L'antimoine et le cuivre montent, avec le zinc et l'argent, à la surface du plomb, ce qui pourrait gêner dans le travail ultérieur. II faut donc aussi, comme pour le pattinsonage, affiner d'abord, au moins en partie, les plombs d'œuvre impurs. M. Cordurié a constaté aussi que l'on peut désargenter le plomb, soit par plusieurs zingages répétés, soit par une opération unique, mais alors en brassant bien, puis laissant refroidir, chauffant de nouveau, refroidissant encore, et ainsi de suite à plusieurs reprises. Ces faits confirment les observations ftiites à Tarnowitz. Il est probable, au reste, que ce ne sont pas tant les alternatives de température que le repos prolongé qui favorise la désargentation. En maintenant le plomb sur le feu il s'y établit des courants ; le plomb échauffé monte à la surface, rencontre la couche de zinc, lui abandonne l'argent, puis redescend pour faire place à d'autres filets chauds, etc.
Le succès de Topération semble donc dépendre surtout de la durée de la période de repos : et, à ce point de vue, on pourrait se demander si on a raison de préférer, à une opération unique, plusieurs zingages successifs, toujours accomplis d'une façon hâtive, sans repos suffisamment prolongé.
Le plomb est fondu dans la chaudière supérieure. Elle porte deux tubes ou tuyaux à tampon, pour que l'on puisse, à tour de rôle, faire couler le plomb désargenté dans Tune des deux «haudières inférieures. Le zinc est placé dans une botte en fer percée de trous, et cette boite est fixée à l'extrémité d'un arbre vertical, auquel on peut donner un mouvement de rotation.
Le même arbre porte, au-dessus de la boite à zinc, un agitateur à hélice
VSl GRANDES USINES
qui prolonge le parcours des gouttelettes de zinc. On retire l'appareil peu après la fusion complète du zinc, mais on brasse encore le bain, à bras d*hommes, pendant quelques minutes, en se servant d'écumoires. On laisse ensuite refroidir, on écume les croûtes de zinc argentifères et on les transporte dans la petite chaudière voisine. Là on les liquate, comme à la Pise, pour avoir d'autres croûtes plus riches, et le plomb liquaté retourne à la chaudière, où on le mêle à du plomb d' œuvre nouveau.
En général^ on soumet ainsi le même plomb à trois zingages successifs, échelonnés de trois en trois heures, tandis qu'un seul zingage, avec chauffage et repos de quatre à cinq heures, semblersût devoir suffire, d'après les expériences faites à Tarnowitz.
La quantité totale de zinc est de 10 kilogrammes par tonne, pour des plombs à 0,001 d'argent. Pour les fortes teneurs, il en faut 1 5 à 20 kilogr.
Le plomb désargenté coule dans la chaudière inférieure. Lorsqu'elle est pleine, on abaisse le dôme en tôle, on chauffe le plomb au rouge, et on y fait passer de la vapeur surchauffée. L'hydrogène et l'excès de vapeur s'échappent par un conduit spécial, qui se rend dans la chambre, où l'on peut recueillir les oxydes entraînés, qui sont, du reste, en faible proportion.
Le fer, le zinc et même une partie de l'antimoine (en présence du zinc) s'oxydent facilement; le plomb est peu attaqué ; mais cependant d'autant plus qu'il contient plus de zinc et d'antimoine. L'opération est terminée lorsque la vapeur d'eau n'est plus décomposée. Il faut deux à trois heures pour cette opération. Quand le plomb est refroidi, on enlève le dôme ; on trouve, à la surface du métal, le zinc oxydé sous forme de poudre ; on écume avec soin, puis on lingote le plomb doux.
Les croûtes enrichies plombo-zincifères sont à leur tour traitées, dès qu'on en a réuni une quantité suffisante. Le zinc est également oxydé ; fi comme ré^du on a du plomb d'œuvre riche, à 1 ou à 2 p. 100 de teneur, qui passe à la coupellation.
Les poudres oxydées retiennent des grenailles de plomb.
Pour les enlever, on traite sépiftrément les poudres qui proviennent du plomb pauvre et celles qui résultent du plomb riche.
Les premières sont lavées sur une table inclinée, sous l'action d*un filet
MINES DK SILÉSIE 153
d'eau. Les oxydes sont entraînés ; les grenailles restent sur la table et sont refondues au réverbère, ou simplement ajoutées au plomb pauvre de la chaudière inférieure.
Les oxydes recueillis peuvent être classés, par décantation, en trois lots :
La partie la plus lourde se compose d'oxyde de plomb, peu riche en zinc. On la réduit au réverbère.
La partie moyenne est formée d'oxyde de plomb et d'oxyde de zinc, que l'on relave de nouveau avec des poudœs fraîches.
La partie la plus légère peut être vendue comme blanc de zinc.
Les oxydes riches sont tamisés, à l'aide d'un crible fin, dans une cuve à eau. Les grenailles et plaquettes qui restent dans ce crible sont réunies au plomb d'œuvre riche. Les oxydes qui se déposent dans la cuve, mêlés de parties métalliques fines, sont traités par l'acide chlorhydrique froid à IS*» B.
L'oxyde de zinc est dissous, le plomb, l'antimoine et l'argent forment des oxychlorures et sous-chlorures insolubles, que l'on recueille par décantation.
Le chlorure de zinc est provisoirement jeté, mais pourra, sans doute, être utilisé un jour. Quant aux chkrures insolubles^ on les laisse égoutter, puis on les fond dans un chaudron en fonte. Les parties métalliques se réunissent au fond, et donnent encore du plomb d'œuvre riche. Le chlorure fondu restant, enlevé par écumage, est ensuite réduit, au réverbère, avec un peu de chaux et de charbon. Le plomb ainsi produit, peu riche en argent, retourne au zingage. On le mêle au plomb d'œuvre ordinaire. On obtient donc finalement du^plomb marchand pauvre, du plomb riche pour la coupellation, du blanc de zinc dont l'emploi est connu, et du chlorure de zinc dont on pourra également tirer parti.
Le plomb doux est complètement privé de zinc et de cuivre. On sait depuis longtemps que le zinc enlève le cuivre au plomb (l'expérience de Braubach confirme le fait); mais le zinc facilite, en outre, le départ de l'antimome, et la vapeur d'eau achève l'affinage.
J'ai pris au Havre du plomb pauvre zingueux ; il renferme, d'après une analyse faite au bureau d'essai, 0,0075 de zinc; tandis que le plomb, épuré par la vapeur d'eau, n'a plus donné que de faibles traces de zinc.
J'ai fait analyser également la poudre recueillie sur le plomb désargenté. La lévigation a donné :
Plomb, pauvre en grenailles 79
Oxydes proprement dits ^[
iOO ' et ces oxydes renfermaient :
Oxyde de plomb 61,4
Oxyde de zinc \ 30^8
Le reste se compose de fer, <f acide carbonique, etc. On n'y a pas trouvé d'antimoine.
Les oxydes qui viennent des croûtes plombo-zincifères riches sont nécessairement plus impurs : c'est le motif pour lequel on les traite par l'acide cblorhydrique. Mais le produit le plus impur se décompose, sous forme de placage métallique, contre le dôme en tôle de la chaudière^ où se traitent les croûtes riches.
Le zinc renferme, comme on sait, outre le plomb et l'argent, du cuivre, de l'antimoine, etc. Le bouillonnement, dû à la vapeur d'eau, projette sans cesse des gouttelettes métîiUiques contre le dôme. Elles s'y figent sous forme de placage, où dominent surtout les métauxles moins fusibles et les moins oxydables, tels que le cuivre, l'antimoine, etc., mêlés à du plomb un peu zingueux. Ces plaques, à cause de l'argent contenu, sont de nouveau ajoutées au plomb d' œuvre ordinaire.
L'argent recueilli par un procédé quelconque a besoin J'être raffiné.
Le raffinage de l'argent en gâteau consiste à séparer, au moyen de Toxydatîon, les parties métalliques étrangères.
On se sert pour cette opération d'un petit four à flamme avec un grand courant d'air, construit en briques réfractaires et fortement armé de bandes en fonte. (1) La cuvette est fabriquée avec des os piles, mélangés avec très-peu d'argile réfractaire.
Dans le bas du four, un plateau en fonte d'une longueur de 2 pieds 3 pouces est libre, et percé d'une ouverture ovale qui peut être
(1) Teichmann, déjà cité.
fermée par une cuvette reposant sur le plateau d'un petit chariot en fer. L'axe de cette ouverture, dans sa longueur, d'une dimension de 4 pied 7 pouces, est parallèle avec le pont du foyer, et vient ren-r contrer le milieu de Touverlure servant au travail et qui se trouve du côté opposé de la bouche du four ; l'axe, dans sa petite dimension, est d'une longueur de 1 pied 2 pouces.
Le plateau du chariot à cuvette se compose d'une plaque ovale en fer forgé, fixée verticalement sur un arbre très-solide, et qui peut être descendue et montée très-facilement au moyen d'un simple moulinet placé dans la charpente du wagon.
Le bas de l'ouverture pour le travail est à 5 pouces plus haut que le plateau du foyer, de sorte que l'air froid ne peut pas atteindre immédiatement l'argent en fusion et le refroidir. Le four à raffinage est donc un four à flammes à foyer mobile.
L'espace où s'opère lé raffinage et le nettoyage de l'argent est entièrement parqueté en plaques en fer, non-seulement pour faciliter la mobilité du chariot, mais aussi pour éviter les perles de grains d'argent.
Quand la pâte de la cuvette est convenablement préparée et légèrement humectée, on la tasse' fortement dans un anneau ovale, haut de 5 pouces, et dont la base est garnie de rails transversaux. La surface de la cuvette ainsi formée est rendue ynie, et le séchage s*opère d'abord très-lentement, puis successivement d'une manière plus active, en ayant soin d'éviter les crevasses.
Après avoir enlevé avec soin les cendres d'os à la surface de la cuvette, on forme un bassin s'adossant à l'anneau de la cuvette, soit donc un bassin ovale d'une longueur de 1 pied 5 pouces, d'une largeur de Ipied et d'une profondeur de 3 pouces. Ce bassin, après avoir été poli, est prêt à recevoir l'argent séparé en morceaux convenables. Entre l'anneau de la cuvette et le bord du four il reste tout autour un espace de 2 pouces.
Ce bassin suffit pour le traitement de 100 livres, ce qui exige généralement, suivant la pureté, un gâteau de 101 à 103 livres d'argent.
irG GRANDES USINES
Aussitôt que la cuvette est parfaitement placée horizohtalemeni sur le chariot, on y place l'argent et Ton roule le chariot dans le foyer du tour. On l'ajuste, en élevant le plateau avec la cuvette garnie, on tourne la manivelle et Ton pousse la cuvette jusqu'à ce que l'ouverture dans le plateau du foyer, et par conséquent le tour même, se trouve fermé.
L'espace laissé libre entre la cuvette et la partie basse du plateau du foyer est garni de la même pâte que la cuvette, pour empêcher que Tair froid ne pénètre dans le four ; on entretient ensuite un feu vif.
Quand l'argent est chauffé au rouge, on active le feu, et il est essentiel de maintenir pendant toute l'opération une température élevée et toujours égale, afin de ne pas prolonger inutilement le travail, ce qui entraînerait des pertes de métaux.
Aussitôt que l'argent est fondu, on remue fortement le bain avec un fer à bout arrondi. Le plomb contenu dans l'argent s'oxyde trèsfacilement et surnage à la surface du bain. Cette litharge ressemble à une peau huileuse ; une partie est absorbée au bord du bain par la masse de la cuvette, une autre partie s'évapore.
On accélère l'enlèvement de la litharge, surtout pour l'argent contenant une plus grande quantité de plomb, en plongeant à la surface du bain des morceaux de la pâte argileuse qui a déjà servi précédemment au raffinage, sans avoir été atteinte par la litharge.
En continuant l'opération, toujours en agitant fortement le bain, la peau de litharge diminue de plus en plus, la surface polie de l'argent apparaît; les parcelles de litharge se réunissent et sont conduites vers le bord de la cuvette. Au bout de cinq à six heures, l'argent se trouve raffiné.
On arrête le feu, la bouche du foyer et la porte du travail sont ouvertes ; la température baisse alors très-rapidement, au point que la surface du bain devient ferme.
Arrivé à ce degré, on redescend la cuvette, pour pouvoir exercer une plus grande surveillance pendant que l'argent bouillonne. Il faut veiller à ce que la surface ne se referme pas entièrement, parce que l'oxygène, étant devenu libre par suite du refroidisse-
ment, il se forme de Toxyde d'argent au milieu de l'argent en fusion; dans ce cas, les gaz briseraient la surface solide et l'argent se répandrait de toutes parts. Par cette raison, la surface doit être maintenue ouverte dans plusieurs endroits tant que l'argent bouillonne. Pendant les échappements de gaz il faut veiller à ce que le bain ne se répande pas sur les bords de la cuvette. ,
Aussitôt que 1 échappement des gaz a entièrement cessé on enlève le gâteau pour le laisser refroidir tout à fait.
L'argent raffiné produit à la fonderie Royale est presque chimiquement pur.
Le titre ne varie pas, il est toujours pour une livre — 0,999 en argent fin.
Par suite de cette pureté, cet argent est très-recherché dans la ptiarmacie et dans la photographie.
Une grande partie des résidus des divei'ses opérations est surtout composée d'oxyde de plomb, dont la réduction est trèsfacile dans les fours à flammes.
Les parties intérieures du four, en communication directe avec le plomb et les oxydes de plomb, sont protégées par une masse solide de cendres fortement tassées.
Par ce moyen on évite la pénétration du plomb dans les murs, et la destruction de ces murs. On obtient, en outre, l'avantage de conserver mieux la chaleur du four, ou une dépense moindre de combustible, parce que ce mélange de cendres est peu conducteur de la chaleur.
La sole du four est légèrement inclinée vers le côté du travail, et à son endroit le plus bas est appliqué le canal d'écoulement, qui s'agrandit en cône ; la gueule de ce canal est fermée pendant l'opération avec une pelote d'argile, qu'on perce à chaque écoulement de plomb ; cet écoulement a lieu toutes les douze heures.
Le plomb tombe dans un réservoir en forme de chaudière, place immédiatement devant le côté du travail ; ce réservoir est également préparé avec une masse compacte de cendres, cerclé en fer, et recouvert, jusqu'au moment de l'écoulement, avec une plaque légère.
L'essai d'une chaudière en fonte n'a pas réussi : elle cassait malgré un chauffage préalable; de plus, le plomb s'y refroidissait tellement vite, qu'on pouvait à peine le transvaser.
L'échappement des gaz a lieu au moyen d'une ouverture pratiquée au sommet de la voûte, immédiatement derrière le côté du travail. Cette^ouverture communique avec le canal d'aérage, qui est muni, dans sa partie horizontale, d'une coulisse pour régulariser le tirage ; ce canal descend ensuite verticalement le long du four et rejoint le canal qui se trouve au-dessous du sol de la fonderie, au moyen duquel la communication est établie avec les canaux de fumée des fours à flammés.
La cheminée, qui se trouve au bout du système de canalisation, sert donc en même temps comme aspirateur pour les fours à flammes de réduction et pour les fours à résidus. Les gaz et oxydes de plomb qui s'échappent sont également forcés de traverser ces canaux et d'y déposer les parties de métaux qui se sont échappées.
La marche du four est très-simple.
Aussitôt que les diverses parties du four intérieur ont été suffisamment tassées avec la composition de cendres, et le four même chauffé au rouge, la charge des résidus des chaudières a lieu par l'ouverture du travail, et on remplit le fond du lour à peu près à 3 pouces de hauteur.
L'ouverture du travail est fermée, le chauffage activé et la coulisse du canal d'aérage fermée, ppur que les gaz provenant de la combustion du charbon puissent séjourner le plus longtemps possible dans le four.
Gomme les résidus comprennent également le charbon et les escarbilles provenant des diverses traitements, la réduction en profite, et la formation du plomb par les oxydes riches a lieu sans difficulté; en même temps, les sulfates de plomb qui se trouvent dans les résidus, sont transformés en oxydes de plomb. Ici se présente exactement le même cas que dans la réduction des minerais de plomb dans les fours à flammes. L'oxyde de plomb étant eu excédant, une décomposition réciproque en plomb et acide sul-
furique a lieu aussitôt que la température des fours est suffisamment élevée.
Le plomb en fusion se dirige naturellement dans les parties les plus basses du four, et aussitôt que la réaction cesse, on peut procéder à une nouvelle charge de résidus. Seulement, il faut avoir soin d'empêcher la formation des masses solides adhérentes au sol et aux parois du four.
Successivement, le four se remplit de plomb ; les scories qui surnagent doivent être de temps en temps fortement remuées pour permettre aux parties de plomb de se dégager. En douze heures de temps, on réduit environ 55 à 60 quintaux. La première décharge n'a lieu qu'après que le four a reçu environ 80 à 90 quintaux.
Si la décharge doit se faire, on ramollit d'abord les scories de la surface au moyen d'un feu plus vif; on ouvre les portes, ce qui fait immédiatement baisser la température, et le refroidissement a de nouveau lieu ; là scorie est cassée en morceaux, que l'on enlève avec soin du bain de plomb et qu'on jette dans des wagons en fer pour être ultérieurement traités dans les fours à cuve.
Aussitôt que le plomb est débarrassé des scories, on rajoute environ 25 quintaux de résidus, et le travail continue de la même façon : ensuite on ne fait écouler qu'environ 55 à 60 quintaux de plomb; de sorte que le sol du four se trouve encore entièrement couvert par le plomb. On nettoyé le foyer, le feu est activé, et la réduction commence de nouveau.
Le plomb purifié de cette manière est coulé dans des formes de 30 à 35 livres, et livré de nouveau à la désargentation pour subir le traitement ultérieur. Lors de l'écoulement, des échantillons sont pris pour contrôler la teneur en argent.
Dans une journée de douze heures, on charge toutes les trois à quatre heures environ 20 à 25 quintaux de résidus.
De même que les procédés de désargentation, le travail des fours à puits a subi des changements notables dans ces derniers temps.
On a reconstruit les quatre fours à puits en élargissant le sommet dans le genre des fours dits Rachette ; après avoir adopté
les tuyères à circulation d'eau continue, on pose depuis quelque temps la charge en couches horizontales, au lieu de Tempiler, comme autrefois, en colonnes à côté du combustible, et Ton est revenu à Temploiducoke. Comme précipitant (Eisenzuschlag), on emploie maintenant avec avantage des scories fraîches.
Par suite de ces changements, on a prolongé la campagne d'un four, de deux à trois semaines qu'elle était, à huit semaines, et on a obtenu une manœuvre plus rapide des fours et des scories d'une plus grande pureté.
La fusion des schlicks, dont la quantité, en comparaison avec les minerais, a considérablement augmenté, est facilitée par l'emploi d'un four à flammes d'une longueur de 30 pieds, où un grillage préalable s'opère.
Dans les canaux conduisant à la chaudière, on a récolté en 1868 4,500 quintaux de poussière et de fumée d'usine, qui contenaient en moyenne 50 p. 0/0 de plomb et 0,005 p. 0/0'd'argent.
La récapitulation qui suit donne, depuis l'année 1865, la production de plomb et d'argent de la fonderie de plomb et de zinc de Paul, près Rosdzin, ainsi que celle de la fonderie Frédéric. On voit |ue la production, à la fonderie Frédéric, a subi constamment des grandes variations, et qu'autrefois, en raison de l'outillage alors existant, le principal objet de fabrication résidait dans la production de la litharge, pendant bien des années supérieure à celle du plomb du commerce. A partir de 1860, la production de plomb du commerce et d'argent a été constamment en augmentant, pour atteindre une importance qui laisse bien loin en arrière tout ce qu'on a fait anciennement.
L'argent produit est vendu aux fabricants de Berlin, quelquefois de Vienne, etc., etc. ; le plomb est exporté en Autriche, en Russie, et depuis quelque temps en Amérique, où il est très-estimé à cause de sa pureté.
La fabrique Paul traite, pour le compte des héritiers de Giesche, les minerais de plomb récoltés dans les mines situées en dehors du rayon de la mine Frédéric.
MINES DE 8ILÊSIE
ProdoctioB dam b foaderie FRÊDÉtlG pendant les années 1824 à 186S
