C. Coupellation du plomb riche

D. Révivification des litharges.

J'ai déjà précédemment insisté sur la nécessité de purifier le plomb d'œuvre avant de le soumettre à la cristallisation : cette opération n*a besoin d'être faite que dans un très-petit nombre d'usines, parce que les minerais, généralement très-purs, donnent du plomb d'œuvre \ peu près exempt de corps étrangers : pour ce motif, je ne place pas la purification du plomb d'œuvre au nombre des opérations qui constituent la méthode an«glaise, maisje crois devoir rappeler qu'elle est indispensable, et qu'elle doit précéder la cristallisation, toutes les fois que les plombs d'œuvre ne sont pas parfaitement purs.

A. — - Traltemest des mlBevais pow plomb d'œiiTre.

On emploie en Angleterre deux méthodes principales pour le traitement des minerais riches en plomb, celle du Flintshire et celle du Derbyshire : comme elles ne présentent entre elles que de légères différences, j'insisterai spécialement sur la première, celle du Plinlshire, qui s'applique à des minerais plus riches ; pour la seconde , je donnerai seulement les détails nécessaires pour faire comprendre en quoi elle diffère de la première, et pour quels motifs ces différences ont été introduites.

320 IBAmilENT DB LA QUAKE ARQEUTlFiRC

M^JJ^ Pour la description de la méthode, je sujppose une pitauure. usine (comme celle que j'ai déjà citée) traitant annuellement 21 ,000 tonnes de minerais, rendant à Tessai 78 pour 100 de plomb, et 30 grammes d'argent aux 100 kilogrammes de plomb ; ces^dinerais sont achetés au prix de 362 francs la tonne, ce qui représente une valeur de plus de 7,600,000 francs. Les minerais ne contiennent que du calcaire comme gangue terreuse, ils ne renferment aucun sulfure métallique autre que la galène.

Les combustibles employés sont la houille et le coke, de bonne qualité et à des prix modérés ; la houille est payée 6 francs la tonne rendue à l'usine; le coke vaut 14 francs.

Les matériaux de construction sont principalement les briques, ordinaires et réfractaires, fabriquées dans le pays, et vendues à des prix relativement très-bas. Le fer et la fonte pour les outils et pour les armatures sont également à très-bon marché.

La chaux employée comme réactif coûte seulement 12 francs la tonne.

L'usine est donc placée dans les conditions les plus favorables pour les prix des matières premières et pour la richesse en plomb des minerais traités. Pour la maind'œuvre, au contraire, les prix sont très-élevés; les contre-maîtres et les surveillants sont payés 6 francs par jour; les bons ouvriers spéciaux gagnent ordinairement 4 fr. 50 c. par poste de douze heures; les manœuvres, payés à la journée, reçoivent en moyenne 2 fr. 50 c. Il est du reste nécessaire de dire que Thabileté et l'énergie des ouvriers justifient l'élévation des salaires, et contribuent beaucoup à la réussite des opérations.

Méthode de trattement. -— Les minerais sont traités dans des grands fours à réverbère, chauffés à la houille, par des alternances de grillage et de réactions ; l'opération

EU AMOLETERRE^ 321

est faite sur des charges très-fortes, à une température élevée; elle est conduite rapidement, et produit une proportion très*grande d'oxy sulfures riches en plomb, c'està-dire que la fusion des combinaisons diverses du plomb a lieu avant que les réactions soient terminées ; on appauvrit et on solidifie les premières crasses en les mélangeant, dans le four lui-même, avec de la chaux. Cette première partie du traitement donne deux produits : du plomb d'œuvre très'pur ; des crasses fortement agglomérées, mais très-poreuses, riches en plomb.

Les crasses sont traitées au four à manche avec des fondants siliceux, et produisent du plomb d'œuvre assez pur, ordinairement très-pauvre en argent, et des scories chargées de grenailles; ces dernières sont seulement soumises à une préparation mécanique, qui sépare les parties métalliques ; on ne cherche pas à retirer le plomb contenu à l'état de silicate.

Le traitement des crasses aufour à manche produit beaucoup de fumées ; elles sont recueillies dans un appareil spécial, moulées en briquettes et traitées séparément au four à manche ; on en retire encore du plomb à peu près pur, très-pauvre en argent, et des scories qui sont jetées.

L'usine contient: 18 grands réverbères, pour lesquels une seule cheminée détermine le tirage ; 9 fours à manche pour traiter les crasses et les fumées, avec un vaste appareil de condensation. Elle occupe une centaine d'ouvriers spéciaux, 4 contre-maîtres ou surveillants et 30 manœuvres.

Matériel. — Fours à réverbère, — Les réverbères employés dans le Flintshire sont presque tous très-grands, et sont toujours entretenus en parfait état ; je vais donner la disposition et les dimensions principales de, l'un des fours de l'usine Walker-Parker-Deebank-Leadworks , dans lesquels on peut traiter en vingt-quatre heures

TOKB II, 91

39S TRAITEM EOT DE Là QALANB ABGEHTIFÈRE

4 tonnes de minerai ; dans d'autres usines les fours sont encore plus grands.

Le four est représenté en coupes horizontale et verticale dans les figures 7, 8, pi. I.

La sole est de forme octogonale, allongée; les flammes sortent par deux rampants verticaux qui viennent se réunir dans un canal incliné; celui-ci communique avec le grand conduit horizontal par lequel les gaa de tous les fours se rendent à la cheminée commune. Le chargement est fait par une trémie fixée *au milieu de la voûte; six portes de travail sont ménagées sur les deux longs côtés ; le plomb et les crasses se réunissent dans un grand bassiifi intérieur, creusé dans la sole devant la porte du milieu. A l'extérieur, le plomb est reçu dans un bassin en brasque, pratiqué dans le sol de Tatelier et dans Tembrasure de la même porte.

Les dimensions principales des diverses parties sont les suivantes :

Le foyer a0^,65suri™,40; la profondeur au-dessousdu pont est de 0°^,50; la hauteur du cendrier est de 1">,50,

Le pont a 0^,46 de longueur, sa largeur augmente vers la sole; au foyer, elle est de l'^,40, au bord de la sole, elle a l^^^SO. Au milieu du pont est une plaque de fonte qui descend bien au-dessous de la sole, et sert à empêcher l'infiltration du plomb vers la grille. La hauteur du passage des flammes est de 0">,40.

La sole a 3°*,70 de longueur ; sa plus grande largeur, à 0»,30 du pont, est de 2",70; à 0°»,63 de la face des deux rampants, la largeur est encore de 2"^ ,40 ; elle n'est plus que de l'",40 à l'extrémité du four. Les rampants ont 0°,30 de largeur et 0",25 de hauteur; le canal incliné^ porté sur un arceau, a 0",30 sur O^^jBO de section intérieure ; le conduit horizontal, également supporté par des arceaux en briques, a 1 mètre de côté ; la cheminée corn-

m AflOLETBRBS. 535

miine est circulaire; elle est éleyée de 90 mètres au-dessus du sol de l'usine ; son diamètre intérieur est de 1 mètre.

La surface de la soie commence a 0"^,20 au-dessous de l'arête du pont, et présente une faible inclinaison vers le bassin intérieur; elle est faite avec un mélange de sable quartzeux, contenant un peu d'argile ferrugineuse, et de scories pauvres. Elle est d'abord fortement battue dans le four, puis agglomérée par un violent coup de feu I les matières qui la composent doivent prendre à la suite de ce coup de feu une cohésion assez grande pour que le plomb métallique ne puisse pas s'infiltrer pendant le travail ; cependant le mélange doit être assex peu fusible pour que la surface conserve rigoureusement sa forme et son inclinaison régulière vers le bassin. La con* fection de la sole exige une grande habileté de la part des ouvriers ; une sole mal faite laisse pénétrer plusieurs tonnes de plomb métallique dans la maçonnerie du four. La plus faible épaisseur du mélange de sable et de scories est de 0"^,40. Il est porté par des plaques de fonte, et celle8*ci sont appuyées sur une voûte en brfques.

Les ouvertures de travail ont 0™, 25 sur 0"*,20 à Tintérieur, et 0",50 sur 0"»,40 à l'extérieur; les parois des embrasures sont garnies de plaques de fonte ; elles sont fermées perdes portes mobiles en tôle. La hauteur des tablettesde travail au-dessus du soi de l'atelier est de 1>",33*

Le bassin extérieur est en brasque, et ses bords sont à peu près au niveau du sol ; les parois de l'embrasure correspondante sont prolongées jusqu'au sol et garnies de plaques de fonte ; le trou de coulée est au-dessous de la tablelte de travail ; il est bouché comme d'ordinaire, et vers l'intérieur du four, par un tampon d'argile«

La hauteur de la voûte en briques au-dessus de la sole va en diminuant depuis le pont jusque l'extrémité du four, de 0»,60 à 0»,56. La trémie en tôle est fixée au

324 iRAReMcnT de la galèke: argentifère

milieu de la longueur, et portée par des armatures en fer, qui ne sont pas représentées sur la figure. La hauteur de la tréoiie est de 1 mètre. L'orifice supérieur est un carré de 1 mètre de côté. La porte de la trémie est en fonte, un peu inclinée, et se manœuvre à l'aide d'une crémaillère ou d'un système de leviers.

L'intérieur du four est construit en briques réfractaires ; le massif extérieur est en briques ordinaires; entre ces deux maçonneries est ménagé un intervalle de 0^,05 environ, rempli par du gros sable ou par des petits fragments de briques.

Les armatures sont en fonte et fer ; je ne les ai pas représentées, parce que leur disposition ne s'éloigne pas de celle que connaissent parfaitement tous les ingénieurs.

Les fondations du four doivent être très-solides; elles dépendent nécessairement de la nature du terrain sur lequel l'usine est construite.

Fours à manche (pi. I, fig. 12, 13). — Les fours à manche employés pour le traitement des crasses présentent une disposition spéciale : ils sont très-peu élevés ; la poi* trine, la warme au-dessous de la tuyère et la sole sont en fonte ; les deux costières et la warme au-dessus de la tuyère sont en briques réfractaires. L'ouverture de chargement est comme à l'ordinaire au-dessus de la poitrine; le massif extérieur forme au-dessus du four une hotte qui conduit tous les gaz dans un canal horizontal ; le canal communique avec le grand appareil de condensation.

La section intérieure est un rectangle dont les côtés ont 0",57 et 0",67. La sole est une plaque de fonte, épaisse de 0™,10, inclinée à 15 degrés de la warme vers un des angles de la poitrine, ce qui forme pour lé plomb métallique une rigole qui le conduit dans un bassin extérieur en brasque, disposé dans le sol de Tatelier. La plaque de fonte est recouverte d'une couche de

EH ANGUBTëRRE. SS5

menu coke, épaisse deO^'^O, perméable au plomb, mais assez fortement tassé pour ne pas laisser filtrer les scories; la surface présente une inclinaison de 15 à 16 degrés vers le second côté du four« de manière que les scories coulent dans une longue bàcbe rectangulaire en fonte, pleine d'eau, enterrée dans le sol de Tatelier, à côlé du bassin en brasque destiné à recevoir le plomb*

La poitrine en fonte a 0"* ,05 d'épaisseur, et descend à 0",15 au-dessus de la plaque de fond, ce qui laisse un espace suffisant pour l'écoulement continuel des scories.

La sole repose sur une coucbe de gros sable, el celle-ci sur une fondation solide en briques percée de nombreux canaux pour le dégagement de l'humidité* La tuyère est élevée de 0°^,50 au-dessus de la plaque de fond, le gueulard est à 0"*,40 seulement au-dessus de la tuyère, ce qui donne à la poitrine une hauteur de 1 mètre environ ; la buse est en tôle, l'œil a 0°*,04 de diamètre ; on lance le vent à la pression de 0°*,035 de mercure, pression très-forte pour un four aussi bas : pendant presque toute la durée des campagnes, on lance de 7 à

8 kilogrammes d'air par minute. Une machine à vapeur de 45 chevaux sert de moteur à la souâlerie pour les

9 fours de l'usine.

Les deux côtés et la warme (au-dessus de la tuyère) sont construits en briques réfractaires ; leur épaisseur est de 0^,40* Tout le four est compris dans un massif en briques ordinaires, maintenu par des armatures en fer forgé; il est percé de deux embrasures voûtées, l'une pour la tuyère, l'autre en avant de la poitrine. Je n'ai pas représenté les armatures, dont la disposition n'offre aucune particularité.

Appareil de condensation. — Je donne dans lafigure 14, pi. I, le croquis représentant la disposition générale de lappareil de condensation, adopté à l'usine précédem-

336 TaAITEHEirr de la GALftHE ARGENTIFÈRE

ment citée, A défaut d'un plan eiact, que je n'ai pas pu me procurer, ce croquis suffira pour faire comprendre là grande difficulté qu'on éprouve à condenser les fumées plombeuses. Les gaz, les vapeurs, et les matières fines entraînées par le vent, sortant de tous les fours à manche, sont conduits dans le canal souterrain F« traversent une grande chambre G, divisée en un grand nombre de compartiments par des cloisons verticales ; ils sont aspirés par trois énormes cylindres en bois BB, dont les pistons sont mis en mouvement par une machine à vapeur de la force de 75 chevaux D, et sont refoulés par le canal souterrain FF' jusqu'à la grande cheminée E.

Dans la chambre G, les cloisons présentent les ouvertures alternativement en'haut et en bas» ce qui force les gaz à serpenter, à monter dans un compartiment et à descendre dans le suivant. Dans tous les compartiments, dans lesquels les gaz descendent, on fait tomber une pluie d'eau froide. Sur le sol Teau s'élève, dans chaque compartiment, à (fi^fi^b au-dessus du bord supérieur de l'ouverture, en sorte que les gaz doivent refouler l'eau pour suivre leur mouvement : il en résulte un contact intime des gaz avec l'eau, très-favorable à la condensation des fumées plombeuses ; mais aussi il faut une aspiration d'une très-grande puissance pour forcer les gaz à circuler. Les boues liquides qui restent en suspension dans l'eau sortent continûment par un tuyau, et se rendent dans un grand bassin de dépôt.

Les trois cylindres aspirants et foulants BB ont ^"^,50 de diamèti'e ; la course des pistons est de 2"^,20 ; chacun des pistons fait 9 coups par minute ; cette rapidité répond à une aspiration de 297 mètres cubes de gaz par minute ; comme les cylindres et les pistons sont en bois, il y a certainement des pertes notables, mais on peut

EN AHCLETBRBB. 327

compter sur au moins 200 mètres cubes de gaz aspirés par minute.

Un grand réservoir A fournit t'eau nécessaire à Faiimentation de la machine à vapeur et à la condensation des fumées dans les c;hambres G.

Je vais maintenant décrire les opérations successives * de la première partie du traitement.

Prehièbe opération. — Travail au réverbère. — Les opérations dans les réverbères se succèdent avec une grande régularité, tant que les fours sont en bon état ; dès que les pavois sont notablement rongées, ou que la sole est un peu fissurée, la perte en plomb devient très-grande, if faut mettre hors feu pour faire aux fours les réparations nécessaires ; les détails que je vais donner s'appliquent seulement aux fours en très-bon état*.

On fait tomber sur la sole la charge de minerai, 1 tonne, contenue dans la trémie; on l'étend sur le pourtour de la sole, on ouvre toutes les portes et on ferme le registre placé dans le conduit incliné. Le four est trèschaud au moment oii la charge est introduite, le minerai est en gros sable ou même en grenailles. — Il décrépite violemment à la première impression de la

^ Quand on visile les usines à plomb de TAngleterre, après avoir vu les usines à euivre du pays de Galles, on est frappé 4e la différenee que présentent les fours : dans les usines à cuivre on tient les fours en activité jusqu'au dernier moment, tant que les briques peuvent tenir ensemble ; au contraire» dans les usines k plomb, tous les fours en activité sont presque neufs. La raison de cette différence est facile à comprendre : dans la métallurgie do cuivre, la plupart des opérations réussissent encore dans des fours dont les parois sont fortement rongées, la consommalion du combustible eat plus forte, ce qui a peu d'Importance en raison du bas prix de la houille; dans le traitement des minerais de plomb, l'usure des fours a une très-fâcheuse infiuence sur la réussite des réactions et sur la perte de métal : on met hors feu dès qu'une petite diminution dans le rendement ftit leattr la nécessité dea réparations.

328 TBAlTEMEIfl DE I.A GALÈNE ABOENnsiEE

chaleur; il faut éviter rentrainement des matières fines par les gaz, en arrêtant presque complètement le tirage* Quand le minerai est un peu échauffé, la décrépitation cesse, on ouvre le registre, et l'oxydation du sulfure de plomb se produit avec une gran4e rapidité. Les portes restent ouvertes, le combustible est chargé sur la grille en quantité strictement suffisante pour que le feu ne* s'éteigne pas. Avec ces précautions on produit un grillage très-énergique, à une température assez peu élevée pour qu'il n'y ait pas agglomération du minerai, presque sans consommation de combustible, et en profitant de la chaleur acquise par la sole et les parois du four à la fin de Topération précédente. Pendant les deux heures que dure cette première période, les ouvriers n'ont à faire que cinq râblages, dont le but est de renouveler les surfaces et de régulariser réchauffement du minerai.

Après les deux heures d'oxydation, on ferme les portes et on donne un premier coup de feu, dont la durée est d'environ un quart d'heure ; par un brassage énergique on détermine la réaction du sulfure sur l'oxyde et sur le sulfate de plomb. Le métal produit se réunit dans le bassin intérieur, il entraîoe une petite quantité de matières solides ou de crasses, qui forment à sa surface une couche peu épaisse, suffisante cependant pour le préserver en partie de la volatilisation.

Quand on ne fait plus couler de plomb par la pression des outils, on ouvre toutes les portes et on recommence, pendant une demi-heure, une nouvelle période de grillage : on donne ensuite un second coup de feu; suivi d'un brassage prolongé, et on continue cette succession de grillages et de coups de feu tant qu'il se produit du plomb, et tant que les matières ne sont pas en fusion pâteuse.. La température du four devient de plus en plus élevée ; les matières qui restent sur la sole, après chaque

EN AIWLSIEBBB. 339

coup de feu, s'agglomèrent de plus en plus et finissent par entrer en fusion, cinq heures environ après le chargement.

Cette succession de grillages et de réactions, faite trèsrapidement sur une charge considérable, ne peut pas donner des résultats aussi favorables que la période correspondante de la méthode carinthienne ; cependant avec des ouvriers très-habiles, et dans des fours bien construits, on parvient à retirer 60 pour 100 du plomb contenu dans les minerais ; mais cette proportion décroît notablement quand le four est en mauvais état, et suHout quand il est confié à des ouvriers inattentife ou peu exercés.

Ordinairement cinq heures après la charge toutes les matières contenues dans le four sont réunies dans le bassin intérieur : au fond se trouve le plomb produit, il est surmonté par une faible épaisseur de mat te, et celle-ci par des composés ou plutôt par des mélanges de composés fondus, sulfure, oxyde et sulfate de plomb, et par la gangue calcaire entièrement transformée en sulfate de chaux. Ce sont ces mélanges très-complexes qu'on désigne habituellement sous le nom A'oxysulpireSj désignation très-impropre, comme je Tai expliqué dans le second chapitre. Le four est à une température supérieure au rouge vif.

A ce moment on ouvre toutes les portes et on procède au traitement des oi;y sulfures : on jette à la surface des matières fondues une certaine quantité de chaux en poudre ; l'abaissement de température produit par l'ouverture des portes, et par le contact de la chaux, détermine la solidification d'une petite épaisseur des matières en fusion ; on l'enlève et on l'étend sur la sole ; on jette de nouveau un peu de chaux sur le bassin , et on continue jusqu'à ce que la totalité des oxysulfures, solidifiés de cette manière, soit étendue sur la sole ; on

880 IBAREMEirr m la Qldâtn ARGEimPàBE

ne laisse dans le bassin intérieur que le plomb métallique et la matte, qui le surmonte immédiatement. On ferme alors toutes les portes et on donne un coup de feu, prolongé seulement pendant huit ou dix minutes ; on fait ensuite un brassage qui donne une oertaine quantité de plomb. Les crasses restent alors sur la sole à l'état d'agglomération poreuse ; elles ne peuvent plus entrer en fusion, à cause de l'excès de chaux qui leur a été mélangé. Sur ces crasses on recommence la succession des gril* lages et des coups de feu, à peu près comme pour les minerais grillés, mais plus rapidement, et en ayant soin d'ajouter un peu de chaux dès qu'on voit se manifester une tendance à la fusion.

La solidification des oxysulfures et le traitement des crasses durent une heure environ ; après ce temps, les brassages ne donneraient plus qu'une quantité de plomb presque insignifiante, on retire les crasses par une des portes et à l'aide d*un râble ; on fait à la surface de la sole les petites réparations qui peuvent âtre nécessaires, et on introduit une nouvelle charge.

Pendant qu'elle s'échauffe et qu'elle commence à s'oxyder, on fait couler dans le bassin extérieur le plomb métallique et la matte contenus dans le bassin intérieur. Il reste dans ce bassin une petite quantité de crasses imparfaitement fondues, très-riches en oxyde de plomb. On les traite par de la houille très-memie, en les reportant sur la sole, du côté du pont, sur un espace laissé libre dans l'extension de la nouvelle charge. La chaleur accumulée dans la sole suffit pour faire agir la houille comme réductif sur l'oxyde de plomb, une petite quantité de métal coule encore dans le bassin : il est quelquefois surmonté d*une croûte peu épaisse de crasses oxydées ; dans ce cas on répète sur elles le même traitement par la houille menue, et ainsi de suite jusqu'à ce que le bas-

EN AROLETERRE. 331

sin intérieur ne contienne plus que du plomb pur. Les dernières crasses sont alors mélangées avec la nouvelle charge en élaboration ; on fait couler le plomb dans le bassin extérieur, et on répare la surface du bassin intérieur.

.A l'extérieur du four on a dans le bassin le plomb produit pendant l'opération, et une petite quantité de matte : elle est formée de sulfures de plomb, de fer et de calcium» et sa production est due à Faction exercée par le fer des outils sur les cx^mposés du plomb et du calcium, existant dans le minerai ou produits par les grillages.

La matte est bientôt solidifiée, on Tenlève en plaquettes et on la met en dépôt pour la traiter à peu près comme les minerais, mais dans un four séparé, dès que la quantité obtenue est suffisante. Le plomb est ensuite purifié des matières solides qu'il contient encore en suspension» par l'immersion de menues branches de bois, ou mémo en plongeant, à l'aide d'une cuiller, quelques menus morceaux de bouille. Le bouillonnement produit par la décomposition de la matière organique amène les corps solides à la surface. Après un écumage, le plomb est coulé en lingots. Les crasses d'écumage sont jetées dans le réverbère, et rentrent ainsi directement dans le traitement des minerais.

On peut faire à peu près régulièrement 4 charges en vingt-quatre heures dans un réverbère, en brûlant â tonnes de houille, et en employant de 160 à 170 kilogrammes de chaux ; on peut compter au plus 500 jours d'activité pour un four dans Tannée; à chaque réparation, il faut brûler une certaine quantité de houille pour la confection de la sole.

P€r8onnel — Le travail que je viens d'indiquer exige 4 ouvriers spéciaux par four et par vingt-quatre heures;

332 TRAITEMEST DE LA GILÈNK ARGENTITÂRE

ils se relèvent de douze heures en douze heures, et sont toujours deux à la fois présents au four; ils alternent à la fin de chaque semaine le poste de nuit et le poste de jour. Les minerais et le combustible leur sont apportés par des manœuvres, ils ne sont chargés que de la conduite des opérations. Ils sont payés à Tentreprise, d'aprps le poids de minerais traités et la quantité de plomb obtenu; dans les conditions ordinaires, chacun d'eux gagne 4 fr. 50 c. dans un poste de douze heures, soit pour Télaboration de 2 tonnes de minerai. Les manœuvres sont payés à la journée, 2 fr. 50 c. pour douze heures d'activité ; ils sont employés pour les réverbères, pour les fours à manche, pour les fumées, etc., en sorte qu'il serait difficile de dire combien de manœuvres suffiraient aux roulages pour les réverbères seulement. Pour cette raison, je compterai dans les frais spéciaux du travail aux réverbères les 30 manœuvres employés par l'usine, au lieu de chercher à faire entre les diverses opérations une répartition qui serait peu exacte. Les erreurs qui en résulteront pour les frais partiels seront peu importantes, et se compenseront dans le résumé des frais dé traitement.

Produits, — Ou obtient deux produits principaux : le plomb d'œuvre ordinairement très^pur ; les crasses plombeuses agglomérées ou plutôt solidifiées par la chaux. La volatilisation du plomb, Tenlrainement des matières fines pendant le chargement et le travail, n'ont pas une grande importance; ou ne juge pas utile de faire passer les gaz sortant des fours dans le grand appareil de condensation : on recueille dans les conduits incUnés, et dans le canal horizontal, une petite quantité de fumées, qui sont traitées en même temps que celles données par les fours à manche. Elles forment un produit tout à fait secondaire dont il est inutile de tenir compte. Quand on répare les fours, on recueille

EN âlWtEfBBRE. 385

toujours xxne certaine quantité de plomb qui s'infiltre dans toutes les fissures, malgré les précautions prises dans la construction des parois et pour la confection des soles; ces lamelles irréguliëres sont fondues sur la sole d'un réverbère à la fin d'une opération ; leur poids est tellement faible, relativement au nombre de tonnes de minerais traités, qu'on peut le négliger dans l'évaluatien des produits utiles obtenus. Les débris de fours et de soles imprégnés de matières plombeuses sont également obtenus en poids très-faible ; on les passe avec les crasses dans les fours à manche ; le quartz et l'argile, qu'ils contiennent en forte proportion, servent de fondants à la chaux des crasses plombeuses.

On retire en moyenne, de 1 tonne de minerai, rendant à l'essai 78 pour 100 de plomb :

65 pour 100, soit 0*^630 de plomb d'œuvre, tenant environ 30 grammes d'argent ;

25 pour 100, soit 0^,250 de crasses, rendant à l'essai jusqu'à 40 pour 100 de plomb.

On obtient en outre quelques kilogrammes de matte très-riche en plomb, contenant à peu près autant d'argent que les minerais eux-mêmes. On peut admettre que le plomb contenu dans la matte et dans les divers produits secondaires du traitement aux réverbères représente un peu plus de 1/2 pour 100 du métal contenu dans les minerais. On voit donc qu'en négligeant ces produits, on obtient de OS 730 à 0',740 de plomb de 1 tonne de minerai, dans laquelle l'essai indiquait 0^,780 de métal ; il faut bien remarquer que dans le réverbère on n'obtient en lingots que 0^,630 de plomb, et que le reste se trouve dans des produits qui doivent être soumis à un nouveau traitement. La perte par volatilisation dans le travail au réverbère est d'environ 6,45 pour 100 du plomb indiqué par l'essai des minerais. Gomme l'essai

8S4 TBAREIIEIIT MB U OUtNB ARGBMTIFÈIie

perd toujours une certaine proportion de plomba on peut admettre que la perte réelle par Yolatilisation s'éloigne peu de 8 à 9 pour 100 du métal mis en opération.

ConridératianM économiqueê. — Le traitement de 21 «000 tonnes de minerai donne pour l'année entière 13,330 tonnes de plomb en lingots, et 5,360 tonnes de crasses plombeuses, pour lesquelles j'admets le rendement moyen de 40 pour 100 à Fessai, Chacun des 18 fours à réyerbère est en feu pendant 300 jours environ. Les ouvriers spéciaux font 31 ,600 postes de douze heures pour l'élaboration des minerais : les réparations aux soles et aux fours emploient 1,440 journées; les ma* nœuvres fournissent 0,000 journées de travail. La con<sommation de houille s'élève à 1 1 ,000 tonnes ; on consomme 918 tonnes de chaux; les réparations aux fours, Tusure des outils, les dépenses diverses coûtent 16,200 francs.

D'après ces nombres « le traitement au réverbère de 21 ,000 tonnes de minerai occasionne les dépenses spé* ciales suivantes :

{Ouvriers spé-

danx fi3,040Jomiiéetà4fr. SOo.. i05fi»îr.

Manœuvres.. 9,000 -i- à 2 SQ .. 23^

Surveillance 600 tonnes ï 6 francs.. . . 3,600

Houille 11,000 ^ àSfr.lalonne. 66,000

GbavK 912 ^àl2*^ ^ i0,94é

Outils, réparations, frais divers 16,200

Dépenses spéciales 222,924 fr.

Soit par tonne de minerai :

Oatriers spéaitnx li,007 4fr.93 e.

Manœuvres 0^429.. .r •. i OS

Surveillance 0,285.. 0 17

Houille 01,524 S 14

Chaux OfiU 0 52

Outils, réparations, frais divers 0 77

Frais spéciaux rapportés k 1 tonne de minerai. . lOfr. 61 c.

EB âmuenniii. 8SS

La toime de minerai produit 0^,630 de plomb d'Oeuvre et 0^,360 de crasees.

Dans i'anuée entière^ on obtient de 108 à 110 tonues de matie, dont le traitement occupe un réverbère pendant près d'un mois; leB dépenses priDcipales sont les suivantes :

Main-d'œuvre ... 112 journées à 4 fr. 50 c. . . 50é franc».

HoniUe 60SOO à 6 francs 560

Chaux 4,50112 — 54

OatiU, réparations, frais divers * 84

DépensM spéeiales 1,002 francs.

Il n'y a pas à tenir compte des manœuvres et des surveillants, qui ont été compris dans les dépenses relatives au traitement des minerais. Les 110 tonnes de matte produisent 55 tonnes de plomb d'œuvre, à la teneur de 30 grammes d'argent, et 35 tonnes de crasses plombeuses^ ce qui porte le rendement de la première opé* ratioD« pour les 31,000 tonnes de minerais, à 13,285 tonnes de plomb, et à 5,285 tonnes de crasses. Les âé< penses nécessitées par le traitement des mattes, rapportées à la tonne de minerai, s'élèvent seulement à 0^048; U est par suite peu utile de calculer les détails des frais spéciaux pour 1 tonne de minerai, en tenant compte du traitement de la matte, ce calcul est d'autant moins utile que les nombres cités plus haut ne sont qu'approximatifs; ils n'ont pas été relevés sur les registres d'une usioe, mais seulement calculés d'après des renseignements verbaux.

Sbcoki»; opftuTJON. — TRArfEMBifT DBS CRAssgs. *— Les crasses provenant des fours à réverbère sont fortement a^lomérées, mais très^poreuses ; elles contiennent : de la chaux et des oxydes de plomb et de fer ; des sulfates de

336 TRAITBIIBIIT DB LA GALtlOB ARfiBNTlrtBE

chaux et de plomb ; uDe très-petite quantité de sulfure de plomb. L'oxyde de fer qu'elles renferment provient presque exclusivement de l'action du fer des outils sur les divers composés du plomb : le fer passe en entier à Tétai d'oxyde pendant la dernière partie du travail aux réverbères. En raison de leur très-grande porosité, ces matières ne peuvent être traitées que dans des fours à manche peu élevés ; la réduction de l'oxyde de plomb commence nécessairement à une faible distance du gueulard, on ne peut éviter une perte trop forte par volatilisation qu'en fondant avec une grande rapidité : on cherche d'ailleurs à recueillir une grande partie du métal volatilisé, et des matières fines entraînées par la pression du vent, en aspirant tous les gaz et les forçant à passer dans des chambres contenant de Teau. La disposition dejs fours à manche et celle des appareils de<îondensation, paraissent parfaitement adaptées à la nature des matières proposées et à la condensation des vapeurs. L'énorme poids des crasses fondues annuellement permet de faire, pour rinstallation et la marche des appareils, des dépenses qui dans une usine moins importante ne seraient pas couvertes par la valeur des fumées recueillies.

Dans les fours k manche on fond les crasses avec les débris de fours et de soles, avec une petite quantité des scories riches de l'opération elle-même, avec les cendres agglomérées retirées des cendriers des réverbères. Ces cendres contiennent beaucoup de silice, un peu d'alumine et d'oxyde de fer, et forment, avec les débris de soles et de fours, un excellent fondant par la chaux que renferment les crasses ; dans les cendres se trouvent en outre des escarbilles, qui exercent pendant la fonte ilne action réductive très-utile.

Lits de famn. — La proportion des matières associées dans les lits de fusion est à peu près constante, on ne

EU ahôletkrri. 337

fait varier que le poids des scories riches , toujoiirs produites en quantité variable; elles n'ont qu'une faible influence sur la marche de Topération, et d'ailleurs la plus grande partie des scories obtenues dans l'allure normaU est bocardée et soumise à la prépara^ tion mécanique, ce qui dispense €|t empêche de les fondre au four à manche. La composition la plus ordinaire des lits de fusion est la suivante :

Grasses des foars à réterbèrei . . 1,000

Cendres agglomérées 200

Débris des soles et des fours. . • . 132

Scories riches 50

Gomme les crasses ne sont pas très-riches en plomb, on cherche à ne leur ajouter que le moins possible de matières pauvres.

Travail au four à manche. — La mise en feu du four à manche ne demande pas beaucoup de précautions, parce que Tépaisseur de la maçonnerie réfractaire, refaite à chaque campagne, n'est pas considérable, une partie des parois étant en fonte. On peut très-bien, en six heures, porter le four à une température assez élevée pour qu'on conmience à charger les lits de fusion, et dès le second jour on atteint l'allure normale.

Le chargement est fait comme à l'ordinaire par l'ouverture située au-dessus de la poitrine, les lits de fusion sont contenus dans des bâches en bois, le coke dans des paniers; les matières à fondre sont jetées contre h warme, le coke est chargé contre la poitrine, mais on ne cherche pas à produire deux colonnes séparées à peu près nettement; en raison des faibles dimensions du four, il est impossible de produire et de conserver un nez de dimensions convenables.

La réduction de l'oxyde de plomb est produite par le combustible solide plus encore que par les gaz. On passe

TOHB II. 22

338 TRAirEMENT Dfe U GALtNi ARGENTIFÈRE

en vingt-quatre heures environ 5,000 kilogrammes Aê crasses, soit 4,i46 kilogrammes des lits de fusion , en consommant environ 500 kilogrammes de coke. Les sulfates de plomb et de chaux des crasses sont décomposés principalement par les matières siliceusts des fondants; Toxyde de plomb est réduit en partie par leê gaz, le reste passe à Tétat de silicate ; Totyde de plomb combiné avec la silice est réduit par le sulfufe de fer, par le sulfure de calcium, par le contact des paroifl métalliques^ et par le coke, mais la réduction n*est pas complète, les scories qui coulent à Textérieur contiennent encore de 5 à 6 pour 100 d'oxyde de plomb combiné : en raison même de cette richesse des scories, il ne se forme pas de matte, on n'obtient que deux produits : du plomb métallique assez pur et des scories. J*ai déjà longuement insisté sur les réactions chimiques des fontes aux fours à manche, et je n'ai pas besoin de revenir sur ce sujet.

Les scoriescoulent continûment à la surface de la sole en coke, et tombent dans le réservoir extérieuri tandis que le plomb métallique traverse la sole un peu poreuse, et suit l'angle de la plaque de fonte jusque dans le bassia en brasque. La continuité de Técoulement des produits fondus ne permet pas une séparation nette entre le plomb et les scories; ces dernières contiennent beaucoup de grenailles métalliques ) on retire les scories du réservoir, et on les porte à la préparation mécanique ; comme elles Ont été refroidies trè»-rapidement, il est très-facile de pulvériser le silicate ; par un lavage dans un caisson, on retire aisément toutes les grenailles. On ne réserve pour les lits de fusion que les scories produites pendant les dérangements des fours, et très-friches en oxyde de plomb ; celles-là ne sont pas soumises à la préparation mécanique ; on les fait couler sur te sol mâme de l'usine, puis on les casse au marteau en morceaux de b grosseur du

EU AKOLEtB&RK. 339

poing) sans chercher à séparer les grenailles de plomb. Le métal reçu dans le bassin extérieur est, à des interralles réguliers^ puisé à la cuiller et yersé dans des lingotières.

La campagne peut durer de quinze jours à trois semaines ; on met hors feu quand les deux côtés sont tellement rongés qu'il faut augmenter beaucoup la proportion du combustible pour obtenir des scories suffisamment fluides ; Tirrégularité du vide intérieur détermine la diminution trop grande de la quantité de plomb obtenu en lingots, et l'augmentation des pertes par volatilisation : les scories retiennent beaucoup de grenailles. La mise hors feu n'exige aucune précaution spéciale. Produits. — Les grenailles de plomb, retirées des scories par préparation mécanique, sont ajoutées au métal qui coule dans le bassin, et par la on évite l'embarras d'une seconde fusion.

Un four en bonne allure produit en vingt-quatre heures de 1,000 à 1,100 kilogrammes de plomb, presque toujours très-pauvre en argent, et des scories tenant de 5 à 6 pour 100 de plomb après la séparation des grenailles. La perte par volatilisation, indiquée par ces nombres, comparés aux résultats des essais des crasses* est très-faible ; on doit en conclure qu'elle est seulement un peu plus forte que celle faite dans les essais eux-mômes. Je crois qu'on peut admettre que la perte, dans les essais de matières plombeuses rendant 40 pour 100, n'est pas inférieure à 20 pour 100 du plomb obtenu en culot, et par suite, qu'on peut évaluer à plus de 300 kilogrammes la quantité de plomb volatilisé dans le traitement des crasses, dans chaque four et en vingt-quatre heures, soit à plus de 500 tonnes pour la fonte des 5,385 tonnes de crasses; on est bien loin de recueillir la quantité de fumées correspondante dans les appareils de condensation.

340 nunEMBRi j>b u «aUmb ARGimirËRE

DaoB une campagne de 16 jours on passe au plus 48 tonnes de crasses, en consommant 13^50 de coke ; chaque four peut faire 15 campagnes dans Tannée ; il faut donc 8 fours pour le traitement des 5,285 tonnes de crasses produites par les réverbères. Il n'y en a jamais plus de 6 en feu en même temps, 24 fondeurs suffisent à la conduite des fours ; les roulages sont faits par les ma« nœuvres, dont j'ai porté toute la dépense au compte des réverbères. La soufflerie occupe en outre 4 ouvriers et brûle 3^,40 de houille en vingt-quatre heures ; il est bon d*observer qu'elle fournit aussi le vent au four à manche, qui sert spécialement au traitement des fumées.

Appareil de candêtisatUm. — La machine à^ vapeur qui met en mouvement les trois pistons des cylindres aspirants et foulants est maintenue en activité constante, les vapeurs condmsées et les matières fines entraînées sont conduites, en suspension dans Teau, dans un grand bassin, et se déposent sous forme de boues liquides. On les retire de temps eu temps et on les laisse égoutter sur les bords du bassin. Quand elles ont pris une certaine consistance, elles sont moulées eu briquettes et séchées lentement dans l'atelier du four à manche. Elles sont ensuite fondues, comme les crasses, avec les cendres agglomérées provenant des foyers des fours à réverbère. Les fumées sont composées principalement de carbonate et de sulfate de plomb, et contiennent peu de chaux; elles n'ont pas le même degré d'agglomération que les crasses, et leur traitement est beaucoup plus imparfait, c'est-àdire que les pertes par volatilisation et par entraînement sont beaucoup plus fortes. Dans une campagne de trois semaines on fond aisément 65 tonnes de briquettes, et on en retire de 30 à 33 tonnes de plomb très-pur et ne contenant pas d'argent; en quatre campagnes on traite toutes les fumées recueillies dans Tannée. On i*etire envi-

EM ANOLirRRRB. 341

ron 125 tonnes de métal, soit un quart du plomb volatilisé aux fours à manche dans la fonte des crasses. La machine à vapeur occupe 3 mécaniciens ou chauffeurs, et brûle environ 540 tonnes de houille dans Tannée. La confection des briquettes emploie 2 ouvriers spéciaux; la fonte des fumées emploie 4 fondeurs pendant 4 campagnes, et consomme environ 70 tonnes de coke; il faut de plus un certain nombre de rouleurs pour les transports divers. Ces données permettent de calculer approximativement l'avantage qui résulte de la condensation des fumées.

Considérations économiques. — La seconde partie du traitement produit :

Environ .... 1 ,850 tonnes de plomb retirées de la fonte des crasses, ..Et 120 * données par les ^ées ;

En somme . . 1 ,970 tonnes de plomb.

Cette quantité de plomb provient de 5,285 tonnes de crasses qui, diaprés les essais par voie sèche, en contiennent plus de 2yl00. Le rendement pratique est de 37,3 pour 100, tandis que la teneur indiquée au laboratoire ne dépasse guère 40 pour 100.

C'est un résultat extrêmement favorable, et qui n'est atteint que dans un bien petit nombre d'usines; la perte réelle est cependant encore assez forte, car, en tenant compte de Tinexactitude des essais, on peut admettre que les crasses renferment au moins 2,500 tonnes de plomb, et on n'en retire que 1 ,970 tonnes. La perte réelle est donc de 1/4 environ du plomb contenu dans les crasses, ou de 500 tonnes au moins pour Tannée.

n n'y a pas lieu de tenir compte de la perte en argent, parce que les matières traitées n'en contiennent qu'une très-faible quantité* Le plomb produit peut ordinairement être vendu sans passer au pattinsonage.

34S TRAnEMENT DS U GAIitHE iRGEimFÈIlE

Les dépenses principales du traitement des crasses et des fumées ne peuvent être séparées très-nettement , cependant il importe de mettre en évidence, au moins ap* proximativement, celles qui se rapportent à la condensation et à la fonte des fumées^ afin de pouvoir comparer les frais et les résultats obtenus.

1^ Dépenses relatives au traitement de 5,285 tonnes de crasses au four à manche :

Main-d'œuvre spéciale 10^080 journées à 4fhincs.. 40^320 francs.

SarTeUUnce 720 — à 6 — .. 4,320

Coke 1,480 tonnes àl4 — .. 20,720

Hoaillepourlasoufaerie.. 864 — à 6 — .• 5,184

Outils, huile, graisse, réparations, frais divers 25,000

Dépenses relatives à la fonte de 5,285 tonnes de crasses. . . 95,544 francs.

Soit par tonne de crasse :

Main-d'œuvre spéciale li,907 7 fr . 628

Surveillance 0,136 0 816

Colic ^0*,280 3 920

Houille 0,164 0 984

Outils, réparations, frais divers 0 475

Frais spéciaux rapportés à 1 tonne de crasses . . 43 fr . 841

On retire de la tonne de crasses 0^,350 de plomb marchand ou très-pauvre en argent, et 0^,050 de fumées riches en plomb,

2* Dépenses relatives à la condensation et au traitement des fumées :

Main*d'tt«Yre spédale . . 2,031 Journées à 4 frtncs. . . • 8,124 francs.

Coke 68 tonnes à 14 ^ .... 952

Houille 540 — k 6 — .... 3,240

Outils, huile, graisse, réparations, frais divers 5,000

Dépenses relatives à la condensation et au traitement. . . . 15,516 francs.

On retire 130 tonnes de plomb marchand ; par conséquent les frais spéciaux de la condensation et du traite-

EU àamjsmM. SMK

ment dm fumées oe s'élèvent pas à 438 francs par tonne . de plomb obtenu, et il y a un avantage considérable à opérer comme on le fait dans les usines anglaises.

En faisant la somme de ces deui dépenses partielles^ Qïx obtient les frais spéciaux relatifs au traitement des . ;

crasses :

Hain-d'œiiTre .... 42^111 jouinéM. . . 48,4l41Hlft8.

SurveiUance 720 — ... 4,320~ :

Coke 1,548 tonnes %i,em^^'^^

HoqiUe 1,404 — 8,424 '^^•<

Réparations, frais divers 28,000 |

Frais spéciaux 110,868 francs.

Soit par tonne'de minerais mis en traitement :

Kain-d'œufre, , 0j,576 2ûr.S07 |

SurreiUançe 0jÛ94, 0 206 |

Coke 0i,074 1 036 |

HottiUe 0,069 0 400

Béparatiom» frais divers » 1 3S3

Frais spédmi rapportés à 1 tourne de mlnanls. . . 5 fr. ^2

Le traitement des crasses et des fumées produit, par tonne de minerais, 0»,0940 de plomb assez pur pour être vendu, mais pauvre en argent.

En résumé, la tonne de minerais produit :

0t,630 de plomb d'œvvre à la teneur d'environ 30 grampoes, 0 ,094 de plomb panvre;

En somme. . 0^,724 de plomb en saumons. j

On obtient donc 0t,7S4 de plomb en saumons livrés à la vente ou à la cristallisation, tandis que les essais indiquent 0^,780 de plomb, et que les minerais contiennent réellement 0S810. La perte apparente est donc de0*,056, et la perte réelle dépasse certainement 0SO80, Je crois qu'on peut admettre sans grande erreur que la perte réêlU en plomb est d'environ iO pour 100 du métal oon-

344 ibarekeut de la galène uicEiniFiftB

tenu dans les minerais. Quant à la perte en ai^nt, ii est impossible de l'éTaluer, parce que les essais ne peuvent pas être faits avec exactitude sur des minerais aussi peu argentifères.

Les frais spéciaux du traitement pour plomb de 1 tonne de minerais sont les suivants :

Main-d'œuvre et sanreiUaaoe.. 31,17... 8fr.7i8

Coke 0«,074.. i 036

Houille 0,503.. 3 568

Chaux 0,044.. 0 520

OutilSy réparations^ frais dîTers 2 U4 .

Frais spéciaux 15fr.946

Ces frais sont beaucoup moins élevés que ceux de la méthode carinthienne, bien que la main-d'œuvre soit beaucoup plus chère en Angleterre ; le traitement est plus complet et la perte en métal est proportionnellement moins grande.

Avant de parler de la méthode suivie dans le Derbyshire pour des minerais moins riches en plomb» il est bon de comparer entre eux le prix d'acquisition des minerais; les frais de traitement; la valeur produite et les pertes en plomb.

Les 31^000 tonnes de minerais sont payées 7,602,000 francs.

Les frais spéciaux du traitement s'élëTent à environ. 335^000 -—

Je ne connais pas exactement les frais généraux des usines anglaises, et je ne chercherai pas à les évaluer même approximativement, il suffira de dire que leur importance est comparable à celle des frais spéciaux.

D'après les essais, les minerais contiennent : 16,380 tonnes de plomb et 4,9i4 kilogrammes d'argent ; la valeur des deux métaux est de 9,271,000 francs, en comptant le plomb à 500 francs la tonne, et l'argent à 220 francs le kilogramme. Les minerais contiennent réellemait un poids plus grand des deux métaux, puis-

m AHGLns&BB. . 345

qu'ilyatovyoursdesperiesâaDs lesessais. Les21 ^000 tonnes de i^inerais contiennent certainement près de 17,000 tonnes de plomb, et plus de 5,000 kilogrammes d'argent, et la valeur des deux métaux dépasse 9,600,000 francs.

Le traitement produit ;

13,285 tonnes de plomb, teiunt 90 granines d'argent aux 100 kilogrammes, Et de plus 1,070 tonnes de plomb trto-pauvre ;

Soit en somme. . 15,255 tonnes de plomba contenant utilement 4,000 kilogrammes d'argent.

Je Teux dire par ce mot utilement , qu'on ne peut soumettre à la cristallisation qu'une partie du plomb pro« duit, et que cette partie ne contient pas plus de 4,000 ki*logrammes d'argent ; la valeur produite par le traitement des minerais pour plomb d'œuvre est seulement de 8,507,500 francs. La perte apparente, ou la différence entre la valeur produite et celle qu'indiquent les essais des minerais, est de 763,500 francs.

La perte réelle est supérieure à 1 million de francs.

L'examen attentif de ces nombres conduit à des conclusions intéressantes : les frais de traitement n'ont qu'une importance secondaire ; les directeurs des usines doivent évidemment chercher à les rendre aussi faibles que possible, mais leur attention doit se porter principalement sur la diminution des pertes en métaux, et surtout sur l'achat des minerais; c'est là qu'ils peuvent espérer l'accroissement le plus fort des bénéfices réalisés. Dans le traitement des minerais de plomb plus ou moins argentifères, conune dans celui des minerais de cuivre, la question commerciale domine la métallurgie proprement dite, mais en outre les partes en métaux peuvent prendre une importance considérable, et sous ce rapport les fondeurs des minerais de plomb se trouvât en pré*

Derbysbire.

Si6 TRAnEMElIT DB Uk OAlAlfl ARGEIfTIFiRE

sence de difficultés qui exigeni une grande habileté pratique, et dont leB fondeurs de minerais de cuivre n'ont pas beaucoup à s'inquiéter, du Les minerais traités dans les usines du Derbysbire sont généralement à gangue de sulfate de baryte» ce qui empêche de pousser très-loin Tenriehissement à ta préparation mécanique; par c^ssage et triage on obtient de la galène nettement séparée de la gangue, mais le lavage des matières fines ne peut enlever qu'une partie de la baryte. Les minerais livrés aux usines rendent en moyenne 70 pour 100 de plomb ; ils sont aussi pauvres en argent que ceux traités dans le Flintsbire; ils ne oontiennent aucune gangue métallique, telle que blende, pyrite, sulfure d'antimoine, et leur traitement donne du plomb parfaitement pur.

Les prix des combustibles, des matériaux de construetion et da la main<^^œuvre sont à peu près les mêmes dans le Derbysbire et dans le Flintsbire ( les frais spé-ciaux du traitement sont aussi élevés, et las conditions commerciales présentent de grandes analogies.

Je ne décrirai pas en détail la méthode suivie dans le ccNQQté de Derby, je donnerai seulement la marche générale des opérations.

Les minerais sont d*abord traités au réverbère, ce qui donne à l'état de plomb d'œuvre la majeure partie du plomb et de l'argent. On obtient en même temps des crasses plombeuses et des scories. Les crasses sont fondues au four à manche et produisent du plomb pur et très^peu argentifère et des scories contenant, comme celles des réverbères, de 5 à 6 pour 100 d'oxyde de plomb.

Les scories des réverbères et celles jgroduites dans Tallure normale des fours à manche sont jetées.

La fonte des crasses plombeuses au four à manche oc" casionne une perte asses grande par volatilisation ; on

EN AKOIiETfiaRM» 341

cberohe à la diminuer en condensant une partie des fumées, mais la quantité de crasses n'est pas assez considérable pour qu'on installe des appareils de condensation aussi perfectionnés que ceux du Flintshire ; on recueille les fumées dans une série de canaux et de chambres. Ces fumées sont mélangées avec de la houille menue, et leur réduction est faite au réverbère ; elle produit du plomb pautre et des crasses ; le plomb est livré au commerce, les crasses sont fondues au four à manche, en même temps que celles provenant du traitement des minerais.

pRfillIÉllE OFÉRATIOM. — TRATrEMEKT AU RÉVERBÈRE. — LcS

fours ont une disposition analogue et des dimensions à peu près égales à celles des fours du flintshire ; chacun d'eux est conduit par quatre ouvriers spéciaux qui tra^ vaillent deux par deux, par postes de douze heures.

La charge de minerai est seulemeptde 800 kilogram* mes ; elle est introduite par la trémie au moment où Topération précédente vient d'être terminée, et quand le four est encore à une température très*élevée. On ouvre toutes les portes et on laisse le grillage se faire rapidement, en utilisant la chaleur accumulée dans les parois et dans la sole. Les minerais traités proviennent en général d'exploitations peu profondes et contiennent presque toujours une certaine proportion de plomb carbonate ; sa préiseoce permet de diminuer un peu la durée de la période d'oxydation ; elle est ordinairement terminée en moins de deux heures.

Après ce temps, la charge est à la température du rouge sombra et ne contient plus qu une proportion de sulfure de plomb à peine suffisante pour les réactions ultérieu*^ res; on ferme les portes, on donne un coup de feu, suivi d'un brassage énergique qui détermine la réaction à p^u près complète du sulfure sur Toxyde et sur le sul&te de

348 1IAIIBIII3IT W Là GêlÈnZ AR6SNTIFÈRE

plomb; la plus grande partie du métal est obtmiue à une température très-basse, à la suite du premier brassage, et presque sans perte par volatilisation.

A la première réaction on fait succéder pendant une heure environ des alternances de grillages, de coups de feu et de brassages.

Trois heures et demie après le chargement le four est au rouge presque vif, le métal produit est réuni dans le bassin intérieur, recouvert d'une faible couche de matte qui le préserve de la volatilisation ; la période des réactions est terminée. Sur la sole restent des crasses demifondues, qui contiennent : la gangue barytique inaltérée, du sulfate, de Toxyde et du sulfure de plomb, retenant une certaine quantité de grenailles qiïi ne peuvent couler en raison de l'état pâteux de ces matières. ' Les crasses sont étendues sur la sole, tout autour du bassin intérieur; on jette à leur surface 54 kilogrammes de spath*fluor et 146 kilogrammes de calcaire ; on brasse afin de rendre le mélange à peu près intime, et on donne un coup de feu très-fort. La chaux du calcaire ajouté en excès achève la décomposition du sulfure de plomb, sous rinfluence des gaz oxydants ; elle forme en outre une certaine quantité de sulfate de chaux, en enlevant de l'acide sulfurique à Toxyde de plomb ; le plomb métallique se réunit dans le bassin, à mesure que le spathfluor détermine la fusion des sulfates de baryte; de chaux et dejplomb. L'oxyde de plomb se réunit à la matte, et forme mie couche assez épaisse, à laquelle on peut donner le nom à^oxysulfure^ mais qui est en réalité un mélange hétérogène d'oxyde de plomb et de sulfures en fusion à peu près complète.

Dès que toutes les matières contenues dans le four sont bien fondues, on fait sortir avec un râble et par une des portes latérales les fluosidfates, qui, plus légers» re-

m anoleurbb. 349

couvrent les autres composés; on fait couler le plomb dans le bassin extérieur et on procède à Félaboration des oxysulfures. On jette à la surface une petite quantité de chaux et de charbon , ce qui produit déj à un peu de plomb métallique par Faction du charbon sur Toxyde, et en même temps solidifie une petite épaisseur de la matière fondue.

Cette croûte est enlevée et portée sur la sole vers le milieu du four; ce travail est continué jusqu'à ce que tous les oxysulfures soient retirés du bassin. Par un brassage de quelques minutes, on cherche à mélanger la chaux et à la faire agir sur le sulfate et sur le sulfure de plomb ; cette action produit encore un peu de métal. On laisse ensuite Toxydation du sulfure se compléter, et on termine Topération en jetant un peu de menue houille sur les matières^ en brassant et en donnant un fort coup de feu. Les crasses qui restent alors sur la sole contiennent encore du plomb, en partie à Tétat d'oxyde, en partie à l'état de sulfate, on les enlève par une des portes et on les met en dépôt pour les fondre au four à manche.

On fait couler le plomb dans le bassin extérieur, on répare la sole, le four est alors prêt à recevoir une nouvelle charge.

Dans le bassin extérieur, le plomb est purifié par un bouillonnement, produit par l'immersion d'une branche de bois vert ; il est ensuite écume, puisé à la cuiller et moulé dans des lingotières.

L'opération entière dure environ six heures ; on peut traiter en vingt^quatre heures 5',20 de minerai, en brûlant de 2 tonnes à 2^10 de houille.

Produits. — On obtient trois produits principaux : le plomb d'œuvre, les fluosulfates et les crasses plombeuses; et un seul produit secondaire, les débris de soles et de briques, provenant des réparations fréquentes que néces-

860 TRAITElfEHT OB LA «AtÈNfi ARGENTIFÈRE

sitent les fours, qui doivent toujours être maintenus en parfait état. En fiaumons de plomb d'œuvre on obtient la majeure partie du plomb contenu dans les minersds, et c'est là le point caractéristique de la méthode du Derby shire ; grAce à la présence du carbonate de plomb, la première réaction est relativement plus complète que dans le Flintshire ; la première coulée donne 60 pour 100 de plomb pour des minerais qui rendent à Tessai seulement 70 pour 100. Les dernières périodes du traitement au réverbère produisent encore 2 i/3 et même 3 pour 100 de métal, en sorte que le réverbère donne le rendement trèsélevé de 63,5 à 63 de plomb pour iOO de minerai. Chacune des quatre charges de 800 kilogrammes, élaborées dans un four et eu vingt*quatre heures, produit de 500 à 505 kilogrammes de plomb.

Les saumons obtenus contiennent presque tout Targent des minerais ; les scories et les crasses ne retiennent pas une quantité appréciable de sulfure, le plomb produit peut entraîner à peu près la totalité du métal précieux.

Les scories sont des fluosulfates de chaux, de baryte et d'oxyde de plomb; on cherche à diminuer autant que possible la proportion de la base mélailique en ajoutant beaucoup de calcaire en même temps que le spath-fluor; mais la chaux, même en excès, ne peut déplacer qu'en partie l'oxyde de plomb combiné avec Tacide sulfurique; les scories contiennent de 5 à 8 pour tOO de plomb ; elles sont jetées, et par suite, le métal qu'elles renferment est perdu ; les scories sont obtenues dans la proportion de 50 pour 100 de minerai» elles retiennent donc par chaque opération de 14 à 15 kilogrammes de plomb, soit environ 2 1/2 pour 100 du métal accusé par les essais. Au prix de cette perle très-faible on obtient un résultat très-utile, la scoriflcation de toute la gangue bary tique et celle d'une partie du sulfate de chaux produit pendant

EU âMUfiiiM. 851

ropéralion ; en d'ftutres termes, une ttès^grande (dfflplîflcaiion dantsle traitement des orasees plombeuses au four à manche. Lee fluoBulfotes ne contiennent que trèsKpeu d'argent, au moins dans le cas générât du Derbyshire, de minerais peu argentifères.

En les négligeant^ on ne fait donc qu'une perte réel«lement très-faible, celle de 2 1/2 pour 100 du plomb acheté par Tusine. Pour des minerais riches en argent, la méthode en question ne serait plus applicable, parce que les fluosulfates retiendraient une proportion notable d argent, et leur traitement spécial présenterait des difficultés.

Les crasses plombeuses sont obtenues en très-petite quantité, cela résulte de la conduite de Topération, qui sépare d'abord à l'état métallique la plus grande partie du plomb, et ensuite à l'état de fluosulfates la totalité de la gangue barytique, et une partie de la chaux ajoutée en même temps que le spath-fluor. Pour une charge de 800 kilogrammes de minerai i après le traitement des oxy sulfures dans le réverbère, il reste au plus 80 kilogrammes de crasses plombeuses, contenant, à l'état d'oxyde et de sulfate» 10 pour 100 de plomb, soit au plus âO kilogrammes de métal, ou 8^6 pour 100 de plomb accusé par les essais.

D'après ces nombres approximatifs, pour 1 tonne de minerais contenant OS 700 de plombf d'après les essais par voie sèche, on obtient :

0',630 de plomb d'oeuvre, dans lequel presque tout

iaiigent est réuni;

0^,300 de fluosulfates, contenant O^^OSS de plomb ;

0',100 de crasses, contenant 0S035à0S036 de métal.

En traitant au four à manche les débris provenant des

réparations des fours, on retire une certaine quantité de

plomb ; on peut admettre que cette fraction compense à

352 TRAnUSIlT 0B LA GALftMl ARGERTIPteS

peu près les pertes faites dans la foBte des crasses au four à manche; dans cette hypothèse, le traitement au réverbère donne 0\666 de plomb par tonne de minerais, et par conséquent on ne perd sur le métal acheté dans les minerais que 0^,054, soit par volatilisation, soit par la scorification des gangues. Si l'on veut calculer approximativement la perte réelle, il faut faire une hypothèse sur l'eiactitude des essais : admettre, par exemple, que les minerais, dont le rendement est de 70 pour 100, contiennent en réalité 75 pour 100. Dans ce cas, de 750 kilogrammes de plomb contenus dans 1 tonne de minerai, on retire 630 kilogrammes à Tétat métallique et 35 kilogrammes dans les crasses ; on perd, par conséquent, 75 kilogrammes de plomb, ou 10 pour 100 du métal contenu dans les minerais, perte qui doit être considérée comme relativement très-faible.

Les résultats seraient certainement beaucoup moins favorables si Ton avait à traiter de la galène à gangue barytique, ne renfermant pas de carbonate de plomb : c'est la présence de ce composé qui permet de donner une grande perfection à la première période des réactions ; dans le traitement de la galène non altérée par les agents atmosphériques, le réverbère ne produirait pas plus de 55 pour 100 de plomb d'œuvre, pour des minerais rendant en moyenne 70 pour 100 à Tessai. Les fiuosulfates seraient plus riches en plomb, les crasses seraient en proportion plus forte, et par suite les frais de traitement seraient plus élevés et la perte réelle plus considérable. Pour une raison analogue, si les minerais traités dans le Flintshire étaient partiellement altérés et contenaient du plomb carbonate, il deviendrait possible d'obtenir au réverbère une proportion plus forte de plomb d'œuvre : les pertes et les frais de traitement seraient plus faibles que ceux indiqués précédemment.

Du reste, les deux méthodes sont fondées essentiellement sur les réactions chimiques des composés oxydés et sulfurés du plomb; elles cessent d*étre applicables dès que les minerais contiennent plus de 3 à4 pour 100 de gangue quartzeuse ou argileuse.

Segoude opération. — Traiieiient des grasses plohbevses. — Les crasses des réverbères sont composées à peu près comme celles du Flintshire, et sont traitées de la même manière au four à manche, avec des matières argileuses et quartzeuses, telles que les cendres ramassées sous les grilles des réverbères : ce traitement n'a rien de particulier, et je n'ai pas à le décrire de nouveau, je dois seulement insister sur le nombre des fours à manche nécessaires pour fondre les crasses dans les deux méthodes. Dans le Flintshire , il ne faut pas moins de 8 fours à manche pour 18 réverbères, et de plus un neuvième est consacré à la fonte des fumées : dans le Derbyshire, les crasses sont produites en quantité beaucoup plus faible : une usine contenant 18 réverbères n'a besoin que de 2 fours à manche pour les crasses et pour les fumées. La comparaison de ces nombres fait comprendre qu'on n'a pas intérêt dans le comté de Derby à installer de vastes appareils de condensation, indispensables dans le Flintsbire.

Les crasses rendent au four à manche de 33 à 34 pour 100 de plomb assez pur, très-pauvre en argent ; dans ce rendement, je compte le métal retiré des fumées et des produits secondaires.

En définitive, on retire de 1 tonne de minerais 0*,665 de plomb, en perdant seulement 0S035 sur la teneur indiquée par les essais ; la perte apparente est de 5,50 pour 100 du métal contenu dans les minerais. On obtient ce résultat extrêmement favorable en amenant la

354 TRAITEMENT DB U OALÈmB ARGEIfTIFÈRE

majeure partie du plomb àTétat métallique parles réactions faites à très-basse température, dans la première partie du traitement au réverbère : cet avantage résulte de la présence du carbonate de plomb dans les minerais traités. On produit des scories assez riches dans les deux parties du traitement, mais elles sont en quantité relativement très-petite, et on trouve éoonomie à ne pas les traiter, et même à ne pas chercher à les appauvrir davantage.

B. — Enriehlssement du plomb d'œuvre par eristallisatlon*

Je décrirai cette partie de la métallurgie anglaise en prenant pour exemple le plomb très-pur produit par la méthode du FUntshire, dans l'usine précédemment considérée.

Elle produit dans l'année 15,285 tonnes de plomb à la teneur de 50 grammes d'argent, et de plus 1,970 tonnes de plomb plus pauvre encore, retiré par le traitement au four à manche des crasses et des fumées. Une grande partie de ce plomb pauvre est vendue, on n'en passe au patlinsonage qu'une portion assez faible. Je dois chercher surtout à calculer approximativement les frais entraînés par l'ensemble de la méthode, et pour cette raison je ferai une hypothèse, qui s'écarte peu des conditions ordinaires des usines anglaises, qui achètent des plombs d'œuvre plus ou moins riches. Je suppose que l'atelier de cristallisation reçoit :

43^285 tonnes de plomb pur à 30 grammes. 715 - - àl5 -

provenant du traitement de 21,000 tonnes de minerais. L'atelier comprend deux systèmes de 11 chaudièm

m AMfimua». 866

en fonte, capables de contenir chacune 7^000 kîlogram-* mea de plomb fondu : il occupe i6 ouvriers spéciaux, 2 chauffeurs et 4 manœuvres, dirigés par un contremaître très-habile. Les ouvriers sont tous, à Texception des manœuvres, payés à Tentreprise ; ils peuvent gagnei? pour douze heures de travail, durée ordinaire d'un poste : le contre-maître, 12 francs ; les chefs ouvriers, 6 francs i les aides, 3 francs; les chauffeurs, 4 francs. Les manœuvres sont payés 2 fr. 50 c. par poste de douze heures.

MatérieL — La disposition d'un système de 11 chau'^ dières est indiquée dans la figure 15, pi. I, et celle d'une chaudière est représentée dans les figures 9, 10 et 11, pi. L Les 11 chaudières sont fixées sur une même ligne dans un massif en briques, long de 29 mè* très, large de 3™,60, élevé de 0^,50 au-dessus du sol de Tatelier; sur une ligne parallèle sont placées dans le môme massif les 10 petites chaudières destinées au nettoyage des cuillers. En avant sont placés 4 treuils fixes, qui servent, chacun pour 4 chaudières, à la manœuvre des cuillers. Au-dessus de la ligne des chaudières sont fixées 2 longuerines, portant des rails en fer; ils supportent 4 petits chariots auxquels sont fixées les chaînes à cro-* chet, qui servent de point d'appui aux cuillers remplies de cristaux.

La surface du massif est garnie de fortes plaques en fonte : elles servent à préserver les briques du choc des outils, et donnent un support solide aux rebords annulaires des chaudières.

Les chaudières sont de forme hémisphérique ; elles ont à rintérieur 1™,30 de diamètre, 0"*,65 de profondeur; les rebords annulaires ont 0*,15; l'épaisseur de la fonte est de 0",03 vers le haut et de 0",05 au fond. Chaque chaudière est placée au-dessus d'un foyer dont les ouvertures sont en arrière du massif : le sol du cen*

386 fRAIRmiT MB LA GAtftHI ARGIUWÈRB

drier est à 1™,50 en contre-bas du sol de l'ateUer. La grille a 0™,35 sur 0"^,60 ; des plaques de fonte sont placées horizontalement jusqu'à la paroi, et séparent complètement du cendrier Touverture destinée au chargement de la houille. Les barreaux sont à 0>°,60 audessous du fond de la chaudière. Les flammes s'épanouissent dans un intervalle de 0^,15, ménagé entre les parois en briques et la chaudière elle-même, et limité vers le haut par une plaque annulaire en fonte, épaisse de C,60, encastrée dans la maçonnerie, et fortifiée par des supports verticaux. Elle sert à porter la chaudière, et en même temps à régulariser le chauffage ; elle est placée à 0>",30 en contre-bas des rebords annulaires, et présente sur le devant du massif deux ouvertures de 0">,30, séparées par un mur en briques de même épaisseur, par lesquelles les flammes entrent dans les deux carnaux a a (pi. I, fig. 10) : elles se réunissent dans le rampant horizontal fr, et sont conduites par le canal e dans deux cheminées, placées aux deux extrémités du massif; le rampant a 0",15 sur 0",30; le canal a une section double de 0",30 sur 0"',30. Les deux cheminées ont seulement 8 mètres de hauteur ; leur section intérieure a 0",60 de côté. Les ouvertures déchargement et celles des cendriers sont fermées par des portes mobiles en tôle , qui permettent d'étouffer presque complètement le feu, quand cela devient nécessaire.

Les petites chaudières qui servent à réchauffer et à nettoyer rapidement les cuillers ont 0"*,45 de diamètre et 0">,45 de profondeur : chacune d'elles est chauffée par un foyer spécial, et les flammes sont conduites par le canal horizontal c dans les deux cheminées extrêmes.

PersùnneU — Le travail n'est fait ordinairement que pendant le jour, et chacun des deux ateliers exige : 4 maîtres, 4 aides, 1 chauffeur et 2 manoeuvres. Un seul

B» ANGLRIBBE. 357

contre-maître suffit très-bien pour les deux ateliers; il doit être capable de faire les essais pour argent des produits nombreux donnés par la cristallisation, afin de pouvoir modifier suivant les besoins les proportions de cristaux retirés des diverses chaudières, et déterminer leur traitement ultérieur. Dans des opérations aussi complexes* Thabileté du contre-maître peut influer beaucoup sur les résultats obtenus, et pour ce motif il est ordinairement payé très-cher.

Opération. — J'ai déjà précédemment insisté sur les détails de l'opération, et je n'aurai besoin de présenter maintenant qu'un petit nombre d'observations. Les deux chaudières a a sont réservées à Télaboration du plomba 50 grammes; |3, 7, d reçoivent les plombs à 15 grammes, 78',50 , 38^75 ; la dernière chaudière e sert à la fonte en saumons du plomb pauvre destiné à la vente, et qui contient moins de 2 grammes d'argent aux 100 kilogrammes.

De l'autre c6té de la rangée, les chaudières b, e, d, e, f reçoivent les cristaux ou les plombs de plus en plus riches, et dont les teneurs sont approximativement de 60, 120, 240, 480 et 960 grammes. Comme le plomb proposé est très-pauvre en argent, on ne cherche pas à enrichir au delà de 960 grammes le plomb destiné à la coupellation ; [on attache, au contraire , une trèsgrande importance à ne livrer à la vente que des saumons très-peu argentifères.

Dans toutes les chaudières, excepté .la dernière 8, on suit autant que possible la même marche et la même division des produits. La charge est de 7,000 kilogrammes; elle est chauffée rapidement jusqu'à fusion parfaite, puis refroidie en quelques minutes avec de l'eau jusqu'au poiut auquel la cristallisation commence ; à partir de ce moment, 2 ouvriers, 1 maître et 1 aide sont occupés

358 TBAITEMEIIT DB LA ftAlllŒ ARGEZITIFÈRE

constamment à l'enlèyement des cristaux. L'aide, armé d'un ringard, détache les croûtes cristallines qui s'attachent aux parois de la chaudière, et brasse presque sans interruption, dans le but de régulariser rabaissement de la température ; il doit faire en sorte que les cristaux prennent naissance dans la masse métallique ellemême* et non pas à la surface ou sur les bords, points où le refroidissement est plus rapide. Il ne quitte le ringard que pour aider le maître dans les manœuvres de force que nécessite Tenlèvement des cristaux.

Le maître ouvrier plonge la cuiller dans le métal fondu quelques minutes avant la formation des cristaux : il la place au fond de la chaudière, puis la promène à la partie inférieure du bain, en cherchant à recueillir les cristaux à mesure qu'ils se forment.

Dès que la cuiller est pleine, il la soulève au-dessus du bain, à l'aide du treuil et d'une chaîne accrochée dans un anneau qui termine le manche : par des saccades répétées, il facilite l'écoulement du liquide entraîné par les cristaux ; quand le contenu de la cuiller est convenablement égoutté, ce qui a lieu au bout de deux à trois minutes, la cuiller est soulevée au-dessus du massif à Taide-de la chaîne suspendue à l'un des chariots mo* biles sur les rails supérieurs, et le contenu est transporté soit à la chaudière suivante, soit à une place de dépôt auprès de cette chaudière. L'aide reprend de suite son ringard, tandis que le chef ouvrier plonge la cuiller dans la petite chaudière la plus voisine, afin de la réchauffer et de la nettoyer dans du plomb fondu, maintenu à une température un peu plus élevée que celle à laquelle commence la cristallisation. La cuiller est ensuite plongée dans la grande chaudière, et le travail continue jusqu'à ce que les deux ouvriers aient enlevé environ 4,000 kilogrammes de cristaux.

Pour les 1 ,000 kilogrammes qui se forment ensuite, le travail est encore à peu près le même ; la seule différence est que les cristaux enlevés sont déposés sur les plaques de fonte, auprès de la chaudière elle-même ; ils ont à peu près la même teneur que le plomb traité, et doivent revenir à la cristallisation dans la même chaudière. L'enlèvement des î,000 kilogrammes qui restent fondus est fait rapidement à l'aide d'une cniller pleine, et le métal doit pouvoir être versé directement dans la chaudière consacrée à la cristallisation du plomb d'une teneur deux fois plus forte. Quand cette chaudière n'est pas libre, il faut mettre le métal en dépôt auprès d'elle, et par conséquent ne l'enlever qu'après cristallisation, ce qui augmente la durée du travail dans la chaudière considérée et la peine des ouvriers. Il est donc nécessaire que chaque chaudière ne soit mise en feu qu'autant que celle qui la suît dans la série de l'enrichissement est libre, ce qui est une grave difSculté pour l'organisation régulière du travail de l'atelier.

La durée d'une opération entière, comprenant le chargement, la fusion, le refroidissement et l'enlèvement des cristaux, est d'environ cinq heures, mais les 2 ouvriers ne sont occupés très - activement que pendant la moitié de ce temps; dans un poste de douze heures, ils peuvent vider 4 chaudières ; dans chacun des deux ateliers, et avec le personnel indiqué, on peut faire 16 chaudières dans la journée.

Aux deux extrémités de la rangée, le travail est un peu différent. Pour le plomb à 960 grammes, qui reste à chaque opération dans la chaudière f, on moule directement en lingots; de l'autre côté en i on divise la charge de 7,000 kilogrammes en deux parties seulement : le plomb pauvre est porté dans e, où il est refondu et moulé en lingots ; le plomb enrichi, à la teneur moyenne

360 TBARIHinT DB LA «AllHB ARCBBmrftftE

de Tsi'ySO environ, est transporté dans 7, autant que possible à i'état fondu.

TrAITEMEKT des ÊGUIUGBS ET DES BALAYURES. -— LeS SaU-

mons de plomb marchand sont écumes avant la solidification complète du métal; il faut également enlever la croûte très-mince d'oxyde de plomb qui se forme dans chaque chaudière à la surface du métal en fusion ; ces matières oxydées, réunies aux balayures des ateliers» qui contiennent beaucoup de plomb métallique, sont fondues dans un réverbère spécial. Ces produits secondaires pèsent environ 400 tonnes pour Tannée entière, et pour le traitement des 14,000 tonnes de plomb à 50 et à 15 grammes soumis à la cristallisation. On les fond par charges de 3,000 kilogrammes dans un réverbère chauffé à la houille, et à une température un peu supérieure au rouge sombre ; le travail dure à peine un mois et n'occupe pendant ce temps que 5 ouvriers : 4 fondeurs et 1 manœuvre. Les fondeurs sont payés à l'entreprise et gagnent environ 4 francs par poste de douze heures ; le manœuvre reçoit 2 fr. 50 par poste.

Réverbère. — La disposition du four n'a pas une grande importance, et je ne crois pas utile de la représenter dans les planches. Le foyer a seulement O^^^GO sur 0"*,80; les barreaux de la grille sont à 0",50 au-dessous du pont ; ce dernier a 0^^,45 de longueur, comme dans les grands fours dans lesquels on traite les minerais. Le passage des flammes s'élargit de 0",80 à 1™,25, du foyer à la sole; sa hauteur maximum est de 0°^,25.

La sole est rectangulaire, mais les angles sont légèrement arrondis ; sa longueur est de 2°^, 70, sa largeur de 2 mètres; elle est en sable peu réfractaire, aggloméré par un fort coup de feu ; elle présente une inclinaison régulière vers l'extrémité opposée au foyer; là elle est creusée de manière à former un bassin capable de con-

m AztoumanB. 361

tenir tout le plomb produit par l'élaboration d'une charge. Les flammes sortent du four par un rampant qui les conduit à une cheminée peu élevée. Une seule porte, placée à l'extrémité du four, sert au chargement et au travail. Un trou de coulée est ménagé au-dessous de la tablette en fonte, et permet de faire sortir le métal et de le conduire dans un bassin extérieur.

Opération. — Sur la sole, et près du pont, on charge environ 3,000 kilogrammes d'écumages et de balayures, mélangés avec 6 pour 100 de houille en menus fragments ; on chauffe rapidement jusqu'au rouge sombre, et on favorise l'action réductrice du combustible par quelques brassages; le plomb se réunit dans le bassin intérieur, on fait la coulée dès que l'action de la houille sur l'oxyde de plomb parait terminée. Les crasses sont enlevées avec un râble et portées aux fours à manche. Dans le bassin extérieur, le plomb est purifié et coulé dans des lingotières. L'ouvrier répare ensuite la surface de la sole et fait un nouveau chargement. Il est possible de faire cinq opérations complètes en vingt-quatre heu« res, en brûlant 1^,50 de houille sur la grille, et en employanl environ 1 tonne de menu combustible pour le mélange avec les matières traitées.

Produits. — Le seul produit principal obtenu est le plomb métalUque; sa teneur en argent est extrêmement variable, en raison môme de la nature des matières soumises au traitement.

On doit essayer les lingots produits par les différentes opérations, afin de savoir à quelle chaudière de l'atelier de cristallisation ils doivent être portés. Le plomb obtenu est ordinairement très-pur; dans le cas contraire, il serait facile de le débarrasser des corps étrangers en modifiant un peu l'opération, et en soumettant le plomb réuni dans le bassin intérieur à un rôtissage plus ou moins long,

96S TRAITEIIENT ME U GALftMB àRGBimFÈRE

sui^aDt le degré d'impureté du métal. Des 400 tonnes de balayures et d'écumages fondus dans Tannée, on retire 240 tonnes de plomb, ce qui diminue beaucoup les pertes en métaux causées par la cristallisation.

Comme produits secondaires, on obtient les crasses simplement agglomérées qui restent sur la sole; les écumages et les bavures du bassin extérieur et de la coulée; et enfin les débris de soles et de briques, donnés par les réparationsfaiiesaufouràdelongs intervalles. Lescrasses et les débris des foui s sont encore assez riches en plomb pour ne pas être jetés, mais ils ne contiennent pas d'ar-> gent; ils sont réunis aux produits analogues fournis par le traitement des minerais; la quantité de plomb qu'on en retire est trop faible pour que j'en tienne un compte spécial.

Les écumages et les bavures sont refondus dans le four lui-même*

Comidératiottt économiques. -^ Les 14,000 tonnes de plomb soumis à la cristallisation renferment, d'après les essais, 4,092^,75 d'argent; on en retire : 598 tonnes de plomb riche, à la teneur moyenne de 960 grammes aux 100 kilogrammes, contenant par conséquent 3,821 kilogrammes d'argent, et 13,400 tonnes de plomb marchand, tenant environ 2 grammes aux 100 kilogrammes, et renfermant 268 kilogrammes d'argent. Indépendamment des pertes en métaux auxquelles donne lieu la coupellation du plomb riche, la cristallisation fait perdre environ :

SOO tonnet de plomb, toit 1 i/S pour 100 d« plomb mis en opération. 271k,75 d'argent, soit 6,60 pour 100 de l'argent indiqué par les essais.

Il faut observer que la perte en argent n'est aussi iaible que parce qu'on pousse l'appauvrissement jusqu'à

EN AMLETSBRB. S68

2 grammes, au lieu de Tarrêter à la teneur de 3«',75, adoptée daos la plupart des usines. Il est du reste presque impossible d'arriver à du plomb aussi pauvre, ne rendant à l'essai par coupellation que 2 grammes aux 100 kilogrammes; les pertes que je viens de signaler doivent être coosidérées coirme un minimum, et dans les usines récemment mises en activité, traitant par cristallisation des plombs à 30 grartimes, les directeurs doivent s'eslîmer très-heure jx si la perte en argent ne dépasse pas 10 pour 100 du iLétal accusé par les essais; le plomb livré à la vente contient presque toujours près de 3 grammes d'argent.

Les chiffres que je viens de citer se rapportent d'ailleurs à la perte apparente; la perte réelle en argent est certainement bien plus forle, parce que les essais par coupellation font perdre beaucoup d'argent, pour des plombs d'une teneur aussi faible. Je n'ai pas les renseignements nécessaires pour le calcul de la perte réelle, et j'admettrai, dans les considérations économiques, que, dans une usine parfaitement dirigée, on laisse dans les plombs marchands environ 7 pour 100 du métal fin contenu dans les plombs proposés.

Les dépenses spéciales faites pour la cristallisation de 14,000 tonnes de plomb pur, et pour la fonte des 400 tonnes de balayures et d'écumages qui en proviennent , sont :

300 journées de contre-maître àl2fir.00c. 5^600 tt,

â,400 — de chefs ouvriers à 6 00 14,400

2,400 — d'aides à 3 00 7,200

720 — de ohauffeurt et fondeurs, à 4 00 2^880

1^230 — demanceuvres à 2 60 3^075

Soit pour lamain-d'œavre et lasurveillance 7,030 journées 31,155 fr.

Houille ». 800 tonnes à 6 francs 4,800

Oiitilft réparations, frais divers 6,000

Somme dot dépenses spéciales 4i,965 fr.

364 IRAirEKERT DE Lk GALÈNE ABOEUTIPÈRB

Soit par tonne de plomb d'œuvre soumis à la cristal lisatioD :

Main-d'œnTre et soryeUlanoe 09,505 2 fir. 225

HouUle 0»,057 0 542

OaUlSy réparatiODB, frais divers 0 429

Frais spéciaux rapportés ^ i tonne de plomb « 2 fir. 996

La tonne de plomb produit :

0i,028i de plomb riche, à la teneur de 960 grammes. 0 ,9570 de plomb marchand.

La cristallisation fait perdre 0\015 de plomb , et 0k,020 d'argent ; la valeur des métaux perdus est de H fr. 90 Cm et son importance est quatre fois plus grande que celle des frais spéciaux, même dans Thypothèse que j'ai faite, qu'on parvient à appauvrir le plomb marchand jusqu'à la teneur de 2 grammes.

Les frais spéciaux et les pertes en métaux, rapportés à la tonne de minerais, sont :

Main-d'œuvre et surveillance 01,536 1 fr . 484

Houille 0»,038 0 228

Outils, réparations, frais divers 0 286

Frais spéciaux rapportés à 1 tonne de minerais. . . itr. 998

Les pertes en plomb et en argent sont de (H,0095 de plomb, et de 12«^,94 d'argent, dont la valeur est de 7 fr. 636.