COMPARAISON DES METHODES D EXTRACTION

Comparaison des méthodes d'extraction.

Pour être à même de discuter la question d'une manière péremptoire, il serait nécessaire d'avoir des données plus précises et bien plus nombreuses que celles que nous possédons actuellement. On a beaucoup écrit à ce sujet ; on est arrivé à des conclusions différentes et différentes aussi sont les raisons alléguées en faveur de telle ou telle méthode. Il est toutefois des points sur lesquels toutes les personnes expérimentées paraissent être, à peu près, d'accord.

Nous croyons qu'il convient d'étudier la question sous les chefs suivants : consommation du combustible; consommation d'argile réfractaire ; coût de la main-d'œuvre, etc. ; nature du minerai. On écartera de cet examen la méthode carinthienne ; ses désavantages manifestes lui donnant une infériorité marquée sur les trois autres méthodes.

Consommation de combustible. — Elle est plus considérable dans la méthode anglaise que dans les méthodes silésicnne ou belge. Nous avons vu que les fours silésiens, traitant des minerais pauvres dont la teneur était au-dessous de 20 pour 100, consommaient moins de houille que des fours anglais traitant des minerais rendant plus de 40 pour 1 00 : avec des minerais de même nature et de même teneur, la consommation des fours belges est encore moindre que celle des fours silésiens.

Consommation d'argile réfractaire. — A conditions égales, elle est plus élevée dans la méthode belge que dans la méthode silésienne (*). Nous manquons de renseignements exacts sur la consommation de la méthode anglaise.

( * ) n y a pourtant des exceptioDS : Aux usines de Biberwier, dans le district de Reutte (Haut-Tyrol), que nous ayons visitées à deux reprises différentes, en 1845 et en 1857, et où Ton traite des calamines dans des fours du système belge, alimentés au bois, on consommait en maximum deux creuteti par mois et pas toujours.

{Les Traducteurs).

Main^cT œuvre. — C'est, croyons-nous, la méthode belge qui exige le plus f et la méthode anglaise le moins de main-d'œuvre; dans la première, le travail est beaucoup plus fatigant, et les ouvriers souffrent plus de la chaleur que dans les deux autres méthodes. On dit même que dans la méthode belge, il est quelquefois difficile, pendant Tété, de retenir les ouvriers près des fours ; cet inconvénient doit nécessairement augmenter le prix de la maind'œuvre, comparativement aux deux autres méthodes. D'un autre côté, en un temps donnée les fours belges donnent un plus fort rendement; mais cet avantage est plus ou moins compensé par ce fait, que les fours silésiens peuvent marcher plus longtemps, sans réparations, que ceux-ci.

On dit aussi que la conduite d'un four belge exige des ouvriers plus habiles qu'avec un four silésien.

Nature du minerai. — Quand un minerai contient beaucoup de matières étrangères, telles que l'oxyde de fer, qui exerce une action corrosive sur les appareils distillatoires, la méthode belge semble préférable ; le contact des scories y est en effet moins prolongé ; car on nettoyé les creusets plus souvent ; de plus, l'inclinaison assez forte de ceux-ci, permet aux scories de couler plus promptement vers les parties inférieures, plus froides, où elles sont le moins nuisibles. Les diverses variétés de blende soumises au traitement sont assez généralement imprégnées d'oxyde de plomb et d'oxyde de fer; ce qui a fait préférer la méthode belge, pour les réduire; mais il faut toujours avoir soin de les broyer fin. La surface interne des creusets est alors plus en contact avec le minerai, que lorsqu^on emploie la calamine , qui est seulement concassée en morceaux de la grosseur d'une noisette. Plus le contact des matières à réduire est développé, plus rapide aussi est la corrosion des appareils : elle est donc moindre dans les creusets belges que dans les mouflef^ silésiennes.

Au dire du docteur Astley Price, on peut empêcher l'action corrosive des minerais sur les creusets, en les chauffant mélangés avec du goudron de houille dans des vases clos, jusqu'à carbo-

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PERFECTIONNEMENTS DES MÉTHODES d'EXTRAGTION 519

nisation du goudron; il a fait breveter ce procédé en 1868 (4); mais dès 1856, MM. George et John Dariington avaient pris dans le même but, un brevet provisoire pour revendiquer le mélange du goudron avec les minerais de zinc (2).

Quant au choix de remplacement des usines, il faut non-seulement qu'on puisse se procurer le minerai à un prix raisonnable, mais encore obtenir de la bonne houille et de F argile réfractaire de qualité toute supérieure aux mêmes conditions.

D'après les expériences de la G** de la Vieille-Montagne, l'extraction du zinc ne pourrait se faire dans des conditipns rémunératrices que lorsque lé prix de la houille ne dépasse pas 15 francs les 1000 kil., et celui de Targile réfractaire, 35 francs la tonne ; et encoie, avec ces prix, la teneur du minerai ne doit-elle pas être inférieure à 45 pour 100 (3). Il a été reconnu, dans les usines de cette compagnie, où Ton emploie à la fois les méthodes silésienne et beige, qu'ici l'excès de consommation de houille était compensée là, par llexcès de dépense en argile réfractaire et que les prix de revient, dans les deux procédés, étaient à peu près les mêmes (4). Si donc on connaît les prix réels des argiles réfractaires et de la houille, et leur consommation relative dans chaque méthode, il sera facile de choisir celle qui, à conditions égales d'ailleurs, pourra donner les plus grands bénéfices (*).

Perfectionnements apportés aux méthodes d'extraction.

On a pris plusieurs brevets pour réduire les minerais de zinc dans des hauts fourneaux, et avec des appareils destinés à re-

(3) Thum,^op. cit., 1860, p. 101. — Cette aBsertion est trte-contestable.

(4) Thum, op. cit., p. 101.

( * ) Pour bien apprécier les avantages du système belge sur le système silésien, et Tioe versa, il faudrait se placer dans les mêmes conditions locales ; cette étude ne manquerait pas d'intérêt, mais pour qu*elle soit utile, il faudrait reprendre ce sujet en entier. Tout ce qu^on peut dire aujourd'hui, c'est que la méthode stlésienne n'exige pas à beaucoup près des ouvriers aussi exercés que la méthode belge, et que toutes les deux demandent à être perfectionnées bien plus qu*on ne Ta fait jusqu*à ce jour.

cueillir le métal qui se volatilise ; mais aucun de ces procédés, croyons-nous, n'a été essayé sur une assez large échelle, et avec assez de suite pour qu'on puisse se prononcer sur leur valeur res-* pective; ce qui est toutefois positif, c'est que pas un n'est encore entré dans la pratique. Bien que les minerais puissent se réduire promptement dans un haut-fourneau, on rencontrerait de grandes difficultés pratiques dès qu'il s'agirait de condenser le métal sans éprouver des pertes trop élevées. L'oxyde de zinc sortant du fourneau , mélangé à un volume considérable de gaz incondensables, il sera, toujours très-difficile, sinon presqu'impossible, de condenser le métal, et de le recueillir économiquement en opérant sur de grandes masses.

Nous en aurons, plus tard, un exemple concluant, quand nous traiterons de la condensation des fumées qui se produisent dans la fusion du plomb. On a employé des appareils coûteux pour chercher à les récolter , et c'est à peine s'il en est un qui soit assez efficace pour empêcher qu'une énorme quantité de plomb ne s'échappe dans l'atmosphère. Nous verrons aussi qu'on éprouve précisément la même difficulté, dans le traitement du mercure, quand il se volatilise avec les produits gazeux de la combustion.

Sans affirmer qu'on n'arrivera pas un jour à employer avec succès les hauts-fourneaux dans le traitement des minerais de zinc, il faut faire observer que rien encore n'autorise à dire qu'on soit entré dans cette voie. L'expérience que nous avons, aujourd'hui, de la métallurgie du zinc, nous fait croire que les perfectionnements se produiront plutôt dans la construction des fours de réduction et dans une meilleure application de la chaleur. En considérant les appareils à air chaud des souffleries de quelques-unes des grandes usines à fer du pays de Galles, appareils exclusivement chauffés par la combustion des gaz perdus des hauts-fourneaux, il nous est souvent venu à l'esprit que ce mode de chauffage pourrait parfaitement s'adapter aux fours à zinc. La température intérieure de ces appareils est remarquablement uniforme, et il n'y aurait pas de grandes difficultés, paraît-il, pour l'amener au

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degré nécessaire à la réduction de l*oxyde du zinc. On nous a affirmé qu'en réglant convenablement rentrée des gaz et de Tair atmosphérique, on arriverait aisément à fondre les briques réfractaires qui entourent les parois de ces appareils. Il serait donc possible, pensons-nous, de construire des fours de réduction de grandes dimensions , l)elges ou silésiens, alimentés par ce combustible gazeux ; ils réuniraient les conditions les plus favorables à Textraction du zinc, savoir : une température suffisamment élevée, parfaitement égale et pouvant se régler avec la plus extrême précision.

11 y a quelques années, Mentzel fit construire à l'usine de Lydognia (1) un four silésien à gaz; il dit en avoir été satsifait, mais n'ayant pas trouvé ce fourneau mentionné dans aucune description récente de ces usines, il est à présumer qu'un essai prolongé en aura fait reconnaître les défauts. Ce four ressemblait à un four silésien ordinaire, à l'exception du foyer qui était remplacé par une chambre profonde ou générateur à gaz, pour la production du gaz (Voy. tome 1, p. 314). Il existait, dans les parois de cette chambre, plusieurs carnaux se dirigeant de bas en haut et amenant, dans le voisinage immédiat des moufles, l'air nécessaire à la combustion du gaz. Nous pouvons nous tromper en disant que les expériences entreprises aux usines de Lydognia n'ont pas réussi ; quoi qu'il en soit, nous avons la ferme conviction que les fours à gaz seront un jour adoptés dans le traitement du zinc. Mais il faut s'attendre à des recherches, à des dépenses énormes, et le succès ne s'achètera, peut-être, qu'au prix de grands et de bien nombreux sacrifices.

Suivant le professeur Brush, on avait traité avec succès le silicate de zinc, ou calamine électrique, aux États-Unis. Aujourd'hui encore, en Angleterre, on rejette comme inutiles, des quantités considérables de ce minerai qui est souvent un des éléments constitutifs de la calamine ordinaire; nous avons reçu, il y a quelques années, de M. J. A. Phillips, un échantillon de zinc

' (1) Karsten, Archiv. t. II B. p. 23.

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obtenu de ce minerai, traité sur une grande échelle dans le nord du pays de Galles. Toutefois, ce zinc n'était pas si conaplétement débarrassé de fer que nous aurions pu le présumer ; ceci tient, sans doute, aux condenseurs employés dans la refonte, mais nullement à la nature du minerai. Nous avons vu que, dans la calamine électrique, l'oxyde de zinc peut complètement se réduire par la seule action du charbon de bois, à une haute température; mais on prétend que, dans les fours à zinc ordinaires, le silicate de zinc accidentellement mélangé au minerai est irréductible. Pour effectuer la réduction par le carbone seul, il faut, non-seulement que la température soit très-élevée, mais aussi que le mélange soit très-intime. ; La meilleure méthode de traiter la calamine électrique consisterait, sans doute, à la mélanger très-intimement avec les agents ordinaires de réduction, auxquels on ajouterait de la chaux, ou un mélange de chaux et d'argile ; car ces derniers éléments fourniraient la base nécessaire à la saturation de la silice.

Les analyses peuvent porter sur les minerais et les matières zincifères suivantes, savoir :

la calamine, brute ou calcinée ;

la blende, brute ou grillée ;

l'oxyde rouge de zinc ;

le silicate de zinc ;

les cadmies de hauts-fourneaux ;

les crasses de laminoirs ;

les poussières et les crasses des condenseurs;

Les essais se faisaient autrefois, par la voie sèche, en exposant, aune haute température, le minerai mélangea du charbon de bois ou à tout autre agent réducteur, puis on déterminait le métal par

une pesée ; les résultats sont assez exacts quand les minerais sont riches et ne renferment pas de produits volatils. Quelques essayeurs ont encore recours à ce procédé, et on peut s'en servir utilement quand on n'a pas, sous la main, de réactifs liquides.

Voici comment on procède : on grille à un feu doux 5 grammes 4e minerai qu'on pèse après le grillage ou la calcination, et on les mélange avec 1»%00 ou 1^,05 de poussier de charbon de bois; il faut tenir compte de la quantité de cendres laissée par le charbon après combustion; le mélange est exposé à une liante température, pendant environ une demi-heure, dans un creuset d'argile brasquéet luté (1). Le résidu qu'on retire de la brasque est calciné et pesé de nouveau; on déduit du poids obtenu la quantité de cendres produites par 1^ charbon de bois ; la différence du poids entre la première et la seconde calcination, représente la quantité d'oxyde de zinc réduit et volatilisé. Cet oxyde se compose, en poidâ, d'une partie d'oxygène et de quatre parties de zinc; de sorte que la différence du poids entre les deux pesées, moins uq cinquième, représente le métal contenu dans le minerai. Un essai de ce genre a donné les chiffres suivants :

Grammes.

Cinq grammes de calamine pesés après calcination ont donné 3.350

Perte du résidu calciné après l'opération, dé-j duction faite de la cendre du charbon de bois) i.030 employé \

Perte j.320

Déduction de i/5 pour l'oxygène 0.464

Zinc contenu dans 5 grammes de minerai i .856

ou 37.12 pour 100

On peut, au creuset brasqué, substituer un creuset d'argile avec son couvercle ; mais, dans ce cas, il faut mélanger au minerai grillé, une plus grande quantité de charbon de bois ou d'agent réducteur carbonacé. Si le minerai renferme beaucoup d'oxyde de fer, celui-ci peut, si la température est assez élevée, se réduire à l'état

(1) La brasque doit être ferme; un mélange de charbon de bois en poudre et de mélasse donne de bons résultats. (Voir Creusett^ t. I}.

de petits globules de fer, ce qui influe d^autant, sur le résultat (1 ).

S'il existe du plomb à Tétatde galène, il se convertit pendant le grillage en oxyde et en sulfate de plomb, qui chauffé ensuite avec le charbon, se réduit en plomb métallique et en sulfure de plomb ; et, en présence du fer, en plomb métallique et en sulfure de fer. Quand il est à Tétat de carbonate de plomb, il se change, par le grillage, en oxyde, puis il est réduit par le charbon, et le métal se sépare. 11 se volatilise aussi ^ pendant la fusion, une quantité considérable de plomb et la perte qui en résulte, ainsi que des transformations dont on vient de parler, infirment Fanalyse.

Si on opère sur un silicate ou sur un minerai contenant du silicate de zinc, Toxyde en combinaison avec la silice, est complètement réduit par le charbon de bois ; dans les conditions normales, il reste un squelette de silice, qui, s'il y a de la chaux, donne un résidu de silicate de chaux.

Le zinc contenu dans la blende, qui ne renferme pas de produits volatils, peut se doser en exposant à une haute température, dans un creuset brasqué et luté, un poids connu de minerai pulvérisé, mélangé avec une petite quantité de charbon de bois. Si la blende est pure, elle sera complètement réduite et volatilisée ; si elle renferme du fer, il se formera un bouton de sulfure de fer. La perte indique la quantité de sulfure de zinc; ce dernier contient 67 pour 1 00 de zinc.

Sulfure de sodium.

C'est la méthode la plus directe, à la fois la plus rapide et la plus pratique, de doser les minerais le zinc et celle qui est généralement employée aujourd'hui, dans le commerce; car elle donne, à quelques millièmes près, des résultats exacts. Elle est fondée sur la propriété que possède l'oxyde de zinc de se dissoudre parfaitement

(1) Od peut corriger cette cause d'erreur, en retirant les globules de fer avec un aimant, et en les calculant À Tétat de sesquioxyde de fer.

dans un mélange d* ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque, ce qui fait qu'on peut aisément isoler ce corps d'une foule de combinaisons.

Quand on verse une solution de sulfure de sodium dans une solution ammoniacale de zinc, contenant une petite quantité d'oxyde de fer hydraté, le zinc se précipite sous forme de sulfure blanc de zinc, puis l'oxyde de fer en suspension se noircit par suite du léger excès du sulfure de sodium versé dans la liqueur. En opérant avec une solution titrée de sulfure de sodium, on détermine faciment la quantité de zinc contenue dans un poids donné de minerai.

Cette méthode nécessite l'emploi de liqueurs titrées de sesquichlorure de fer et de sulfure de sodium.

On prépare la solution diluée de sesquichlorure de fer^ de la manière suivante : on dissout dans de l'acide chlorhydrique 3^,239 d'hématite pulvérisée (Fe^O^) ou 2«',267 de fil de fer, dans de l'eau régale; on additionne d'eau jusqu'à ce que la solution représente 0"S568 ; 3«',239 de cette liqueur renferment environ 0«^01 3 de fer métallique.

Liqueur type. — On dissout, dans 2''S272 d'eau, 90^^^682 de monosulfure de sodium cristallisé (NaS, 9H0). Ce sel est trèssoluble dans l'eau, et la liqueur, qui doit être claire et incolore, est prête pour l'usage immédiat. 11 faut filtrer la solution, ou bien décanter la partie claire qui surnage, pour la débarrasser d'une petite quantité d'un précipité noir, qui se produit quelquefois. Il faut conserver cette liqueur dans des bouteilles de verre, dans la composition desquelles il n'entre pas de plomb ; la décomposition lente à laquelle elle est sujette, exige qu'elle soit titrée tous les trois ou quatre jours. 64«S773 d'une liqueur préparée et employée dans une analyse avait indiqué 0'%649 de zinc; quinze jours après, elle n'indiquait plus que 0^%60S! de zinc. En pratique, quand on a beaucoup d'analyses à faire, cette tendance à la décomposition, est sans importance, parce qu'il est facile de titrer de nouveau. On ne prépare, d'ailleurs, que la quantité de liqueur nécessaire à un nombre donné d!analyses. Quand on ne peut se procurer du sulfure

de sodium cristallisé, il faut faire dissoudre, dans un demi-litre, environ 129(^%5i6 de soude caustique, et diviser la liqueur en deux parties égales. On fait passer dans l'une, un courant d'hydrogène sulfuré jusqu'à saturation complète; on la mêle ensuite à l'autre, puis on calcule approximativement la dose de sulfure de sodium contenue dans la liqueur ainsi préparée, et on l'étend d'eau jus* qu'à ce qu'elle soit ramenée au titre voulu. On peut titrer la solution de la manière suivante : on fait dissoudre deux ou trois morceaux de zinc pur, variant en poids, de 3 à 6 grammes dans des portions séparées d'acide chlorhydrique dilué, et aiguisé de quelques gouttes d'acide azotique ; chaque solution, placée dans un flacon séparé, est étendue d'eau jusqu'à ce qu'elle occupe environ les trois quarts en volume d'un demi-litre environ; on ajoute successivement à chaque solution 3^%239 de la liqueur diluée de sesquichlorure de fer, puis on verse, tour à tour, un excès d'ammoniaque dans chaque liqueur. On verse lentement la solution de sulfure de sodium, à l'aide d'une burette graduée, dans les liqueurs ammoniacales refroidies, jusqu'à ce que le zinc soit complètement précipité, et le sesquioxyde de fer floconneux noirci. On lit, alors, sur la burette, le nombre de divisions de la solution employée, et on prend pour type la moyenne de ces nombres ; Par exemple :

900 divisions, ou €l8r,773 Nombre de divisions de sulfure

Zinc. de Is solution à titrer. de sodium nprésentent :

OS' ,381 ont employé ii7 0^,651 de zinc.

08S6i66 — — ...169 or ,648 —

Moyenne Ot%6495

Marche du procédé. — Il faut chauffer de 0»',6 à3^%l de minerai avec de l'acide chlorhydrique ou sulfurique additionné d'une petite quantité d'acide azotique, en évitant un trop grand excès d'acide; quand la décomposition est complète, on étend la solution d'une petite quantité d'eau ; on y verse un excès d'ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque, et on fait digérer le tout à une douce chaleur pendant vingt à trente minutes ; ensuite on filtre dans un flacon d'un demi-litre et on lave, avec soin, le résidu

querelient le filtre, avec de Teau ammoniacale chaude. Au liquide ammoniacal filtré, dont le volume doit représenter environ 0**S400, on ajoute 3«%239, en volume, de la liqueur de sesquichlorure de fer, préalablement additionnée d'ammoniaque. Quand la liqueur est froide^ on y verse à l'aide de la burette, lentement et avec précaution, la solution titrée de sulfure de sodium ; on a soin pendant cette opération dH agiter constamment la solution ammoniacale, jusqu'à ce que le précipité blanc de sulfure de zinc tourne au gris noir, indice du noircissement des flocons de sesquioxyde de fer en suspension. On lit le nombre de divisions de la solution de sulfure de sodium employée, et cette lecture sert à calculer la quantité de zinc. Par exemple : 200 divisions ou 64»',773 de liqueur normale égalent 0«%6495 de zinc; et 1»%295 déminerai ayant exigé 170 divisions de la même liqueur, on a : 200 : 170 :: o',6495 : o^^ssa.

IBT^ÎQS : 0«%658 :: lOO : 48,63.

Le minerai contient donc 42,63 pour 100 de zinc.

Il est préférable d'avoir l'oxyde de fer à l'état floconneux ; il vaut donc mieux ajouter l'ammoniaque à la quantité mesurée de sesquichlorure de fer, avant de le mélanger avec la solution ammoniacale de zinc, car en ajoutant le sesquichlorure directement, l'oxyde de fer se coagule. Au lieu du sesquichlorure on peut employer le tartrate de potasse et de fer ; le fer reste alors en dissolution ; on obtient ainsi de bons résultats, mais ils ne sont pas meilleurs qu'avec l'oxyde de fer floconneux. 11 est possible, avec un peu de pratique, de faire des analyses exactes, avec les liqueurs ammoniacales, tenant des quantités variables d'oxyde de fer; il suffit d'arrêter l'analyse au moment voulu, moment qui dépendra naturelle* ment de la quantité de fer que renferme Ja liqueur ; néanmoins le procédé de l'oxyde floconneux doit être préféré.

Il faut agiter, continuellement, la solution ammoniacale pendant l'addition du sulfure de sodium, autrement, par suite de son contact avec le sulfure de sodium, à mesure qu'on le verse dans la solution, l'oxyde de fer est susceptible de se noircir avant la com-

plète précipitation du zinc. Si Foxyde de fer se noircit, l'analyse est manquée ; mais on n'a pas à craindre cet accident, dans une expérience bien conduite. Le passage de l'oxyde de fer, du rouge brun au noir, s'observe mieux avec la lumière transmise ; quand il commence à changer de couleur, il faut ajouter le sulfure de sodium, goutte à goutte jusqu'au point convenable, l'oxyde se noircit alors rapidement.

11 existe une légère cause d'erreur, due à ce qu'après digestion dans l'ammoniaque et le carbonate d'ammoniaque, il reste une petite quantité de zinc dans le résidu ; mais elle est sans importance dans la pratique, parce qu'elle se trouve compensée par le léger excès de sulfure de sodium employé à faire virer l'oxyde de fer au noir.

Précautions à prendre en présence des métaux étrangers.

Fer. — Ce métal se trouve souvent dans les minerais de zinc: 1% dans la calamine , à l'état de sesquioxyde et de carbonate de protoxyde ; 2% dans la blende, à l'état du sulfure. Quand il ne s'y trouve qu'en petite quantité, les analyses peuvent se faire sans filtration ; mais il vaut toujours mieux filtrer et ajouter, à chaque analyse» une quantité définie de fer. S'il existe en quantité considérable, il peut, au moment de l'addition de l'ammoniaque, retenir une certaine quantité d'oxyde de zinc; il est alors préférable de laver avant la filtration, après avoir décanté la solution ammoniacale une seconde fois avec de l'ammoniaque et du carbonate d'ammoniaque.

Manganèse. — II se rencontre dans l'oxyde rouge de zinc, la calamine, etc. ; le carbonate d'ammoniaque, ne sépare qu'une partie du manganèse , mais l'addition de quelques gouttes de brome, à la solution ammoniacale, décide un précipité complet.

Cuivre. ~ 11 existe quelquefois dans la calamine, à l'état de carbonate, ou dans la blende à l'état de pyrite ; il colore en bleu ou en violet la solution ammoniacale. Quand il n'existe qu'en petite quantité, on peut le séparer facilement, en ajoutant quel-

ques gouttes de sulfure de sodium, à la solution ammoniacale de zinc filtrée à chaud^ jusqu'à ce que la couleur disparaisse; ensuite on filtre rapidement : on dose alors le zinc dans la solution filtrée, quand elle est froide. Si le cuivre se trouve en quantité considérable, il faut traiter le minerai par de Tacide sulfurique étendu, et précipiter le cuivre de la solution de sulfate de zinc ainsi obtenue, au moyen d'un morceau de fer bien décapé. Si cela est nécessaire, on peut laver, sécher et peser le précipité de cuivre métallique; on chauffe la solution, débarrassée de cuivre, avec une petite quantité d'acide azotique pour peroxyder le fer, puis on continue l'analyse ainsi qu'il a été déjà dit.

Plomb. — Se trouve assez souvent, à l'état de carbonate de plomb dans la calamine, ou à l'état de galène dans la blende. Une partie du plomb restera à l'état de sulfate, danstle précipité insoluble : l'ammoniaque et le carbonate d'ammoniaque précipiteront le reste ; le plomb n'influe donc pas sur les résultats de l'analyse.

Argent. — 11 se trouve quelquefois dans la blende. Traité par l'acide chlorhydrique étendu, il se dépose dans le résidu insoluble, qu'il faut filtrer avant d'ajouter de l'ammoniaque, etc.; m^s il existe rarement, en quantité sufiisante pour influer sur l'analyse.

Cadmium. — 11 existe quelquefois en petite quantité; n'étant pas soluble dans la solution ammoniacale additionnée de carbonate d'ammoniaque ; il<ne modifie pas les résultats de l'essai.

Analyse de t oxyde de zinc au moyen d'une solution d'ammoniaque et de carbonate d* ammoniaque.

Cette méthode ne donne que des résultats approximatifs, mais ^ elle est néanmoins utile, quand on n'a pas sous la main de sulfure de sodium. Elle est assez bonne pour les minerais moyennement purs, mais quand il s'y trouve des matières étrangères, surtout de l'oxyde de fer, l'erreur s'accroît en raison de la quantité de fer.

On opère de la manière suivante : On pèse, dans une capsule de porcelaine, de 2 à 5 grammes de minerai finement pulvérisé,

on le calcine complètement dans un moufle ou sur un bec de gaz, et on prend le poids du oûnerai calciné. On le fait ensuite digérer , à une douce chaleur, pendant environ vingt minutes, dans une capsule ou dans un ballon» avec une solution d'ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque; le résidu insoluble est recueilli sur un filtre, lavé avec de Teau ammoniacale chaude, séché, incinéré et pesé. Le poids de ce résidu, après digestion avec rammoniaque, etc. , déduit du poids du minerai calciné, donne la quantité d'oxyde de zinc dissous; on obtient la teneur du minerai analysé, en en retranchant un cinquième du poids de Toxyde trouvé, ce cinquième représentant le poids de l'oxygène.

Poids de la blende employée 2k',5.

Grammes.

Poids du minerai calciné avant le traitement

par Tammoniaque, etc S. 123

Poids du résidu calciné après traitement par

Tammoniaque, etc 0.39

Perte représentant Toxyde de zinc dissous par

la liqueur ammoniacale 1.733

Déduction de 1/5 pour l'oxygène 0.346

Reste zinc contenu dans 2i%5 de blende. . . 1 . 387 ou 55.48 pour 100.

Quand le minerai est finement pulvérisé, et qu'il ne contient qu'une petite proportion de matières étrangères, cette méthode ne présente pas de difficultés pratiques; mais quand la quantité d'oxyde de fer ou de matière terreuse est considérable , une portion de l'oxyde de zinc reste dans le résidu. Ce fait se produit surtout en présence de l'oxyde de fer, il vaut alors mieux modifier le procédé ainsi : il faut traiter le minerai, après calcination, avec les acides chlo- ^ rhydrique et azotique, et ajouter à la solution étendue d'eau, de Tammoniaque et du carbonate d'ammoniaque; on recueille, sur un filtre, le résidu insoluble et le précipité, on les lave, on les incinère et on les pèse ; on déduit ce poids de celui du minerai calciné; ota obtient ainsi la quantité d'oxyde de zinc soluble dans la liqueur ammoniacale. Si on analyse le résidu, on verra, qu'au point de vue de la pratique, ou peut le considérer comme ne contenant pas de

zinc. Si le minerai contient du silicate de zinc, Toxyde de zinc qu'il renferme sera évidemment dissous : on ne peut donc pas avoir recours au procédé ainsi modifié, quand l'analyse ne doit pas tenir compte du zinc qui se trouve dans le silicate.

On désire quelquefois , au point de vue industriel, savoir approximativement la quantité de silicate contenue dans un minerai de zinc; on peut arriver à ce résultat en faisant digérer le minerai calciné avec de Tammoniaque et du carbonate d'ammoniaque, qui laissent le silicate presque inattaqué; mais il ne faut pas prolonger la digestion trop longtemps, car autrement le silicate serait attaqué et le zinc dissous.

Résultats pratiques obtenus avec laméthodeci-dessus,

\ . — l^'jîOS de blende finement pulvérisée (de Laxey, île de Man), presque pure, pesaient après calcination sur un bec de gaz, 1^,091 ; après digestion à chaud dans un mélange d'ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque, le résidu après incinération pesait 0«S01 7.

4»%09t- 08^,26= 1^075 d'oxyde de zinc dissous; ^«^075 — Oï'jai 4 (oxygène) = 0«%86i de zinc; soit 66,35 pour 100.

Après incinération, le résidu insoluble contenait une trace de zinc, et la solution^'ammoniacale une trace de cuivre.

2. — 1»%619 de calamine préparée pour la réduction, pesaient après calcination 1^^,389; après digestion dans l'ammoniaque et le carbonate d'ammoniaque, et après incinération, le résidu pesait 0>%315; la solution ammoniacale était légèrement colorée par le cuivre. Donc 1«',389-0«%314=08%075 d'oxyde de zinc; 1^075 — 0«',214 (oxygène) = 0«%861 de zinc, ou 53,18 p. 100 de zinc.

Après une nouvelle digestion prolongée dans l'anmioniaque et le carbonate d'ammoniaque, les 0«%315 du résidu pesaient, après une seconde incinération, 08^307. En faisant bouillir le résidu dans l'acide chlorhydrique, et en calculant le zinc dissous comme étant à l'état d'oxyde, on a trouvé 0«^036, soit 1,78 pour 100 de zinc, resté dans le résidu insoluble. Trois analyses du même échantillon

de minerai, ont donné par le sulfure de sodium, une moyenne de 53,45 pour 100 de zinc.

3. i«',295 de blende contenant 20,48 pour 100 de sulfure de fer (soit 13,03 pour 100 de fer métallique), pesaient 1»',078, après calcinalion dans un moufle. On fit digérer le produit calciné avec deux fois son poids de carbonate d'ammoniaque, additionné d'un peu d'ammoniaque, pendant environ trois quarts d'heure ; le résidu insoluble, recueilli sur un filtre, pesait, après incinération 0«%386; après une nouvelle digestion dans l'ammoniaque, il ne pesait plus que Ok',380. D'où 1«%071 — 08^380 = 0«%698 d'oxyde de zinc soluble, qui équivalent à 08^557 de zinc, ou 43 pour 100.

Les 0*%380 du résidu, soumis à l'action de l'acide chlorhydrique et digérés ensuite dans l'ammoniaque et le carbonate d'ammoniaque, donnèrent une matière insoluble qui, incinérée après lavage sur un filtre, pesait 0«%277. Le produit filtré contenait du zinc. 08',380 - ()«S277=0«%103 de matière soluble équivalent à 0«%083 de zinc ou 6,40 pour 100. Ce zinc était resté dans le premier résidu, où le retenait le sesquioxyde de fer; il ne s'était pas dissous par l'action directe de la solution ammoniacale. 43,05 + 6,40= 49,45 pour 100. Une analyse a donné 49,38 pour 100 de zinc. Une autre analyse, faite par un autre opérateur sur le même minerai, donna les résultats suivants : — Par l'action directe de l'ammoniaque et du carbonate d'ammoniaque, sur le minerai calciné, 42,74 pour 100 de zinc. En traitant le minerai calciné par l'acide chlorhydrique, qu'on fit bouillir avec de l'ammoniaque et du carbonate* d'ammoniaque, etc., et en pesant le résidu inso* lubie, on obtint 50,38 pour 100 de zinc.

4. — 3^^239de calamine calcinée, contenant du silicate de zinc, pesaient après calcination 2<%992 ; après traitement par l'ammoniaque et le carbonate d'ammoniaque et après incinération, le résidu insoluble pesait Î8',234, équivalant à 2^S758 d'oxyde de zinc, représentant 1 «S 407 d'oxyde de zinc ou 43, 44 pour 100. Additionné d'acide chlorhydrique , le résidu se transforma en matière gélati-

ncuse; il contenait une quantité considérable de zinc (environ 1 1 ,35 pour <00). Deux autres analyses par le sulfure de sodiuni donnèrent 54,65 et 54,94 pour 100 de zinc; la moyenne de ces résultats est de 54,79 pour iOO.

5. — 1«%295 de silicate de zinc hydraté naturel, finement pulvérisé, contenant 53,33 pour 1 00 de zinc, furent mis h digérer, cinq fois successives, dans une solution chaude d'ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque, et, chaque fois, après décantation de la solution, on constatait la présence du zinc. Les trois quarts environ de Toxyde de zinc furent extraits à la première digestion, puis en petites quantités à la seconde et à la troisième ; une quantité beau* coup moindre fut encore retirée à la quatrième, enfin à la cinquième pn trouva quelques traces de zinc. Le résidu fut décomposé par l'acide chlorhydrique, et le zinc évalué à l'état d'oxyde, pesait 0«%014, équivalant à 1,10 pour 100 de zinc, qui avait résisté à* l'attaque de l'ammoniaque.

Dans le but de déterminer la quantité d'oxyde de zinc qu'une solution d'ammoniaque et de carbonate d'ammoniaque pouvait enlever au silicate de zinc calciné.on opéra sur 1^%295 de silicate de zinc. A la première digestion on retira 26,15 pour 100 d'oxyde; à la deuxième 4,1 5 pour 1 00 et les suivantes en dissolvaient encore.