Extraction des métaux alcallno-terreux
On a tenté l'extraction du baryum, du strontium, du calcium à rétat d'amalgames, mais sans vrai succès.
MM. Reichardû et Fischer (1865) proposent d'extraire le magnésium de la camallite et de la tachydrite [Dingler's Polyt. Journ., 1865, 68 et 82].
M. RogerSy partant aussi de la camallite, fait usage de creusets en fer revêtus intérieurement d'une pâte d'asbeste. Concentriquement au creuset sont disposés deux cylindres d'un diamètre respectif de 0^,13 et 0^,17 reliés inférieurement et supportés.
Le couvercle de ce fourneau est revêtu intérieurement de pâte d'asbeste et porte une ouverture par laquelle passe le creuset dont le fond repose sur d'épaisses traverses de fer. Le creuset est chauffé par des jets de gaz et les produits de la combustion, après avoir léché le creuset, redescendent entre les deux cylindres concentriques et s'échappent.
Quand la matière à traiter est fondue, un plateau annulaire en asbeste est placé sur le creuset et fixé au moyen d'un solide anneau de fer. Ce plateau en asbeste tient un tube en argile dont les parois portent quelques trous pour le passage du gaz. Le charbon positif est supporté dans ce tube qui est aussi muni d'un tuyau pour le dégagement du chlore. L'électrode négative est une barre de fer de 0^^,005 d'épaisseur, qui s'en-
roule inférieurement en anneau pour entourer Textrémité du charbon positif.
Un courant de gaz réductif ou neutre est introduit dans le vase et s'échappe continuellement avec le chlore.
Un courant de 50 ampère» et 10 voits aurait précipité 10 gramme» de magnésium spongieux par heure.
M. Graetzel (1883) extrait aussi le magnésium de la carnallite dans un appareil qui sert également à Textraction de Valuminium. [Voir § 242 et chap. IV, 8® p.].
242. Extraction des métaux terreux. Davy, le premier, a tenté l'extraction de Taluminium par le courant» en électrolysant les solutions aqueuses, mais sans succès.
M. Lossier propose l'extraction de l'aluminium de ses silicates naturels comme suit :
Le silicate d'alumine est additionné de chaux, d'oxyde de fer ou d'un autre métal lourd, de sable siliceux et d'un peu de sel marin pour former une masse fusible que Ton fond dans un réverbère dont la sole est traversée par un grand nombre de barres de fer; puis, les barres de fer étant employées comme cathodes et de longs morceaux de coke suspendus dans la masse en fusion comme anodes, on fait passer le courant.
L'aluminium, le fer, etc. se précipitent sur la sole à l'état d'alliage fonda ; la sihce se porte au pôle négatif. Pour éviter l'obstruction des anodes par la silice, on recouvre le bain de 0"*,10 d'un mélange de chlorure de calcium et de chlorure de sodium et l'on y fait plonger les anodes, ce qui présente l'inconvénient d'un dégagement de chlore sur les lames de coke.
Le métal brut est coulé en plaques qui sont ensuite suspendues dans un bain fondu de chlorure double d'aluminium et de sodium et soumises à un courant dont la force électromotrice doit être assez faible pour que le fer et les autres mé-
taux moins attaquables que raluminium restent insolubles au pôle positif; on trouve au pôle négatif raluminium séparé.
M. Lontin (1883) essaya l'électrolyse d*un mélange de cryolithe et de sel marin avec l'alumine. Peu après, M. Héroult fit le même essai sur un mélange de cryolithe et d'alumine. Ces essais, déjà tentés par H. Sainte -Glaire Deville, ne donnèrent aucun résultat satisfaisant.
M. /. Braun électrolyse les solutions de sulfates doubles alcalino-aluminiques. Il soumiet à l'électrolyse une solution -d'alun de densité = 1,03 à 1,07, avec des électrodes en substance inattaquable (le platine par exemple). L'acide sulfurique développé au pôle positif est neutralisé à fur et mesure par un alcali. On ajoute au bain, pour empêcher toute précipitation •d'alumine, un acide organique, tel que l'acide tartrique. Pour l'électrolyse de 10 à 20 litres desolution, deux éléments Bunsen de 0"',20 suffisent.
M. Graetzel a breveté des appareils pour la production des métaux contenus dans les terres alcalines. Il emploie les combinaisons de l'aluminium avec le chlore ou le fluor, en se servant simultanément du courant électrique et d'un gaz réducteur.
Son appareil se compose (fig. 9) d'un vasecathode G en métal (pour l'aluminium on emploie le cuivre, le fer ou l'acier alumineux; pour le magnésium, l'acier fondu).
Ce vase est protégé contre le feu par un vase en porcelaine ou en graphite.
Fig. 9. Un couvercle en porce-
laine porte une ouverture centrale pour le passage du vase B en [ciment ou en porcelaine dans lequel plonge l'anode A en
charbon et deux ouvertures, Tune pour rentrée, Tautre pour la sortie du gaz.
Il n*y a aucun contact entre le chlore et le gaz réducteur ; des ouvertures permettent au sel fondu de circuler.
Pour éviter la tension électrique dans l'intérieur de Fappareil et pour effectuer l'enrichi ssement du bain qui s'épuise peu à peu, on place dans le tube D, parallèles à l'électrode en charbon et isolées d'elle, des lames ou des bâtons D formés d'un mélange en quantité équivalente d'alumine et de charbon ou de magnésie et de charbon. Le charbon se combine à l'oxygène et le métal libéré se combine au chlore et entre dans la masse fondue. [Dinglers PoL /., vol. 253, p. 34] [§270].
M. Senet fait agir un courant de 6 à 7 voiu et de 4 ampères sur une solution saturée de sulfate d'alumine, en présence d'une dissolution saturée de sel marin. Les deux solutions sont séparées par un vase poreux. Il se forme un chlorure double d'aluminium et de sodium qui est décomposé et l'aluminium, mis en liberté, se dépose sur l'électrode négative. Le procédé peut être appliqué, soit à l'obtention des dépôts d'aluminium sur des objets quelconques, soit encore à la fabrication proprement dite de l'aluminium.
M, Hall traite par un courant de 6 à 10 voiu seulement, une solution d'alumine dans un bain fondu de fluorure d'aluminium et de calcium [Voir § 301].
M. Hampe propose d'électrolyser à 1000° environ, un mélange de cryolithe et de sel marin. Le sodium se déposerait au pôle négatif et l'aluminium se précipiterait en globules.
MM. Omholt, Bôttiger et Seidler proposent l'emploi de mouffles sans fond plongeant dans le lit de fusion. L'un reçoit 1 électrode positive, l'autre l'électrode négative. Les deux électrodes sont également plongées dans le bain maintenu fondu par la chaleur du four. Le métal, aluminium ou magnésium, qui se réduit à l'électrode négative, s'écoule par un stoupa et les corps halogènes s'échappent par une ouverture qui entoure l'électrode positive. \k
Les mouffles sont en briques réfractaircs garnies de charbon, lutées et à l'abri de Tair, grâce à Tadmission d'un gaz neutre.
M. Nahnsen propose de séparer directement Taluminium par rélectrolyse de ses sels à une température maintenue très basse à l'aide d'appareils réfrigérants.
MM. Cowles- et Héroult ont appliqué la réduction de Talumine, par un procédé mixte, en présence d'un autre métal pour obtenir un alliage [Voir ces traitements §§ 302 et 310].
M. Klemer a appliqué la réduction, par l'arc voltaïque, de la cryolithe débarrassée au préalable de fer, de soufre et de silicium [Voir §. 282].
M-. A. Minet a réalisé l'extraction de l'aluminium d'un mélange de cryolite et d'alumine [Voir § 285].
M. Diehl (1889) se sert d'un bain de fluorures alcalins (ou de composés fluorés alcalins), d'alumine 'anhydre, de sulfate alcalin et de chlorure de sodium. Ce mélange est fondu, refroidi, pulvérisé et lavé pour en extraire tout le sulfate. La poudre séchée est mélangée avec du sel marin, fondue dans un creuset et électrolysée avec une cathode en charbon ou préférablement en fer ou en cuivre, si l'on veut obtenir un alliage.
Les derniers procédés proposés pour extraire l'aluminium, sans avoir été expérimentés en grand et bien qu'ils suggèrent à première vue de graves objections, méritent attention, parce qu'ils cherchent à résoudre plus radicalement le problème de la réduction en aluminium isolé, de l'alumine et même des argiles, avec de faibles consommations de fluorures, parfois même sans fluorure.
MM. Douglas et Dixon proposent un creuset en graphite chauffe formant cathode, dans lequel plonge l'anode et qui contient un mélange de chlorures de magnésium, de potassium et de sodium avec 3 à 5 p. c. de fluorure d'aluminium ou de sodium. Ce creuset est surmonté d'une cornue renfermant un mélange de charbon, d'alumine et de sel marin.
Le creuset est chauffe à 890*^ et son contenu maintenu en fusion. Un courant de à 8 voits y décompose le chlorure de magnésium en magnésium qui monte à la suface du bain et en chlore qui, par des ouvertures réservées dans le couvercle, passe dans la cornue et y forme du chlorure double d'aluminium et de sodium :
AlA+3G+2NaGl+6Gl=AliGl„2NaGl + 3G0.
Ce chlorure double se fond sans se volatiliser (la température étant modérée en conséquence) et tombe dans le creuset 0':i il est réduit par le magnésium libéré par le courant : Al,Gl„'2NaGl + 3Mg = 2A1 + 3MgGl» + 2NaGl .
M. Berg a proposé d'électrolyser avec un courant de 1(XX)0 ampc-res et 50 volts, dans un creuset de graphite, entre deux électrodes en charbon dense, un mélange de poussier de coke ou de charbon, de nitrate de potasse ou de soude et d'une matière contenant de l'alumine, le tout finement pulvérisé et mélangé. Les corps aluminifères se fondent, déposent l'aluminium au pôle négatif où il reste fondu et fait volant de chaleur; les métaux étrangers, silicium, etc. sont brûlés par les azotates à l'état d'oxydes.
M. Felt propose un appareil dont la cathode en cuivre, disposée horizontalement et couverte de toiles métalliques également en cuivre, occupe le fond. L'anode, placée plus haut, est formée d'une grille circulaire en zinc amalgamé par un canal contenant du mercure. Le liquide entre les électrodes est de l'acide sulfurique étendu, additionné d'un peu de nitrate de mercure revivifié par du mercure contenu dans une terrine. Le minerai d'aluminium — une argile pure par exemple — se place sur les toiles métalliques. D'après l'inventeur, cette argile se décomposerait en silice, qui se précipite au fond de l'appareil et en aluminium, qui se dépose sur le cuivre des toiles (?).
243. Extraction du cuivre. Depuis les travaux de Becquerel, le traitement des minerais des métaux usuels était tombé dans l'oubli.
Pattera (1807) a fait connaître une méthode de cémentation du cuivre contenu dans les eaux de cémentation, qui consiste à remplir de morceaux de fonte une série de vases en argile ou en sapin contenant la solution cuivrique et à relier ces vases à la cathode constituée par du coke en morceaux. L'activité de Tanode est provoquée par une solution de sel marin de concentration moyenne. Le cuivre se précipitait sur la cathode.
Elkington (1871), dans son brevet ayant pour objet le raffinage du cuivre, proposa l'extraction du cuivre des mattes cuivreuses. Les mattes étaient fondues, coulées en plaques servant d'anodes et plongées dans un bain de sulfate de cuivre.
La solution se chargeait de fer ; il fallait la renouveler de temps en temps et, malgré l'emploi de machines magnétoélectriques, le silence se fit bientôt autour de ce procédé.
M. Keith propose la séparation du cuivre des résidus des fabriques de sulfate de cuivre, résidus qui contiennent 4, 5 p. c. de cuivre, argent, nickel, étain, zinc, antimoine et fer. II introduit du fer dans une solution de sulfate de fer acide contenue dans des vases d'argile poreux et place ces vases dans d'autres récipients plus grands qui contiennent la solution de cuivre et une feuille de cuivre. Le fer et le cuivre sont reliés métalliquement. On dilue de temps en temps la solution de sulfate de fer après en avoir enlevé une partie.
Un établissement de Swansea exécute en grand, parait-il, la séparation de l'or et de l'argent d'après ce procédé ; le courant est fourni par des dynamos.
M. André (1877) propose [§ 237] un procédé pour l'extraction des métaux tels que le nickel, le cobalt, le cuivre contenus dans les mattes, speiss, etc., et une disposition d'un cadre rempli de grenailles de métal entre l'anode et la cathode, le métal plus électropositif contenu dans le cadre servant à précipiter un métal de la solution employée en empêchant ainsi le transport de ce métal sur la cathode.
Les speiss et les alliages, employés comme anodes, sont travaillés dans des bains acides ou alcalins.
M. André recommande les bains suivants pour le travail des speiss :
Pour la séparation du cuivre, du nickel et du cobalt, Tacide sulfurique dilué;
Pour la précipitation simultanée du cuivre et du nickel ou du cuivre et du cobalt, le sulfate d'ammoniaque ;
Pour la séparation de l'or, de largent et du cuivre, l'acide sulfurique dilué au centième.
M. Cobley (1878) grille les minerais sulfurés de cuivre de façon à les transformer en sulfate qui est ensuite dissous dans l'eau. Le fer est précipité par de la chaux et la solution passe à l'électrolyse. Afin d'éviter autant que possible la polarisation résultant du dégagement de l'oxygène sur l'anode, il propose d'injecter dans le bain l'acide sulfurique provenant du grillage. Mais ce moyen paraît inefficace.
MM. Blets et Miest (1881), proposent le traitement direct des sulfures employés comme anodes, après les avoir préalablement agglomérés par la chaleur et la pression combinées, avec intervention ou non de matières agglutinantes. «Si, " disent les auteurs, on électrolyse une solution d'un sel dont »» l'acide attaque les sulfures naturels, en employant ceux-ci ^ comme anodes, le métal du sulfure se dissout, tandis que le « soufre reste déposé sur l'anode. C'est avec les nitrates que » cette opération a lieu le plus facilement et, dans ce cas, sans '» formation de sulfate. Par exemple, le bain étant du nitrate '» de plomb, l'anode de la galène, la cathode une lame de " plomb ou d'un autre métal insoluble dans le nitrate de '» plomb, voici les réactions qui se passent : Pb(NO^)» = Pb+(NO='f PbS + (NO^)* = Pb(NO=^)' + S
" Sous l'action du courant, le plomb se porte sur la cathode " et l'acide sur l'anode, où il attaque la galène et régénère le
« nitrate de plomb. On voit donc 1° que le bain reste constant " et neutre et sert indéfiniment (à part les pertes inhérentes « aux manipulations industrielles) ; 2^ que l'acide du sel « échappe à l'action du courant, puisqu'il ne sort d'une com- « binaison que pour entrer dans une autre; 3^ que le soufre " est séparé comme tel et peut être facilement extrait, pro- « blême insoluble jusqu'aujourd'hui ; 4^ que le dégagement " gazeux, source la plus grande de polarisation, est évité.
« Ces faits ont été vérifiés par nous dans un grand nombre « d'expériences exécutées au laboratoire. "
M. Deligny (1881) propose aussi pour les sulfures de cuivre naturels le traitement direct. Sa méthode laisse subsister un obstacle que MM. Blas et Miest avaient éliminé. Les sulfures naturels sont suffisamment conducteurs sans doute quand les particules métalliques ne sont pas disséminées dans la gangue, mais l'impossibilité de se procurer des anodes d'un seul bloc fait que l'on est forcé de les constituer au moyen de sacs contenant .les morceaux pulvérisés, dans lesquels plonge une lame de charbon. Dans ces conditions, la conductibilité* est tout-à-fait insufiSsante, à cause du peu de contact des grains de sulfure entre eux et, même en supprimant le sac poreux, ce à quoi on arriverait aisément en plaçant le poussier au fond du vase et en y faisant plonger la lame de charbon, la réaction est lente, incomplète et coûteuse.
M. Marchese (1883), ingénieur à Gênes, a réalisé industriellement le traitement électrolytique direct des mattes cuivreuses, déjà indiqué par Elkington dans son brevet ayant pour objet le raffinage du cuivre. Le mérite du procédé ne réside pas dans l'idée du traitement direct des sulfures, mais dan^ l'application de cette idée au traitement des mattes de cuivre d'une teneur quelconque en fer [Voir § 257].
MM. Siemens et Halske (1887) ont breveté un mode de traitement des minerais de cuivre et de zinc au moyen de voltamètres à circulation et à diaphragme poreux [§ 262].
M. Hartmann, de Swansea, empêche la polarisation par l'oxygène dans l'électrolyse des sels de cuivre avec anode insoluble, en faisant traverser le liquide par un jet d'anhydride sulfureux et chauffant à la vapeur. L'acide sulfureux donne avec l'oxygène de l'acide sulfurique. Le liquide sulfurique, à la fin de l'électrolyse, pourrait être employé comme dissolvant.
M. RoveUo propose de précipiter le cuivre des eaux cuivreuses obtenues dans les traitements métallurgiques par voie humide, en formant avec la cuve électrolytique un grand élément Daniell, dont les lames négatives sont en tôle ou en fonte au lieu de zinc et sont séparées des anodes en cuivre par des cloisons poreuses.
Les batteries électrolytiques sont formées d'une série de châssis en bois séparant les cathodes des anodes par des membranes de parchemin percées de trous.
On verse le liquide cuprique en filet mince contenu dans les éléments cathodes et la dissolution de sulfate de fer dans les compartiments anodes. Les deux* liquides s'échappent séparément par des trop pleins. La solution de sulfate de cuivre, une fois électrolysée, peut être épuisée dans un second appareil.
L'électrolyse a lieu sous l'action du courant déterminé par la réunion des bains en court circuit. La force électromotrice de ces éléments est de 0''®'*,6.
MM. Siemens et Halske (1889) proposent de faciliter la dissolution du cuivre et du zinc des minerais grillés en rendant l'action électrolytique continue. Pour y arriver, le liquide ferrique et le minerai oxydé fin arrivent continuellement d'un côté des cuves à électrolyse en bois plombé ou en béton et sort du côté opposé. Les cuves contiennent des agitateurs, arbres à palettes en plomb durci tournant à la vitesse de 100 tours par minute, qui mettent la boue en suspension et la dissolution est encore favorisée par un jet de vapeur.
Dans le but d'obvier à la résistance assez forte apportée par les diaphragmes poreux, MM. Siemens & Halske proposent
<îes auges éleclrolytiques en bois plombé munies de doubles fonds perforés au-dessus desquels on dispose Tanode formée de plaques de charbon de cornue reliées par des lames de plomb perforées recouvertes de charbon en morceaux.
Au-dessus de Tanode, on étendrait une couche de matière filtrante qui forme diaphragme et la cathode serait formée par une série de cylindres rotatifs en bois enduit de cire et plaqué d'une couche de métal conductrice reliée aux tourillons qui amènent le courant.
La dissolution pénètre continuellement par le haut, filtre dans le compartiment inférieur (positil) après s'être débarrassée de son cuivre sur les cathodes. Elle s'oxyde graduellement, gagne en densité puis s'échappe par un syphon.
M. Ge^^ish Farmer préconise pour l'obtention du métal électrolysé en feuilles, une cathode cylindrique rotative (50 tours par minute) recouverte d'un vernis isolant aux points où l'on ne veut pas de dépôt.
On trace sur une génératrice un pointillé de vernis isolant, qui détermine une ligne de rupture facile analogue à celle du piquetage des timbres-poste.
244. Extraction du zinc. M. Lambotte-Doucct propose de dissoudre les minerais de zinc, grillés préalablement, par l'acide chlorhydrique commercial pour obtenir une solution neutre de chlorure. Le fer est éliminé à l'état d'oxyde ferrique au moyen du chlorure de chaux et de l'oxyde de zinc. La solution chlorhydrique est électrolysée avec des anodes en graphite et des cathodes en zinc.
En même temps que le zinc se précipite sur la cathode, le chlore se dégage à l'anode où il se reproduit de l'acide chlorhydrique. Après un certain temps, le bain redevient acide de neutre qu'il était et la précipitation n'a plus lieu.
Ce procédé a été essayé aux usines de Bleyberg et l'impossibilité d'absorber le chlore à l'anode a été un obstacle tel que les essais ont dû être abandonnés. On peut refouler le chlore
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par lair et aspirer les gaz au moyen de récipients à entonnoir remplis de silicate de soude. Le mieux serait d'employer le chlore à peroxyder le fer qui se trouve dans la solution ou qu'on y ajouterait.
M. Kiliani a proposé Téleclrolyse des solutions zinciques ammoniacales avec anodes en fer.
L'oxyde de zinc, la calamine, etc., sont mis en digestion avec la liqueur ammoniacale contenant du carbonate d'ammoniaque, dans de grands récipients doublés de plomb. Quand la liqueur est saturée de zinc, on la filtre, puis on la soumet à l'électrolyse. Une partie du zinc se dépose à l'état compact sur les cathodes formées de plaques de zinc ou de laiton, tandis qu'une quantité d'oxygène équivalente se dégage aux anodes, La liqueur circule dans l'appareil plus ou moins vite suivant sa teneur en zinc et suivant l'intensité du courant. L'électrolyte épuisé se rassemble dans un réservoir inférieur, d'où il est repris par une pompe et conduit dans les digesteurs, où il se retrouve en contact avec des matières zinciques nouvelles.
Tout l'ensemble des appareils, cellules d'électrolyse, réservoirs, etc., est hermétiquement clos. Lorsque l'intensité du courant s'élève au-dessus d'une certaine limite qui dépend également de la richesse de l'électrolyte, le zinc déposé affecte une structure cristalline ; pour une intensité encore plus élevée, il se dégage de l'hydrogène et le métal se dépose à l'état spongieux. Inversement, si l'intensité du courant est trop faible, le zinc se dépose en couche grise sans éclat métallique. Pour traiter certaines calamines pauvres. M, Kiliani conseille d'employer comme dissolvant le chlorure de calcium.
Cette méthode présente deux avantages sur le procédé d'électrolysation des solutions acides :
1° On y employerait des anodes en fer au lieu d'anodes en charbon.
2° La trop grande acidité du bain, qui fait se redissoudre le métal précipité à l'état spongieux, serait évitée.
Le procédé Létrangc (1881), revendiqué aussi par MM. P«rodi et Mascazzini de Gênes, consiste à griller les blendes avec précaution paur obtenir du sulfate, l'acide sulfureux provenant de ce grillage étant dirigé sur les minerais oxydés pour les sulfater également ; puis à dissoudre le sulfate de zinc par lixiviation et à électrolyser la solution concentrée en employant des anodes en graphite. Le bain devient de plus en plus acide ; aussi est-il nécessaire de faire circuler le liquide d'une cuve à l'autre, en le faisant passer dans l'intervalle sur du minerai oxydé pour le neutraliser.
Cette méthode, qui a été essayée en grand à Romilly et à Saint-Denis, pèche par le point de départ. Nous ne croyons pas à la possibilité de^ transformer complètement la blende en sulfate par grillage. Cette opération est en effet très délicate ; une partie du zinc se transforme en oxyde qui reste dans les résidus à la lixiviation et l'extraction est incomplète. En revanche tout le plomb et une bonne partie de l'argent restent dans le résidu. [Dinglers Pol. /., 1882, vol. 245, p. 455].
M. Lucliow (1881) propose l'extraction du zinc des solutions chlorhydriques avec des anodes formées d'un mélange de blende et de coke enfermé dans une caisse à claire voie.
La cathode est une lame de zinc sous laquelle est placé un cadre de bois lesté de plomb et recouvert d'un tissu épais qui permet de retenir le zinc précipité. Pendant l'opération, il se forme à la surface du bain une couche d'écume que l'on doit enlever de temps en tempos. Avec une solution chlorhydrique comme celle qu'indique M. Luckow, il se dégage du chlore à l'anode; c'est là un sérieux inconvénient. D'autre part, si l'on fait usage de solutions sulfuriques, il faut prendre soin de maintenir le liquide à l'état neutre.
M. Lalande supprime tout emploi d'acide et fait usage d'une cathode en mercure, qui absorbe le zinc à mesure qu'il se dépose et le protège ainsi contre le liquide. Le bain est une solution de zincate de potasse dans l'eau obtenue en électroly-
sant une solution de potasse caustique avec une anode en zinc. Il est bon conducteur, s'altère peu à Tair. L'anode est en fer, Talcali peut être régénéré. Avec une anode en zinc brut, on peut opérer le raffinage.
Le zinc est retiré de l'amalgame par distillation. Ce procédé est appliqué à Birmingham [The Electrician, 1886, p. 281].
M. Watt (1887) dissout l'oxyde ou le carbonate de zinc dans l'acide acétique à 15 ou 20 p. c; d'une densité 1,15, avec des anodes en charbon, platine ou zinc brut et un courant de 3 à 5 ampères [Voir § 203].
M. Burghardt propose de préparer le zinc et l'étain par l'électrolyse d'une solution de zincate ou de stannate alcalin.
La première chose à faire est d'éliminer le soufre , l'antimoine et l'arsenic par grillage. On transforme ensuite le minerai en oxj^de que l'on dissout dans un bain de potasse en fusion. On projette pour cela dans le bain alcalin un mélange finement pulvérisé de minerai grillé et de charbon : la réduction s'opère et le sel alcalin se forme (?).
Après refroidissement, on épuise par l'eau bouillante et la solution obtenue est électrolysée en se servant d'anodes en zinc ou en étain, selon le métal fabriqué.
Voir aussi [§ 243] le procédé Siemens et Halske pour le traitement des minerais de cuivre.
245. Extraction du plomb. [Voir le procédé Blas et Miest, § 243].
246. Extraction de Tantimoine. M. Borche^^s dissout le minerai d'antimoine dans un sulfure de sodium contenant le soufre et le sodium à poids égal ; la dissolution ne doit pas être saturée, il convient qu'elle ait une densité de 12^ Beaumé. On y ajoute alors 3 p. c. de chlorure de sodium pour rendre le bain plus conducteur.
Le fer peut être employé pour les voltamètres et les cathodes. Les anodes sont des plaques de plomb. Il faut une force électromotrice de 2 à 2 -^ voits par bain. Pour 2 atomes d'antimoine séparés, 3 molécules d'eau sont décomposées.
On obtient le métal en poudre ; une partie adhère aux cathodes et est séparée par une brosse en fil d'acier. Le produit est lavé d'abord avec de Teau contenant du sulfure de sodium de la soude caustique ou de l'ammoniaque, puis à l'eau pure, puis à l'eau contenant un peu d'acide chlorhydrique et finalement avec de l'eau. Il est ensuite séché et fondu avec un peu de verre d'antimoine \Chemiker Zeitung, vol. 2, p. 1021].
247. Extraction du nickel. M. ^.iTi^rmeVe fait digérer en l'agitant le minerai de nickel pulvérisé dans l'ammoniaque, sous une pression de 3 ou 4 atmosphères durant une demi-, heure. I^a solution claire, après addition d'un peu de soude caustique qui la rend conductrice, est électrolysée avec des anodes en charbon et des cathodes en fonte dans des voltamètres en fonte munis de couvercles à fermeture hydraulique.