PLOMB.

PLOMB.

nu espace vide g , qu'on remplit avec un mélange decendres d’os et de galène en poudre fine hnmectés etbroyés ensemble. Ce mélange forme une masse impéné-trable au plomb fondu, qui, après avoir rempli le bassinainsi formé au fond du fourneau, se rend naturelle-ment, par une rigole pratiquée dans la plaque de tra-vail, dans le bassin de réception P. Sur les deux rebordslatéraux de la sole sont placées deux pièces de fontecarrées MC, de 0"13 de côté et de 0“,67 de long,qui portent une maçonnerie en briques réfractaires sup-portant à la partie antérieure une pièce de fonte paral-lèle à H, et recouvertes, daus l’autre sens, par descubes en fonte qui terminent le couronnement du four-neau. On a presque toujours des chambres de conden-sation pour recueillir les fumées.

Lorsqu’on veut commencer une fonte, on allumele fourneau avec des briquettes de tourbe ; on charged’abord des crasses riches, et au besoin de la chaux oudu calcaire, soit pour rendre les matières terreuses plusfusibles si elles sont trop réfractaires, soit pour leslécher si elles sont trop fusibles. Lorsqu’elles sont ar-rivées au fond du fourneau, on les retire par la poi-trine ; on les place sur la table de travail, une partiedu plomb s'écoule à l’état métallique; puis on trie,d’une part, les crasses riches et, de l’autre, les crassespauvres, qui ont plus d’éclat que les précédentes et ontété agglutinées ou séchées par l’addition de la chaux,et ou les met de côté. On place devant la tuyère unebrique de tourbe pour diviser le vent; on rejette dansle fourneau un peu de houille, quelques pelletées deminerai, les crasses restées sur la plaque de travail, et<ie la chaux, s’il est nécessaire. Au bout de 10 ou15 minutes, les matières sont de nouveau tirées surla plaque de travail et traitées comme ci-dessus. Lemême travail se continue pendant 12 à 15 heures desuite, après quoi on laisse refroidir le fourneau pendant5 à 8 heures. Il y a deux ouvriers par fourneau. Unfourneau écossais, marchant 15 heures sur 24, produitdans ce temps 1.500 à 2.000 kilogrammes de plomb.Ce dernier se sépare des crasses par liquation.

Autrefois, et maintenant encore quand le minerairenferme une forte proportion dj carbonate de plomb,ou passait le minerai au fourneau écossais sans grillagepréalable. Dans ce cas, on ajoute une plus forte pro-portion de chaux, et on emploie plus de tourbe et moinsde houille, afin d’avoir, dans l’intérieur du fourneau,une zone oxydante plus étendue.

Les crasses pauvres que l’on obtient au fourneauécossais, et qui sont mises de côté comme nous l’avonsdit, sont refondues au fourneau à manche (fig. 2‘>87et 2088).

3 e ci.assb. La troisième classe de méthodes consisteà réduire la galène par le fer, soit dans des fourneauxà manche, soit dans des fourneaux a réverbère. Onremplace souveut une partie du fer par des battituresou des scories de forge, dont une partie du fer seréduit pendant la fonte et remplace économiquementle fer métallique, lorsqu’on se trouve dans le voisinaged’usines à fer; on remplace aussi quelquefois le fer pardes grenailles de fonte obtenues par le bocardage doslaitiers de hauts-fourneaux. Théoriquement, il suffiraitde 22,6 pour 100 de fer pour décomposer la galène;mais dans la pratique, il convient d’en ajouter 30 à 35pour 100.

A Tarnowitz, dans la Haute-Silésie , le minerai riche,tenant 0,80 de plomb, est traité dans des fonmeauxà manche de 4®,25 de hauteur, avec 0,12 de vieillesferrailles ou de grenailles de fond, autant de scoriesd’affinage de la fonte de fer par la méthode allemande,et 0,36 de scories de la fonte même. On dépenseenviron 0,14 de coke, et on produit 0,66 de plomb et0,24 de matte, plus des scories qui sont rejetées :chaque campagne dure six jours, et donne environ

30.000 kilogrammes de plomb. Les schlichs pauvrestenant 0,50 de plomb environ, sont fondus dans undemi-haut-fourneau, avec 0,32 de mattes de la fontedu minerai riche, 0,12 de matières plombeuses (débrisde fourneaux, écumages), 0,10 de scories de fer métal-lique, 0,24 de scories d’affinage et1,20 de la fonte même.On consomme 0,43 de coke, et on produit 0,40 de plomb.Chaque campagne dure une semaine, et on obtient parjour 1.000 à 1.100 kilogrammes de plomb. Enfin, onrefond à parties résidus, crasses, maties, écumages, etc.,de cette dernière opération.

A Vienne, sur les bords du Rhône (cette usine a cesséd’exister depuis quelques années, par suite de l’épuise-ment des mines qui l’alimentaient), et à Poullaotien(Finistère ), on opère la fusion dans des fours à réver-bère chauffés, soit au bois, soit à la houille ( cetteméthode est connue sous le nom de méthode viennoise).La chauffe a 0“,80 sur 0“,42; la sole est formée depierres de grès; elle a 2“,68 de long sur 4“,35 delargeur maximum; sa forme est ovoïde; elle est trèsinclinée (de O",43) vers le bassin de réception, qui estextérieur. Le travail est très simple : on charge370 kilogrammes du lit de fusion ; on ferme les portes ;au bout de 2 heures, on repousse les scories sur le hautde la sole, et on ramène la ferraille dans le bain ; après4 heures, on enlève la plus grande partie des scories, oncoule et on obtient 435 kilogrammes de plomb. Lesscories et mattes ferreuses que l’on obtient en sontrejetées. Le lit de fusion se compose de 4,00 de mine-rai cru, de 0,40 de terres rouges argentifères, qui ser-vent, en outre, de fondants, de 0,40 de fonds de cou-pelles et de 0,35 de ferrailles.

Cette méthode s’applique également bien à des mi-nerais très riches, comme l’ont prouvé des essais faitsà Poull&ouen sur des minerais venus de la Sierra deGador.

Sous le rapport du rendement en plomb et de l’éco-nomie du combustible, les méthodes de la troisièmeclasse donnent dos résultats bien supérieurs aux autresméthodes, pour le traitement des minerais ayant unefaible teneur (0,40 à 0,60), et que la nature de la gangue n’a pas permis de concentrer davantage. Lorsquele plomb est très argentifère, on ne peut rejeter iesmattes qui contiennent une notable proportion d'ar-gent; il faut les repasser dans le lit de fusion; mais,comme elles ne se séparent pas toujours bien facile-ment des scories, elles restent en partie disséminéesdans la scorie, ce qui explique que souvent, pour desminerais très riches en argent, et que, par cette raisou,on concentre peu à la prépaiation mécanique, commeen Auvergne, on préfère griller le minerai aussi com-plètement que possible et le fondre sans addition dematières ferreuses, afin de ne pas produire de mattes,bien qu’en agissant ainsi on augmente beaucoup ladépense en combustible, et que la perte en plomb soitplus considérable.

Dans quelques usines où ce dernier cas se présente,à Przibram, en Bohême, par exemple, où le mineraifondu rend moyennement 0,39 de plombetO,00240 d’ar-gent, on a adopté une méthode mixte, qui consiste à gril-ler le minerai comme dans les méthodes de la deuxièmeclasse, et à le fondre ensuite avec une certaine quantitéde matières ferreuses comme dans les méthodes de latroisième classe. On obtient ainsi un peu plus de plombque par les méthodes de la deuxième classe, mais il n’ya pas économie de combustible ; on produit très peu dematte, laquelle reste disséminée dans les scories.

Revivification des litharges. Le plomb que l’on obtienten Carinthie , dans la Sierra de Gador et dans le Der-byshire, est généralement trop pauvre en argent pourêtre soumis à la coupellation, et est immédiatement li-vré au commerce. Récemment, en Angleterre, M. Pat-tinson a trouvé un moyen fort ingénieux de concentrer