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charbon non desséché), avec une pénalité de 0 fr. 10 à 1 fr. 75 par tonne pour des excès de 3 % à 9 % de teneur en cendres, et une prime de 0 fr. 05 par unité de cendres en moins. — Le défaut de ce système est que les primes ne sont pas proportionnées aux pénalités. 4° Dans une station d'énergie électrique, on eut affaire, en 1910, à deux offres différentes. Le fournisseur A avait livré du charbon depuis un an dans des conditions satisfaisantes. Un autre fournisseur B proposait un charbon moins cher, mais qui, d'après les
B proposait un charbon moins cher, mais qui, d'après les essais du bureau des mines, était supposé légèrement inférieur. On les soumit à des essais comparatifs dans une usine de chaudières à chargement mécanique. Le tableau suivant résume les données du problème et sa solution. Charbon A Charbon B 1° Données: Prix par tonne 15 fr. 75 15 fr. 05 Pouvoir calorifique 7.750 cal. 7.950 cal. Cendres 6 % 7 % Prix par milliers de calories ... 1 fr. 985 1 fr. 95 Différence en faveur de B. ... 1,8 % 2° Résultats d'expérience: Coût de l'évaporation de 1 m3
% 2° Résultats d'expérience: Coût de l'évaporation de 1 m3 d'eau. 1 fr. 48 1 fr. 51 Différence en faveur de A ... 2,1 % Les essais de réception doivent être faits avec le plus grand soin. Il convient d'observer les règles suivantes : opérer sur des prises d'essai de 50 kilos au moins, et s'appliquant à un lot de 500 tonnes au plus ; faire la prise d'essai au moment même de la réception, et broyer immédiatement à la finesse voulue. Le système d'achat sur analyse entraîne, naturellement, certains frais ; il exige notamment l'emploi d'un calorimètre (valeur :
frais ; il exige notamment l'emploi d'un calorimètre (valeur : 600 francs). Il peut s'appliquer même à des traités relativement peu importants, pourvu que les livraisons soient assez considérables: par exemple 500 tonnes par an, livrées en une seule fois, et mises en stock pour l'année. A. R. 5898. M. 307-30137. — L'utilisation des tourbières en Allemagne. — (Applications à la force motrice, chauffage, etc.) Berlin. Zeitschrift des Vereines deutscher Ingenieure, année 10, tome 55, pages 355 à 373 (9.006 mots environ) (1 figure) (2 fr. 50). Au début de cette étude, l'auteur expose l'avantage de pouvoir utiliser la tourbe,
cette étude, l'auteur expose l'avantage de pouvoir utiliser la tourbe, si abondante en Allemagne, en Russie et en Suède pour tirer de la force motrice de cette houille brute ; puis il compare le prix d'extraction à bras et celui qui résulte de l'emploi du dragage mécanique. Pour le chauffage direct des chaudières à vapeur, la tourbe s'est montrée jusqu'ici fort inférieure, et n'a pas réussi à se propager. Par contre, il apparaît possible d'extraire de la tourbe des gaz pouvant actionner des moteurs à explosion. Il convient de donner tout d'abord Des évènements échelonnés sur toute la hauteur jusqu'au
tout d'abord Des évènements échelonnés sur toute la hauteur jusqu'au plus élevé C, situé par-dessus la chaudière, permettent, par des ouvertures ou des occlusions opportunes, de régler aisément la marche, de telle façon qu'à tout instant on puisse, sans se brûler, toucher de la main le tube abducteur des gaz et éviter ainsi toute perte inutile de chaleur dans les appareils laveurs consécutifs à la chaudière. L'auteur cite enfin quelques applications spéciales de la tourbe, notamment : litière pour les bestiaux fournissant un excellent engrais, fabrication de feutres grossiers. C. C. 4100. 3. 1. M. OO0703. — Manuel pratique d'analyses
C. 4100. 3. 1. M. OO0703. — Manuel pratique d'analyses chimiques : Huiles minérales. (Voir M. C. E., chapitre Chimie pure et Analytique, page 152). 3. 5. C. T. Malcolmson. 663.83 (73) M. 308 33380. — Atelier de fabrication de briquettes de la Standard Briquette Co. 10/11. New-York. Railway Age Gazette, n° 21, 36 mai, pages 1306 à 1308 (1.900 mots environ) (4 figures) (3 fr. 50). La fabrication des briquettes s'est assez peu développée aux États-Unis, surtout parce qu'on peut s'y procurer de bons charbons à des prix bien plus bas que dans les pays industriels d'Europe. En ces
plus bas que dans les pays industriels d'Europe. En ces derniers temps cependant, l'élévation du prix des combustibles et les avantages que présente l'emploi des briquettes pour la production de la force motrice ont amené l'érection d'un certain nombre d'ateliers ; nous allons décrire celui de la « Standard Briquette Fuel Co. » Kansas City (Mo.). Le charbon cru, après pesée, est déchargé par vis sans fin et courroie transporteuse d'une capacité bien supérieure à celle de l'usine; toutes précautions ont d'ailleurs été prises pour que le fonctionnement de l'usine ne soit pas troublé par l'arrivée irrégulière des wagons de
ne soit pas troublé par l'arrivée irrégulière des wagons de charbon et d'agglomérant, dont le déchargement s'opérera à un prix très minime. Le charbon arrivant sec est envoyé directement au silo d'emmagasinage humide, il passe dans un séchoir tournant de forte capacité; après séchage il est envoyé aux silos ou bien il va directement à la salle de briquettage dans une trémie située tout en haut du bâtiment. Au-dessous vient une bascule automatique, enregistrant le poids du charbon qui la traverse, puis une trémie d'acier conduisant au mélangeur. L'agglomérant est du brai provenant de la distillation du goudron de coke;
du brai provenant de la distillation du goudron de coke; il doit être suffisamment sec pour pouvoir être expédié et manipulé même pendant les jours les plus chauds ; le contrat pour la fourniture du brai est sévère et n'accorde qu'une tolérance de 5° autour du point de fusion spécifié, la qualité et le prix de revient des briquettes dépendant en grande partie de ce facteur. Le brai est broyé dans un moulin spécial qui l'amène à la grosseur voulue avec le minimum de poussière. Le mélange d'agglomérant et de charbon est introduit dans un cylindre vertical où il est
charbon est introduit dans un cylindre vertical où il est soumis à l'action de vapeur surchauffée; dès que la température convenable est atteinte ainsi que le degré voulu d'humidité, la masse fondue est évacuée dans la trémie d'alimentation de la presse, où elle est soumise à l'action d'un arbre à palettes. La presse est du type Couffinhal et donne d'un coup 34 briquettes de 8 cm. de diamètre sur 7,5 de hauteur d'un poids de 450 gr. environ. La pression est de 170 kg par cm²; la production horaire, à la vitesse actuelle, est d'un peu plus de 8 t.
la vitesse actuelle, est d'un peu plus de 8 t. Les briquettes tombent sur une grille inclinée et glissent sur un transporteur fait d'un tissu de fil d'acier à larges mailles; elles s'y refroidissent suffisamment pour pouvoir être ensuite envoyées mécaniquement soit au silo d'emmagasinage, soit aux wagons en chargement. Les bâtiments sont du type ordinaire ; charpente en acier avec parements de bois, toiture en carton bituminé; les planchers sont en béton armé, établis avec une pente suffisante pour permettre des lavages à grande eau. Le matériel a été fourni par la Roberts Schaeffer Company. L. D. 7283. 2^
fourni par la Roberts Schaeffer Company. L. D. 7283. 2^ 8. (Pour avoir la traduction des articles analysés ci-dessus, s'adresser à l'Institut du M. S. Voir annonce, page A-441 et suivantes.) MINERAIS ET MINÉRAUX Consulter le tableau des cours, page A-461. C. Chardot. 669.053 M. 509-89445. — Remarques à l'occasion des achats de minerais. 1911. Paris. Revue de Métallurgie, n° 3, mars, pages 289 à 304 (11.000 mots environ) La méthode qui se présente d'abord à l'esprit pour comparer des minerais consiste à établir pour chaque minerai un projet de lit de fusion, avec devis de prix de revient. Cette
lit de fusion, avec devis de prix de revient. Cette méthode présente de nombreux inconvénients. On se contente souvent de comparer les compositions chimiques des minerais, en appliquant un système de primes ou pénalités. Généralement, on suppose simplement la pénalité proportionnelle à la teneur, et la pénalité est de 0,20 à 0,30 par unité de silice. Ce procédé est insuffisant. Il faut : 1° tenir compte, non seulement de la fusion de la silice, mais également de la modification dans la proportion des éléments siliceux et calcaires du lit de fusion; 2° opérer, non pas sur un lit de fusion
fusion; 2° opérer, non pas sur un lit de fusion type, mais sur le lit de fusion réel; on devra pour cela faire le relevé de toutes les matières chargées au cours d'une longue période, et les rapporter à la tonne de fonte. C'est dans cet ordre d'idées que l'auteur a établi des formules qui sont destinées à permettre à chaque usine de se fixer une échelle de primes et pénalités. Si le rapport de la silice à la chaux dans un laitier a été égal à k dans la période considérée, et si le minerai contient Si de silice
période considérée, et si le minerai contient Si de silice et Ca de chaux, l'excès de silice ou de chaux sera Si Si — 7e Ca, pour les minerais siliceux, ou Ca — pour les minerais calcaires. On peut classer les matières en trois catégories : un groupe d'éléments siliceux; un groupe d'éléments calcaires; un groupe d'éléments d'addition. L'auteur, à la base de ses calculs, admet : 1° que le rendement du haut fourneau est et reste égal à l'unité ; 2° que le rendement en manganèse n'est pas influencé par la correction du lit de fusion. Les notations qu'il
par la correction du lit de fusion. Les notations qu'il adopte sont indiquées dans le tableau suivant : silice Moyennes pour la fabrication considérée ; du rapport dans le laitier h ; des frais de fabrication et de la dépense en coke (pour 1.000 kg de fonte) F; du rendement du lit de fusion R. Groupe Le minerai d'éléments d'éléments de minerais quelconque silicieux calcaires d'addition considéré Teneur en métal a b m x • Chaux ou silice en excès s c o y Prix de revient de la tonne a j3 u. f Quantité en kg entrant dans le
a j3 u. f Quantité en kg entrant dans le lit de fusion moyen par 1.000 kg de fonte A B MX Quantité en kg, après variation de composition du minerai X A, B, M., X( Les formules auxquelles aboutissent les calculs de l'auteur sont les suivantes : 1° Prix de revient de l'unité de silice. — La différence Dl du prix d'achat du lit de fusion peut s'exprimer par la formule : Août 1911 M. M. M. MINERAIS ET MINÉRAUX 143 La différence de dépenses en coke et frais de fabrication est égale à : La valeur de l'unité
de fabrication est égale à : La valeur de l'unité est : 2° Prix de revient de l'unité de chaux. — L'unité de chaux est reliée à celle de silice par la relation Uc = — 1 Us. 3° Prix de revient de l'unité de métal. — La différence de prix d'achat du lit de fusion s'exprime par la formule suivante : La différence en coke et frais de fabrication est exprimée par la formule : Enfin, la valeur de l'unité est : Us étant remplacé par Uc dans le cas de minerais calcaires. On voit donc que la valeur
cas de minerais calcaires. On voit donc que la valeur de l'unité de métal contenu dans le minerai se compose : 1° de la valeur intrinsèque du métal contenu dans ce minerai, —:—> 2° de l'ensemble de deux autres termes qu'on peut appeler « valeur de l'unité d'appauvrissement », et qui représentent la conséquence de la réduction de teneur sur la composition et le rendement du lit de fusion. Exemple d'application numérique. — Supposons une usine produisant une fonte hématite chaude, avec un lit de fusion composé de : 1° un minerai pur, siliceux, genre Rubio; 2° des résidus de
un minerai pur, siliceux, genre Rubio; 2° des résidus de pyrites grillés, agglomérés à la chaux; 3° des minerais locaux, siliceux; 4° un appoint de calcaire. La casine formera dans ce cas, à elle seule le second groupe d'éléments désigné par B dans les calculs ; en la supposant formée de carbonate de chaux, on aura b = 0 ; c =0,50. On a alors : Si F == 37 fr. R = 0,40 lt = 0,7 p = a fr. 50 (prix de la casine). En remplaçant les notations par leurs valeurs, on trouve pour le silice : Us
par leurs valeurs, on trouve pour le silice : Us = 0 fr. 50. Pour l'unité d'appauvrissement, relative à un minerai genre Rubio, contenant environ : métal 50 %, soit x =0,50 ; silice 13 %, chaux 0, soit c =0,13, on aura : Ua = 0 fr. 40. On voit donc l'importance de cette unité d'appauvrissement. Si l'on suppose que le minerai coûte 20 francs la tonne et si le marché prévoit une échelle pour la teneur en métal, elle sera, d'après l'usage le plus constant, de — = 0 fr. 40. L'unité d'appauvrissement Ua, somme des deux derniers
0 fr. 40. L'unité d'appauvrissement Ua, somme des deux derniers termes de la formule donnant la valeur de Um, ayant de son côté la même valeur que l'unité de métal nu, il en résulte qu'en traitant sur la base précédente, lorsque le minerai s'appauvrira d'une unité, l'abaissement du prix d'achat ne compensera que la moitié du préjudice qui sera réellement occasionné de ce chef. Pour éviter cet inconvénient, il faut traiter aux conditions suivantes : Base : 20 francs pour du minerai à 50 % ± 0 fr. 80 par unité en plus ou en moins de 50 %. P.C.
unité en plus ou en moins de 50 %. P.C. 3322. 3. Bruno Waser. 633.361 M. 310.-30347-30350. — Industrie des sels de potasse à Stassfurt. 1911. Cothen. Chemiker Zeitung, n° 27 et 28, 45/7 mars, pages 337 à 239, 241 à 247 (6.300 mots environ) (3 tableaux) (2fr.). L'Allemagne est le pays du monde le plus riche en sels de toute nature. Les premiers dépôts salins ont été découverts à Stassfurt, Plusieurs théories ont été émises sur l'origine de ces dépôts. L'une des plus plausibles est celle d'Ochsensus dite aussi théorie des Barres parce qu'elle suppose l'existence préhistorique d'une mer
théorie des Barres parce qu'elle suppose l'existence préhistorique d'une mer intérieure séparée de l'océan par une Barre. Elle se base sur l'observation contemporaine d'une formation saline analogue dans le golfe de Karabug (ou Kara-Bougas) à l'Est de la mer Caspienne. La superficie de ce golfe est de 17 000 km2. Il n'est relié à la mer que par un pertuis de 200 mètres de large et 1 mètre de profondeur. En été il s'y dépose une couche de 0 m. 30 de sel de Glauber. En hiver quand le flot démonté immerge la barre se forment des dépôts de CaSO4.
démonté immerge la barre se forment des dépôts de CaSO4. De même dans les plaines prussiennes actuelles durant se sont formés des dépôts pendant une période évaluée à 15.000 ans, le plus récent datant de 10.000 années. Une autre hypothèse est celle d'une mer intérieure alimentée par des cours d'eau salés, à l'instar du Jourdain et de la mer Morte. Août 1911 À défaut des pompes encore inconnues, ils immergeaient dans les puits des tonneaux sans fond et les retiraient après que de suffisantes épaisseurs de sel s'étaient déposées sur les parois, et l'on retrouve des vestiges de ce mode
les parois, et l'on retrouve des vestiges de ce mode d'exploitation qui subsista longtemps encore dans des manuscrits de la fin du moyen-âge. Pour évaporer l'eau de dissolution, les Romains inaugurèrent l'emploi des chaudières. Avant eux on arrosait d'eau salée des bûchers en ignition, ce qui noircissait le sel et explique l'expression de « Sal niger », d'Horace. La première charte concernant les salines est de 1195 et porte donation d'une saline par un seigneur à l'église. En 1537 un archevêque concède le privilège de l'exploitation à la corporation des chaudronniers qui le conserva jusqu'à une époque relativement moderne. Il
chaudronniers qui le conserva jusqu'à une époque relativement moderne. Il semble superflu de suivre l'auteur dans ses minutieuses descriptions du matériel d'exploitation moyennageux, dans les détails sur les statuts de la corporation, etc., etc. Courbe des sels de potasse exploités en noves ou carrières. Courbe des chlorures par solution. Production de sels de potasse en Allemagne de 1860 à 1908. Mais il paraît intéressant de relater que ces mêmes produits qui ont conservé dans le langage vulgaire la dénomination de « Abraumsalze » qui signifie « sels de déchet » que lui avaient donné les anciens, uniquement en quête de
que lui avaient donné les anciens, uniquement en quête de sel de cuisine, ne sont autres que ces sels de potasse de magnésie et ces chlorures qui depuis ont fait la fortune du pays et dont un graphique intéressant met en relief la croissante intensité d'exploitation. C. C. 4100. 3. 4. N. D. L. R. — N'est-il pas à présumer que les dépôts salins des Schotts algériens ont été formés d'une façon analogue et que par suite leur exploitation future puisse devenir fructueuse aussitôt qu'on aura rendu leurs abords habitables par la mise en place d'une conduite alimentaire d'eau potable
par la mise en place d'une conduite alimentaire d'eau potable ; on se rappelle que c'est par un procédé de ce genre que Faidherbe a assuré la prospérité des dunes de Dakar. (Pour avoir la traduction des articles analysés ci-dessus, s'adresser à l'Institut du M. S. Voir annonce, page A-441 et suivantes.) MÉTALLURGIE GÉNÉRALE Consulter les cours des Métaux, page A-463. L'échantillonnage pour l'analyse des anodes en vue de la détermination de leur teneur en argent. New-York. American Institute of Mining Engineers, n° 54, juin, pages 499 à 502 (1.300 mots environ) (2 tableaux) (4 fr.). Cette communication de M.
mots environ) (2 tableaux) (4 fr.). Cette communication de M. Edward Keller fait suite à la note présentée par M. W. Wraith au meeting de Pittsburg en mars 1910. Les conclusions de M. Wraith, sur sa méthode pour prendre les échantillons de métal, est que cette méthode est tout à fait constante dans ses résultats. Cette méthode consiste à grenaille du métal pris à la coulée des fours, à intervalles réguliers. Les essais faits en forant les anodes de raffinerie, suivant deux diagonales, avec 8 trous dans chaque sens, ont donné des résultats comparables à ceux obtenus avec la grenaille.
donné des résultats comparables à ceux obtenus avec la grenaille. Cependant, d'après M. Wraith, un désaccord entre la fonderie et la raffinerie montre qu'il doit y avoir quelque chose de faux dans la méthode d'échantillonnage par forage. Pour rechercher ce qu'il en était, des essais nombreux d'analyse ont été faits en perforant 99 anodes de façons différentes et en déterminant l'argent sur 4 échantillons obtenus de 4 manières différentes. Les résultats ont été concordants dans tous les cas et montrent que la façon de prendre l'échantillon de forures, lorsque cette prise est rationnelle, n'influe pas sur le résultat. M. et
prise est rationnelle, n'influe pas sur le résultat. M. et C. 3246. 4. a. W. Borchers. Fusion réductrice au four électrique des minerais à l'état d'oxydes. Halle. Métallurgie, n° 8, 25 avril, pages 346 à 348 (a.000 mots environ) (4 fr.). La méthode de travail préconisée par M. W. Borchers dans cet article consiste à isoler l'oxyde à réduire, de la substance réductrice par un lit de scorie. Il est nécessaire pour assurer le succès du procédé que le minerai soit introduit au four électrique sous une forme aussi divisée que possible. Les agglomérés et les briquettes conviennent particulièrement bien.
que possible. Les agglomérés et les briquettes conviennent particulièrement bien. De nombreux essais ont eu lieu dans le laboratoire du savant professeur, sur la fusion des minerais de fer titane, non seulement dans le but de séparer le fer du titane, mais surtout de former une scorie riche en titane et susceptible de fournir des combinaisons de ce métal ; ces essais furent faits avec un plein succès, les résultats suivants en font foi : Si l'on fond du minerai de fer titane sans addition de matière scorifiable, avec une quantité insuffisante de réducteur, une partie de l'oxyde de fer
quantité insuffisante de réducteur, une partie de l'oxyde de fer passe à l'état de scorie, véhicule de l'acide titanique, on ajoute alors juste assez de carbone pour obtenir une scorie plus fluide, mais aussi riche que possible en acide titanique et par suite acide. La composition de la scorie peut varier dans les limites suivantes : 40 à 47 % TiO2 — 30 à 35 % SiO2 — 34 à 30 % FeO. Ce titanate acide sert de point de départ pour la fabrication des alliages de titane. On emploie alors un mélange de fer titane, de carbure de titane,
alors un mélange de fer titane, de carbure de titane, de titane libre ou de carbone, suivant les cas ; soit : 42 à 48 % TiO2 5 à 1 % SiO2, 20 à 16 % C et 30 à 27 % Fe. La fabrication de ces produits de réduction a conduit à admettre que le carbone ne devait pas être recherché comme agent de réduction dans le cas des minerais siliceux de fer et de titane. Si l'on prend comme chiffre de base 1.000 kilos de fer, il faudra fondre simultanément dans deux fours différents : Four 1 Four
fondre simultanément dans deux fours différents : Four 1 Four 2 à chauffage électrique. chauffage électrique ou au gaz. 400 à 450 kilos charbon. 1.600 à 1.700 kilos Fer titane. 1.000 à 1.100 kilos scories. Les produits de la réduction du four 1 sont transportés en fusion dans le four 2. La réaction donne lieu à la formation de 1.000 kg de fer et 1.500 kg de scorie. 1.000 à 1.100 kg de cette dernière sont de nouveau repassés au four 1 avec du charbon, tandis que les 400 autres kg servent à la préparation du ferrotitanate, des combinaisons ou
kg servent à la préparation du ferrotitanate, des combinaisons ou alliages de ce métal. L'énergie totale que nécessitent ces divers traitements correspond par tonne de fer pur ou d'acier à 0.3 ou 0.4 cheval par heure, soit environ 3.600 à 3.500 cheval-heure, ce qui peut s'exprimer également par 1.900 à 2.500 kilowatt-heure. L. B. 3768. 4. 5. 859.163 M. 313-33544. — Traitement des minerais de fer pauvres par le « step process » de Jones. 1911. New-York. Engineering and Mining Journal, n° 25, 3 juin, page 1090, (850 mots environ) (2 fr. 50). On s'est beaucoup occupé depuis quelque temps
(2 fr. 50). On s'est beaucoup occupé depuis quelque temps d'étudier la réduction directe de certains minerais par le charbon, en évitant ainsi la fusion complète du minerai à laquelle on procède généralement au four à vent ; le métal réduit est séparé ensuite par broyage et lavage ou de toute autre façon. Le plus remarquable des procédés signalés paraît être celui de sir John T. Jones, de Iron Mountain, (Michigan). M. Jones traite des minerais de fer, trop pauvres pour être actuellement fondus économiquement au haut-fourneau, dans un long four cylindrique tournant. Le produit spongieux composé du fer réduit
four cylindrique tournant. Le produit spongieux composé du fer réduit et de la gange non fondue est jeté dans l'eau et ensuite concentré par la méthode ordinaire ou magnétiquement. On a fait à ce sujet de sérieuses expériences et ce procédé va, dit-on, être commercialement mis en pratique. L'idée est applicable également aux minerais de cuivre ; M. Oliver B. Dawson à El Paso Texas emploie dans ce but un four tournant formé de deux cônes se touchant par leur base garnis à leur intérieur de briques de magnésie et fermant hermétiquement. Le procédé est déjà appliqué industriellement et fournit
fermant hermétiquement. Le procédé est déjà appliqué industriellement et fournit de bons résultats ; l'extraction du cuivre en petites globules est satisfaisante, dit-on. On parle d'appliquer ce procédé aux minerais de zinc et aux minerais mixtes de zinc et de plomb ; mais de ce côté il faudrait attendre des résultats sérieux pour pouvoir se prononcer ; à première vue l'intérêt de cette application semble être nul. L D. 7283. 4. 5. 631.374 M. 314-31883. — Problèmes dans la technique des dépôts électrolytiques. 1911. Bridgeport. The Brass World, n° 5, mai, page 181 (300 mots environ) (3 fr. 50). Dans
mai, page 181 (300 mots environ) (3 fr. 50). Dans une réunion de la « Sheffield Electro-Metallurgical Society », le 7 avril, quatre membres déposèrent de courts mémoires. M. A. Jefferson attira l'attention sur l'importance de l'emploi de métaux non ferrugineux pour les dépôts électrolytiques, montrant que l'on ne peut espérer avoir de bons dépôts si l'on ne prête pas attention à ce fait. Il pense que l'électricité peut être éventuellement employée pour la préparation de la surface des accessoires des cuves. M. Frank Masau exprime l'idée que si l'on utilisait un métal de base parfait, 75 % des accidents