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. 1.000 — — |2.000 846 2.100 33 — — — Gredt(jE,c/aii'.e7ec<. gg.) — — — I — — — M" 1 — — ~ „ ,„ .jji — — — 18.750 — 2.250 44 .14 00 Demenge (Soc. Ind. deS _ _ _ £ 27 % 40 4ï>6 /£*« 1900). . .{ _ _ _ ,Q 300 ._ I-q,0 ^ 3Q: XA %z ,, , . ,r J ( — — 275 18.500 000 i.850 28 38.5 25.5 346 Hubert (Congrès des Q 6o 3o0 g 5 ^ 85o « mines 1900). . .f _ _ _ 18.700 y_
« mines 1900). . .f _ _ _ 18.700 y_ li87„ «4 3^.5 IO %b Gouvy(Ing.civils HJO3J. 1.000 — — 18.750 g5o 1.873 30 33.5 26.5 56o L'auteur 1.000 30 243 18.800 900 1.880 35.5 31 23.5 245 Possibilité d'emploi du gaz de haut fourneau dans les moteurs à explosion.— Le point délicat est la séparation totale des poussières, qui est nécessaire si l'on ne veut pas avoir un coût d'entretien du moteur trop coûteux. Si ce résultat pouvait être obtenu pratiquement, il n'y aurait plus à prévoir de chaudières, intermédiaire coûteux d'établissement et dont le rendement thermique n'est pas
intermédiaire coûteux d'établissement et dont le rendement thermique n'est pas toujours satisfaisant, et en outre on aurait l'avantage d'avoir des machines motrices d'un rendement beaucoup plus élevé que la machine à vapeur. L'épuration qui a été considérée pendant un temps comme une formalité accessoire, est au contraire une condition indispensable du succès ; un bon système d'épuration doit avoir pour but : 1° d'arrêter les poussières, grosses ou fines ; 2° de condenser l'humidité qui diminuerait la puissance calorifique du gaz. Ces deux points sont atteints aujourd'hui de façon courante dans la pratique, comme nous le verrons plus loin. À
dans la pratique, comme nous le verrons plus loin. À la suite de ces préliminaires, l'auteur entre dans le détail de son sujet et développe notamment les points suivants : Avantages résultant de l'emploi des moteurs à gaz directement : réduction de la consommation par cheval, augmentation de l'énergie disponible, résultats de consommation pratiques — Augmentation de la puissance disponible par la substitution des moteurs à gaz aux machines à vapeur ; avantages financiers pour le maître de forges ; prix de revient du cheval effectif, etc. L'auteur termine cette première partie de son importante étude par l'examen sommaire de
première partie de son importante étude par l'examen sommaire de l'emploi des gaz de fours à coke pour la production de la force motrice. (À suivre.) J. IZART. (1) Voir M. M. M. 10 juillet 1905, même chapitre. RÉFÉRENCES Bévhart & Cie 669.130 527. — Est-il avantageux de bêcher le vent des hauts fourneaux ? 1905. Düsseldorf. Stahlind & Eisen, t. XXVIII, p. 1378, p. 152-162 et p. 214-220. Mémoire extrêmement important, avec nombreux calculs, données numériques et chiffres de prix de Août 1906 revient, avec lesquels l'auteur établit qu'il est tout à fait improbable que l'on puisse réaliser une
est tout à fait improbable que l'on puisse réaliser une économie de près de 20 %, chiffre qui a été annoncé par Gayley comme résultat de son procédé de bêchage par réfrigération. Plusieurs diagrammes fort intéressants synthétisent de façon très claire les idées logiques de l'auteur. M. M. M. CUIVRE, PLOMB, ARGENT ET OR 233 Moehr ad. 669,17 528. — Fabrication au four électrique du ferro aluminium. 1905. New-York. Electrometallurgical and Metallurgical Industry, p. 52. Cet alliage est fabriqué aux usines de la Wilson Aluminium Company d'après le procédé Cougelgen, et aussi au four électrique. L'alliage obtenu contient une assez
et aussi au four électrique. L'alliage obtenu contient une assez forte proportion de carbone que l'on peut réduire ultérieurement par addition de calcium. Le ferro-aluminium est plus commode à ajouter aux bains d'acier que l'aluminium métallique ; la masse est plus homogène. J. I. Sclde. 621.73 529. — Emploi du manganèse dans la fonderie de fer. 1904. Londres. Iron and Steel Magazine, t. VII, p. 552-555. Expériences faites à la fonderie de la Buffalo Forge Co ; l'on faisait des additions de manganèse jusqu'à porter la teneur en ce dernier métal à 2 %. Plus on met de manganèse, plus
métal à 2 %. Plus on met de manganèse, plus le soufre se réunit au sommet du moulage. Pour l'obtention de pièces homogènes n'ayant pas de fortes masselottes il est prudent de ne pas dépasser dans les fontes, en général, à 0,2 %, ce qui suffit pour donner un grain serré au métal, mais est insuffisant pour amener une distribution irrégulière du soufre. J. I. 669.15 530. — Le mélangeur Auer et Davy. 1905. New-York. Engineering and Trade Review, t. XXXVIII, p. 38. Description avec photographie impressionnante d'un mélangeur colossal de 750 tonnes, destiné à emmagasiner la fonte liquide pendant
de 750 tonnes, destiné à emmagasiner la fonte liquide pendant l'arrêt des usines le dimanche ; le mélangeur est supporté par des galets ayant 1 m, 20 de diamètre ; les manœuvres et le basculage sont à commande hydraulique ; l'appareil est muni d'un dispositif de chauffage au gaz permettant d'entretenir la température du métal et éviter son refroidissement. J. I. (Pour avoir la traduction des articles analysés ci-dessus, s'adresser au Bureau Technique du M. S. I.) CUIVRE, PLOMB, ARGENT ET OR D. Peters. 669.3 531. — Progrès de la métallurgie du cuivre au four à réverbère en Amérique. 1905.
métallurgie du cuivre au four à réverbère en Amérique. 1905. Halle-an-Saale. Métallurgie, p. 63-70. L'auteur estime que la conservation de la chaleur dans le four est une des conditions indispensables pour l'obtention de résultats économiques. Un progrès notable consiste à charger directement sur la sole de réduction les minerais encore chauds sortant du four de grillage ; on constate par ce fait une élévation notable de la production en cuivre par opération, ce qui fait qu'aujourd'hui dans certaines usines, on pratique même le chauffage des minerais ne nécessitant pas de grillage. L'auteur s'attache ensuite à déterminer le mode de conduite
grillage. L'auteur s'attache ensuite à déterminer le mode de conduite du feu au foyer dans le but d'obtenir la température maximum, sans pour cela atteindre des consommations de combustible anormales ; l'ouverture trop fréquente des portes de travail est une source de perte considérable, ceci produisant un notable refroidissement de l'intérieur du four. En marchant à haute température, outre l'intérêt de l'augmentation de la production, on peut de plus opérer la fonte de certains minerais réfractaires et marcher avec des laitiers à 40-47 % de silice, et qui seraient trop pâteux pour permettre les opérations à plus basse température. Four
pâteux pour permettre les opérations à plus basse température. Four Anaconda. — L'auteur termine son étude par la description d'un grand four moderne, du type employé aux usines Anaconda. Les constantes caractéristiques de ce four sont : Surface de grille 10, 4 m.; sole 3 1 m. de largeur sur 5, 8 de largeur ; surface de sole 180 mètres carrés ; consommation de combustible en 24 heures, 52 tonnes ; masse de minerais traités : 250 à 300 tonnes ; hauteur de cuivre fondu sur la sole 150-200 m/m., soit 100 à 150 tonnes de métal. Chaque coulée comprend
soit 100 à 150 tonnes de métal. Chaque coulée comprend 30-35 tonnes de laitier et 5-7 tonnes de cuivre ; les coulées se font toutes les 3 à 4 heures, elles durent 15 minutes environ. Les gaz perdus du four sont utilisés pour la production de la force motrice, et l'on récupère ainsi près de 600 chevaux. Donald Clark. 669.4 532. — Extraction du plomb de la galène et des minerais mixtes par le procédé Huntington-Heberlein. 1904. New-York. Engineering and Mining Journal, 20 novembre. J. I. La méthode consiste à mélanger la galène avec de la chaux dans une sorte
mélanger la galène avec de la chaux dans une sorte de convertisseur et à y envoyer de l'air sous pression ; quand l'opération est terminée, la galène est transformée en oxyde, presque tout le soufre ayant été éliminé sous forme de gaz sulfureux : on ne retrouve, en effet, sous forme de sulfate de chaux, qu'une faible partie de ce soufre. La chaux se retrouve presque intégralement : elle s'est combinée vraisemblablement avec l'oxyde de plomb, pour donner avec celui-ci un plombate de calcium. La théorie chimique du procédé n'étant pas encore bien établie, l'auteur donne, à ce sujet, les
pas encore bien établie, l'auteur donne, à ce sujet, les explications les plus plausibles. On admet généralement que la chaux n'a servi que de véhicule à l'oxygène de l'air, l'ayant transporté sur la galène, et qu'il y a eu formation d'un composé intermédiaire, soit le bioxyde de calcium, soit le sulfate de calcium, ce corps intermédiaire se décomposant ou réagissant ensuite sur les substances en présence. Le procédé a reçu une plus grande extension que ne le faisaient présumer les premières recherches : il est devenu applicable à des minerais sulfurés autres que la galène, comme la blende, et même
sulfurés autres que la galène, comme la blende, et même à certains minerais mixtes, comme les minerais bien connus de Broken-Hill. On s'est aperçu, en effet, que la propriété catalytique de la chaux appartenait aussi, du moins dans certaines limites, aux oxydes de fer et de manganèse. Le traitement comporte généralement deux phases distinctes. Dans la première phase, l'oxydation est incomplète, la moitié du soufre seulement est éliminée ; cette opération se fait soit dans un four à réverbère avec brassage à la main au râble, soit dans un four tournant, brassant automatiquement. La deuxième phase s'accomplit dans une sorte
tournant, brassant automatiquement. La deuxième phase s'accomplit dans une sorte de convertisseur où sont versées les matières provenant de l'opération précédente pendant qu'elles sont encore chaudes ; c'est à partir de maintenant seulement qu'on va envoyer l'air sous pression. La température élevée se maintient d'elle-même dans le convertisseur pendant le soufflage, par suite du dégagement de chaleur qui accompagne la transformation. L'article décrit plus spécialement comment sont conduites les différentes opérations aux usines de Port Pirie (minerais de Broken-Hill), de la Tasmania Smelting Co et à celles de Cockle Creek, dans la Nouvelle-Galles du Sud. RÉFÉRENCES Bel. 669.21 533. —
dans la Nouvelle-Galles du Sud. RÉFÉRENCES Bel. 669.21 533. — Les régions aurifères du Yukon et du Klondike (Nord-Ouest Canadien). 1904. Bulletin des Ingénieurs civils, nov., p. 593-637. Très important mémoire ; compte rendu d'un voyage de l'auteur. Aperçu géographique, voies d'accès ; main-d'oeuvre, nourriture, etc. Historique et exploration des gîtes aurifères ; description géologique ; alluvions, minéralogie ; réglementation minière des placers ; redevances ; concessions, etc. Méthodes d'exploitation ; dégagement du terrain à la vapeur ; abattage hydraulique, dragage, lavage, slime boxes, etc. Prix de revient des différents procédés. Évaluation de la richesse aurifère de la région. Production
procédés. Évaluation de la richesse aurifère de la région. Production actuelle et future. Avenir minier de l'Ouest canadien. J. 1. Lafonlaine. 669.3 534. — Extraction du cuivre par électrolyse. 1905. Washington. Brevet américain, p. 752-145. L'auteur emploie le système défectueux de l'attaque directe du minerai qui est disposé au positif comme anode soluble ; le cuivre se dépose à la cathode ; l'électrolyte est constitué par une solution de sulfate de cuivre acidifiée d'acide sulfurique dans la proportion de 10 %. (Pour avoir la traduction des articles analysés ci-dessus, s'adresser au Bureau Technique du M. S. I.) PETITS MÉTAUX Dr
au Bureau Technique du M. S. I.) PETITS MÉTAUX Dr Otto Mulhnuser. 669.5 535. — Fabrication des cornues à zinc. 1904. Thomann-Industrie Zeitung, XXVII, p. 2118-2120 ; 1903. Berlin. Zeitschrift für angewandte Chemie, p. 373. Les cornues à zinc sont soumises à des épreuves physiques assez dures, et leurs qualités de résistance mécanique sont plus importantes que leur degré de réfractibilité ; il suffit que l'argile employée dans leur fabrication ne fonde pas au-dessous de la monture de Seger n° 30. L'auteur décrit le procédé employé dans la région zincifère du Missouri (États-Unis) où l'on se sert d'argile de Saint-Louis
du Missouri (États-Unis) où l'on se sert d'argile de Saint-Louis dont le seul inconvénient est la porosité qui provoque des pertes en zinc. Fabrication de la pâte. — On fait un mélange de 44 parties d'argile et 56 de ciment passant au tamis de 10 mailles au pouce (linéaire). On malaxe sous forme de pâte, on abandonne quelque temps tout en ayant soin d'éviter la dessiccation et on remalaxe. La pâte doit contenir à peu près 16 % d'humidité. Moulage. — Se fait mécaniquement; on se sert d'une presse verticale à vis et d'un tube comme noyau, le moule étant
à vis et d'un tube comme noyau, le moule étant en bois. La cornue une fois moulée est abandonnée quelques jours à elle-même. Dessiccation: — Au bout de ce temps la dureté est suffisante pour que l'on puisse manipuler les cornues sans risque de les déformer ou de les briser ; on procède alors à la dessiccation dans une chambre chauffée à 35° ; en 60-70 jours le séchage est achevé, quoique l'argile retienne encore 1 % environ d'humidité ; le poids spécifique moyen du corps de la cornue est de 2, la porosité 21,8 en volume et le retrait
de 2, la porosité 21,8 en volume et le retrait linéaire de 3,5 % en moyenne. Août 1905 M. M. M. PETITS METAUX 235 Cuisson. — L'auteur a recherché quelle température il fallait atteindre pour chasser l'eau définitivement ; le résultat de ces expériences est qu'il faut cuire les cornues à une température d'au moins 800 degrés. J. 1. 536. — Extraction du zinc, procédé Paul Schmieder. 669.5 1905. Halle-an-Saale. Métallurgie, 5 janvier. L'auteur a fait porter ses investigations sur les pertes en zinc restant dans le résidu de la distillation et a trouvé que cette perte est surtout constituée
distillation et a trouvé que cette perte est surtout constituée par du sulfure de zinc. L'analyse indique une perte de 8,9 % de zinc dans le résidu ; sur ce chiffre 0,5 % Zn était sous forme d'oxyde et 8,4 % sous forme de sulfure. L'auteur estime que cette forte proportion dans le résidu est due à la décomposition des sulfates de calcium et de magnésium. Le soufre libéré s'unit alors au zinc ; cependant lorsqu'il y a du fer présent il se forme de préférence du sulfure de fer. Plus la proportion de fer est grande, moins il se
Plus la proportion de fer est grande, moins il se forme de sulfure de zinc, et comme conséquence le rendement en zinc est plus élevé; cependant lorsqu'il y a de la chaux et de la magnésie en grande proportion, il se forme une scorie fluide qui enrobe les grains de minerai et les soustrait à l'action réductrice. En résumé la chaux et la magnésie, sous forme de sulfates, exercent une action très préjudiciable sur le rendement en zinc. La chaux qui constitue la gangue ne peut cependant pas être évitée, et pour obtenir néanmoins un bon rendement, l'auteur a imaginé
et pour obtenir néanmoins un bon rendement, l'auteur a imaginé la forme de four que nous reproduisons ci-contre. Il consiste essentiellement en une cornue centrale dans laquelle s'effectue la réduction; cette cornue est chauffée par le carreau S dont la paroi externe est constituée par le massif maçonné du four C. Un canal annulaire G communique par une ouverture b avec le carreau de chauffage, et un second canal circulaire permet d'introduire par l'ouverture c l'air nécessaire à la combustion. Les condensateurs R sont disposés sur la périphérie de la cornue à différents niveaux. La partie inférieure de la cornue
cornue à différents niveaux. La partie inférieure de la cornue ressemble par sa disposition à celle d'un four à cuve; elle comprend une ouverture P pour évacuer le laitier et des tuyères J pour l'introduction du vent; enfin un autre canal circulaire M disposé un peu au-dessus du plan des tuyères communique avec la cornue par les ouvertures 0. La cornue de réduction et les tubes B la connectant aux condensateurs sont faits en carborundum. La marche du four est la suivante: la charge est introduite au sommet en a et s'abaisse à mesure qu'elle est soumise à une température
et s'abaisse à mesure qu'elle est soumise à une température croissante; les vapeurs de zinc, mélangées de CO, s'échappent par les tubes B et le zinc se condense à la façon ordinaire dans les condensateurs; les gaz combustibles passent à travers les canaux verticaux K dans le collecteur F d'où ils partent dans la cheminée. Le résidu de la charge arrive enfin au plan des tuyères, où l'on insuffle de l'air dans le but d'oxyder le sulfure de zinc que contient le résidu; les fumées d'oxyde de zinc sont recueillies sous forme de croûtes et de champignons dans le canal
sous forme de croûtes et de champignons dans le canal M. Les avantages de ce type de four seraient d'une part la marche continue, évitant les opérations si coûteuses du chargement et déchargement des petites cornues belges ou silésiennes, de l'autre un meilleur rendement en zinc, enfin une moindre consommation de combustible et une meilleure régulation de la température dues au fait précisément de la marche continue du four. J. L. H. Copaux. - 669.82 537. — Propriétés et constantes physiques du nickel et du cobalt. 1905. Paris. Echo des Mines et de la Métallurgie, 23 mars, p. 317-368. Note
Mines et de la Métallurgie, 23 mars, p. 317-368. Note présentée par l'auteur à l'Académie des Sciences. Les données actuelles sur les propriétés physiques du cobalt ne présentent aucune certitude; le mode de préparation et la pureté chimique du métal ont en effet à ce point de vue une influence considérable; l'auteur a repris l'étude de la détermination des constantes physiques du nickel et du cobalt en partant de métaux fondus et chimiquement purs. Purification du cobalt. — L'auteur a transformé le chlorure de cobalt commercial en chlorure pentahydrate-cobaltique. Après double précipitation, ce sel est exempt de nickel ou, plus
double précipitation, ce sel est exempt de nickel ou, plus exactement, il en renferme des dixièmes, que la photographie spectrale seule permet de retrouver. Il est ensuite converti en oxalate cobalteux et celui-ci, calciné dans une atmosphère d'hydrogène, abandonne du cobalt en mousse compacte. Août 1905 Purification nickel. — Le chlorure de nickel commercial est débarrassé de cobalt par addition de nitrite de potassium, en excès et saturation par l'anhydride azoteux. Dans de telles conditions, le cobalt est éliminé très complètement; on en a difficilement retrouvé des traces par le nitroso-β-naphtol. Le nickel est précipité dans les eaux mères à
nitroso-β-naphtol. Le nickel est précipité dans les eaux mères à l'état de chlorure ammoniacal, NiCl2.6NH3, puis converti en oxalate et enfin en métal. Fusion des métaux. — S'il est relativement simple de purifier le cobalt et le nickel, il est moins facile de les fondre sans les altérer. Le cobalt, chauffé sans précautions particulières, s'oxyde énergiquement. Bien qu'il dissolve assez peu son oxyde, il forme une masse pâteuse, qui ne se rassemble pas à la température de fusion du métal. Chauffé dans l'hydrogène, il fond régulièrement, mais il absorbe un certain volume de gaz, qu'il restitue en se solidifiant: on
certain volume de gaz, qu'il restitue en se solidifiant: on retrouve au sein du lingot des bulles emprisonnées. L'auteur a tourné la difficulté en opérant comme il suit: la mousse métallique est chauffée au four de Fletcher, dans un creuset de silicate d'alumine, brasé à l'aluminate de chaux. Un courant d'hydrogène purifié arrive par le fond de l'appareil; on l'interrompt immédiatement après fusion et laisse refroidir. Le lingot obtenu, pesant 30 g. à 50 g., n'est oxydé qu'à la surface; il est sain et forgeable au rouge, condition très importante pour façonner les barrettes propres à la mesure de la
pour façonner les barrettes propres à la mesure de la résistivité électrique et des propriétés mécaniques. Cette manière de faire n'est pas applicable au nickel. Le nickel, en effet, a la propriété de dissoudre son oxyde, à l'état de NiO, tout comme le cuivre dissout le sien, à l'état de CuO. En interrompant le courant d'hydrogène pendant la solidification, le métal se réoxyde dans la masse et ne se martèle plus, même au rouge, sans gerçures profondes. Si l'on maintient l'afflux d'hydrogène, le nickel est pur, mais il a pour ce gaz une grande affinité et s'en abondeamment. On peut,
ce gaz une grande affinité et s'en abondeamment. On peut, sans inconvénient, mesurer sur de tels échantillons la chaleur spécifique et même la densité, mais non plus la résistivité et la charge de rupture. Pour déterminer ces valeurs sur le nickel, l'auteur a pris, à défaut de barreaux fondus, des baguettes de mousse compressée à la presse hydraulique, forgée, tournée, puis recuite dans l’hydrogène. Propriétés. — En somme, le cobalt et le nickel fondus à l'état de pureté où l’on a pu les obtenir, renferment 5 à 7 % de métalloïdes, dosés comme résidu de la dissolution du métal dans
métalloïdes, dosés comme résidu de la dissolution du métal dans le chlorure de cuivre et de potassium. Ce sont des métaux magnétiques, très cristallins, non malléables à froid, assez différents pour qu’on les distingue au premier coup d’œil : le cobalt est brillant et blanc d'argent, le nickel est gras et terne. Voici, quant au reste, les déterminations expérimentales trouvées. Valeurs observées Données antérieures DÉTAIL Cobalt Nickel Cobalt Nickel Densité à 15° 8,8 8,8 7,06-9,5 8,3-9,2 Dureté 5,5 3,5 ? ? Point de fusion 530° 14700. 1600°-1800° 1480 Chaleur spécifique de 20° à 0. 0,104 0,108 0,103 0,108 Résistivité électrique
de 20° à 0. 0,104 0,108 0,103 0,108 Résistivité électrique à 0°. 5,5 6,4 ? 6.9 Coefficient de température de 0° à 20°. 0,00655 0,0061 ?. 0,0161 Charge de rupture 50 42 115 50-55 Les valeurs de la charge de rupture doivent être considérées comme de simples renseignements et non comme des constantes. Car, comme les propriétés mécaniques des métaux sont profondément altérées par les moindres variations moléculaires: une barrette forgée et recuite ne saurait être assimilée mécaniquement à un lingot fondu. J. I. 669.89 538. — Etat naturel, production et marché du tungstène. 1905. Paris. Echo des Mines et
et marché du tungstène. 1905. Paris. Echo des Mines et de la Métallurgie, 5 février, p. 174. La demande croissante et les prix élevés du tungstène ont activé la recherche de minéraux contenant ce métal, et des gisements de ces minéraux ont été signalés aux Etats-Unis, au Canada, en Australie et en Nouvelle-Zélande, en Grande-Bretagne, en Saxe, en Bohême et en Espagne. Toutefois, ces dépôts ne sont pas tous utilisables pour l'extraction du tungstène ; celui-ci se rencontre principalement dans la wolframite, la hubnérite et la scheelite, lesquelles sont souvent associées à la cassitérite, aux pyrites aurifères ou à d'autres
associées à la cassitérite, aux pyrites aurifères ou à d'autres substances: le minerai ne contient fréquemment que 5 à 8 % de tungstène métallique et, pour pouvoir être mis sur le marché, il doit être porté à une teneur de 50 à 70 % d'acide tungstique, teneur qui constitue la base du prix de vente. La consommation annuelle de tungstène dans le monde s’élève à 700-800 tonnes; les Etats-Unis, qui en exportent en Europe, produisent chaque année de 3.000 à 5.000 tonnes. En 1904, ils ont fabriqué 82.000 livres de tungstène métallique, 14.000 livres de ferrotungstène et 3.500 livres d'acide
tungstène métallique, 14.000 livres de ferrotungstène et 3.500 livres d'acide tungstique ou de tungstate de soude; cette proportion continuera probablement à se développer. Les prix actuels à New-York sont de £ 1.25 par livre pour le tungstène métallique produit au four électrique et donnant à l'analyse 99 % et de £0.45 par livre pour le ferrotungstène à 3 %. Quant au minerai, il se vend à New-York £ 7 par unité d'acide tungstique, aux conditions suivantes : teneur moyenne de 60 % WO3 avec proportions maximales de 0.25 % phosphore et 0.01 % soufre. On stipule généralement le paiement des