Sur une nouvelle méthode d'analyse du minerai de la mine de platine, et sur la composition chimique des platines natifs de l'Oural

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Sur une nouvelle méthode d'analyse du minerai de la mine de platine, et sur la composition chimique des platines natifs de l'Oural

DUPARC, Louis

DUPARC, Louis. Sur une nouvelle méthode d'analyse du minerai de la mine de platine, et sur la composition chimique des platines natifs de l'Oural. Helvetica Chimica Acta , 1919, vol. 2, no.

4, p. 324-337

DOI : 10.1002/hlca.19190020135

Available at:

http://archive-ouverte.unige.ch/unige:109401

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la mine de platine, et sur la composition chimique des platlines natifs de l'Oural

par Louis Duparc.

(15. IV. 19.)

Au cours des recherches que je poursuis depuis une vingtaine d'années, j'ai eu fréquemment l'occasion de m'occuper de la com- position des platines natifs, et de constater combien les résultats des analyses des spécimens d'un même gisement étaient discor- dants. J'ai dû aussi, pour le travail que je prépare sur le platine et les gîtes platinifères, réviser toutes les analyses des platines de l'Oural, et en faire de nouvelles sur les échantillons provenant des gîtes nouveaux que j'ai eu l'occasion de découvrir. Ceci m'a entraîné à vérifier les méthodes analytiques en usage à ce jour, et à en chercher de nouvelles plus sûres et plus pratiques. J'ai donc, avec le concours de plusieurs de mes élèves, principalement de MM. Holtz, Thuringer et Wunder, entrepris, pendant plusieurs années, des recherches dans ce but, et c'est le résultat de ·ces recherches que je résumerai brièvement dans les pages qui suivent.

Le platine natif se rencontre dans deux roches basiques: la dunite et les pyroxénites. Dans la dunite, il est en quelque sorte habituel, et chaque fois que cette roche se rencontre sous certaines conditions géologiques que j'ai précisées autre part ^1), elle con- tient du platine. Les pyroxénites par contre n'en renferment que dans certains cas particuliers, et le platine sur gangue pyroxénitique constitue la forme rare. Dans la dunite, le platine se présente sous deux formes distinctes; il est tout d'abord ségrégé parmi les grains d'olivine, qu'il moule par endroits, et au milieu desquels

1) Le platine et les gites platinifères de l'Oural, Arch. Gen. XXXI (1911).

Le platine et les gites platinifères de l'Oural, Mémoires Lle la société des ingénieurs civils de France 1916.

il forme même des amas plus ou moins volumineux ; puis il se trouve également localisé dans les ségrégations de chromite dis- posées en ,schlieren" dans la dunite. Il y moule alors les grains de fer chromé à l'instar d'un ciment.

Dans les pyroxénites, le platine empâte les cristaux de dial- lage ou est encore associé à la magnétite qui, dans ces roches, se trouve en ségrégations analogues à celles de la chromite dans la dunite. Les deux formes correspondent donc à celles qu'on observe dans cette dernière. En tout cas, dunites et pyroxénites sont trop pauvres en platine pour que l'on puisse songer à les exploiter; le métal y est d'ailleurs irrégulièrement distribué et il n'existe aucun critère permettant de rechercher les endroits où il est particulièrement concentré. Le platine est extrait industrielle- ment des gisements secondaires .seulement, c'est à dire des allu- vions de certaines rivières qui ont érodé les dunites ou les pyro- xénites platinifères et mis ainsi en liberté le métal qu'elles con- tenaient, lequel s'est accumulé dans les graviers au voisinage du hed-rock, et dans le hed-rock lui-même. Il existe aussi des gise- ments tertiaires, qui résultent d'un remaniement et d'une concen- tration de gîtes secondaires souvent trop pauvres pour être ex- ploités comme tels.

Dans les alluvions, le platine se rencontre en pépites plus ou moins volumineuses, en grains, ou en paillettes. Les pépites sont ordinairement localisées. dans les régions des cours d'eau qui sont voisines des centres duni tiques primaires; elles sont lisses, ou au contraire encapuchonnées de chromite lorsqu'elles pro- viennent des ,schlie:r:en" de cet élément. On en a jadis extrait à Taguil qui pesaient jusqu'à 22 livres; actuellement, comme on relave presque partout des. tailings, elles sont fort rares et na- turellement toujours très petites. Le minerai habituel de la mine de platine est représenté par une association de grains de métal d'autant plus gros qu'on les a récoltés plus en amont, et plus roulés, qu'on les prend plus en aval sur le cours d'eau

platinifère. ·

L'extraction du platine des alluvions se fait par lavage de celles-ci sur des sluices appropriés. On enlève ordinairement la couche de graviers stériles appelée retschnik, et on lave seule- ment la couche inférieure, appelée pessok, qui est payante. Les appareils utilisés varient depuis le sluice simple, sur lequel le la-

vage se fait à la main, jusqu'aux appareils plus compliqués et plus puissants, dans lesquels on emploie comme débourbeurs des trommels ou des caisses avec brasseurs à palettes. ACtuelle- ment, les alluvions riches sont épuisées, et on exploite exclusive- ment le platine des tailings ou des alluvions pauvres, et ceci au moyen de dragues puissantes, mues par la vapeur ou l'électricité, et qui extraient et lavent à la fois les graviers platinifères. L'ap- pareil le plus puissant de l'Oural est celui que nous avons récem- ment placé sur la rivière Kitlim; c'est une drague américaine, qui traite 2700 m³ d'alluvions par jour.

Le platine brut, tel qu'il est sorti du sluice après l'enrichis- sement :final, contient souvent de l'or apporté dans les alluvions par des affluents latéraux aurifères, puis des impuretés sous forme de grains de chromite et de magnétite. On le purifie de ces deux derniers minéraux par ventilation, puis on enlève l'or par un traitement préalable au mercure. Celui qu'on retrouve parfois plus tard au cours de l'analyse des minerais de platine, provient or- dinairement d'une amalgamation incomplète; dans le cas contraire il est réellement incorporé au platine natif.

Fréquemment, dans l'Oural, on additionnait au minerai du, fàu,;c platine, lorsque l'achat se faisait au jugé et non sur analyse.

Ces faux platines qui simulent à s'y méprendre les divers types de minerais de l'Oural, sont ordinairement des fontes au manga- nèse plus ou moins riches ; on les. incorporait dans des propor- tions variant de 10 à 25 Ofo, ce qui souvent passait inaperçu.

La composition des JJlatines bruts est assez complexe; en de- hors de l'alliage naturel qui forme le minerai, on trouve, mêlé à celui-ci, mais toujours en très petite quantité, de l'osmiure d'iri- dium, du palladium, parfois de l'iridium, puis des grains de fer ou de ferro-nickel. L'alliage lui-même est formé par le platine, associé à une plus ou moins forte proportion de fer (jusqu'à 20°/o), d'iridium, de palladium, de rhodium, puis de cuivre et parfois de nickel. Il existe différents types, suivant les rapports mutuels de ces divers métaux dans l'alliage naturel; pratiquement, on distingue les ferro-platines, qui renferment de 15-20% de fer, et les polyxènes qui n'en renferment que de 6-10 °/o; les pre- miers sont attirables au barreau aimanté faible, les autres ne le sont pas. Tous les alliages naturels de platine empâtent, en quan- tité variable, des cristaux d'osmiure d'iridium, qui restent intacts

après traitement du minerai par l'eau régale. Lorsque par exemple, on fait l'essai métallographique d'une pépite, une attaque modé- rée par l'eau régale fait apparaître le contour des cristaux d'osmiure, et parfois des jolis eutectiques de celui-ci avec l'alliage;

puis dans les parties où l'alliage reste lisse, l'action de l'acide fait naître une série de contours dessinant des grains, qui sont

formé~ de couches concentriques d'aspect différent, et qui cer- tainement correspondent à des mélanges en proportions variables des divers métaux qui se rencontrent dans l'alliage naturel.

La proportion de platine et de polyxène mêlés dans les di- vers spécimens des gîtes de l'Oural, est fort variable; nous l'avons déterminée sur les platines de tous les gisements, en opérant sur des échantillons bruts,. au moyen d'un électroaimant actionné suc- cessivement par des courants de 1 et de 3 ampères ; la fraction 1 correspond sensiblement aux ferro-platines; II, au polyxène; III re- présente des éléments natifs variés non attirables associés aux alliages naturels (palladium, osmmres, iridium, etc.).

l_

^Gisements Fraction I Fraction II Fraction III -~o;--

en o;o en OJo l en Djo en o;o

Taguil (échantillon moyen) . 1 88,16 D

=

15,53/l 11,.74 D

=

16,92 1

1

0,0270 D

=

11,251 0,073 Koswinsky (Riv. Sosnowka) 83,44 ., 16,41 14,44 , 16,66 . 0,0280 - \ 0,08 Omoutnnya . . . 53,2:· , 16,~4. 46,25 , 17,8610,5040 D = 19,78 ~,025 Riv. Petite Koswa 19,61 , 17,o0 1 77,93 , 17,65 - ~,38 Ri v. Jow . . . . 57,91 , 16,97 , 41,64 17,93 0,442 D = 21,31 Riv. Kaménouehka 1 22,69 , 17,71 ^Il 77,01 , 17,71 0,2530 , 22,96 0,0439 Riv. Tilaï 82,98 15,93 16,85 17,24 0,1580 , 10,84 Riv. Kitlim . . . 90,65 ry 17,00 ¹ 9,24 , 17,32 ¹ 0,0085 - i 0,068 Riv. Iss . . . . 88,32 , 17,93 11,32 , 17,00 0,320 D = 12,42 0,026

1

Riv.Kamenka(Barantcha) 41,36 , 15,61 54,72 , 16,471' 3,46 , 15,69 0,440 1

Riv. Solwa . . . . 85,06 , 17,08 . 13,92 , 17,00 0,380 , 14,91 0,640

~---~1 ---~---~·

Lorsqu'on examine en bloc les analyses des divers platines provenant d'un même gisement, celui de Taguil par exemple, on est frappé des divergences qu'on observe entre les di vers résul- tats. Dans bien des cas, ces divergences sont réelles, mais trop souvent il est évident qu'il s'agit là d'erreurs imputables aux mé- thodes de travail. Ainsi, deux analyses du platine de Taguil ( échan- tillon moyen) faites par deux auteurs différents, ont donné:

1

Osmiure Platine . Iridium Rhodium Palladium.

Cuivre Fer

1

,;:~

1 2,68

1 0,54

1 0,27 . 3 39

1 1Ù2

1100,26

1

2,33 77,14 5,10 2,74 0,22 0,34 12,13 100,00

On pourrait multiplier les exemples analogues ; dans certains cas, on a un critère comme contrôle des analyses, c'est la quan- tité de chaque métal récupérée à l'affinage d'une certaine quan- tité de minerai. Tel est par exemple le cas pour le platine de la rivière Iss (échantillon moyen) comme on peut le voir ci-dessous:

i = = = i = = r = = i = = l

~

Osmiure 4,47 Ojo ¹ 4 : : ; t = ; , ; : ; l Platine ·. 85,10 , ¹ 84,30 , 83,58 , Iridium 1,38 , non séparé 0,27 "

Rhodium 0,30 , 0,52 Ojo 0,36 ,

Palladium . 0,30 , 0,35 , 0,55 ,

Cuivre 0,63 , }

10 59 0,46 ,

[ _

Fer . 7 86 ' " 8 10

1100:04 oÏo

::J

I. Echantillon moyen de toutes les laveries de l' Iss par Koif- mann.

IL Analyse calculée sur les résultats de l'affinage de 7 pouds de platine.

III. Analyse du platine de la laverie Pétropawlowsky, par Karpoff.

Il existe cinq méthodes pour l'analyse du minerai de la mine de platine; celles de BeTzélitts, de Claus, de Sainte-Claù"e Deville et Debray sont basées sur les propriétés des chloro- sels complexes et des sulfures; celle de Sainte-Claire Deville et Staas sur les propriétés des alliages des métaux du groupe du pla-

tine avec le plomb ; celle de Leidié enfin sur les propriétés des nitrites complexes. J'ai eu l'occasion d'expérimenter ou de faire expérimenter par mes élèves ces différentes méthodes et de con- stater que tantôt elles sont d'une application difficile, tantôt elles ne sont qu'approximatives. Comme j'ai eu, au cours de mes re- cherches, à analyser de nombreux platines de gisements nouveaux, j'ai cherché des procédés qui puissent me conduire certainement au but que je me proposais.

Dans le.s premières recherches faites avec M. C. H. Holtz ^1), qui ont fait l'objet de sa thèse de doctorat, la méthode que nous avons appliquée était une combinaison plus ou moins modifiée des principales méthodes existantes. Elle était basée sur le grou- pement suivant des corps à doser:

I. Osmiures, sable et or IL Palladium et cuivre III. Platine et iridium IV. Platine et rhodium

V. Fer.

Je vais essayer de résumer aussi sommairement que possible la succession des différentes opérations que nécessitait notre mé- thode.

I. Attaque d~~ minerai. Elle se faisait par l'eau régale à 80

°,

et au bain de sable. On reprenait par l'acide chlorhydrique, éva- porait 3 à 4 heures à consistance pâteuse, puis chauffait à l'étuve pendant 4 heures à 130°, pour réduire l'or et transformer le tétrachlorure d'iridium Ir Cl₄ en trichlorure Ir Cl_{3 •} On reprenait ensuite par l'eau acidulée d'acide chlorhydrique, filtrait le résidu, lavait à l'eau chaude, séchait, puis incinérait avec précaution filtre et résidu, qu'on pesait à poids constant, ce qui donnait l'osmiure, plus le sable et l'or réduit.

II. Dosage de l' m·. Le résidu de la calcination modérée dè l'osmiure était attaqué par 10 cm~ d'eau régale; l'or est dissous.

On filtrait, puis après avoir évaporé l'excès d'acide, on précipitait l'or par le sulfate ferreux, et on le dosait comme or métallique.

III. Dosage des sables et de l'osmi~~re. L'osmiure débarrassé de l'or, était fondu clans un petit creuset de terre réfractaire préa-

1) C. H. Hottz. La composition des principaux minerais de platine de l'Oural. Thèse, faite sous la direction du prof. L. Dupw'c, Genève 1919~

lablement glacé au borax, avec 5 à 6 gr. de grenaille d'argent fin, et avec un excès de borax. Après fusion de l'argent, on lais- sait refroidir, cassait le creuset, nettoyait le culot à l'acide sul- furique, et attaquait par l'acide nitrique, qui dissolvait l'argent, tandis que l'osmiure restait insoluble. On le filtrait, lavait à l'eau bouillante, et incinérait le filtre humide avec précaution. On ob- tenait ainsi l' osmiure directement, et les sables dissous dans le bo- rax par différence. Cette méthode a l'avantage sur celle de De- ville qu'elle ne donne pas naissance à des produits colloïdaux. in- filtrables.

IV. Premier dosage du platine. La solution filtrée de l'os- miure doit au plus occuper 150 cm³. Elle était additionnée de 25 gr. de chlorure d'ammonium en poudre, et de 50 cm³ de so- lution saturée de ce réactif. On filtrait après 12 heures le volu- mineux précipité de chloroplatinate d'ammonium formé, qui doit être parfaitement jaune, et pas orangé. On le lavait avec la dis- solution saturée de chlorure ammonique, et après lavage complet jusqu'à cessation de la réaction du fer, on desséchait, puis inciné- rait en four à moufle et en capsule de platine. Après refroi- dissement, la mousse de platine était triturée avec de l'acide chlor- hydrique, pour la débarrasser des dernières traces de fer, puis séchée, et calcinée à poids constant. Les eaux de lavage étaient ajoutées au filtrat du chloroplatinate.

V. Réduction des noirs. Le liquide filtré du chloroplatinate, était additionné de 60 gr. de zinc pur, et de 50 cm³ d'acide chlor- hydrique conc., tous les métaux contenûs en solution sauf le fer étaient réduits pour former les noirs, et la solution se décolorait.

On filtrait rapidement ces noirs à la trompe, car ils sont très at- taquables, et on les lavait à l'eau bouillante. Le filtrat contenait tout le fer, et était mis de côté. Les noirs étaient ensuite calci- nés dans un courant d'hydrogène, et on laissait refroidir dans un courant d'anhydride carbonique. Après calcination, les noirs étaient décapés à l'acide chlorhydrique, la liqueur obtenue réduite à nou- veau par le zinc pour reprécipiter des traces de noirs dissous, puis le filtrat et les eaux de lavage réunis à la liqueur contenant le fer.

VI. Dosage du palladium et du cuivre. Les noirs étaient traités après calcination par 50 cm³ d'acide nitrique en capsule de porcelaine, le liquide elair était décanté, et l'attaque répétée

une seconde fois. Les noirs étaient ensuite filtrés à nouveau, la- vés et calcinés comme ci-dessus. Quant à la solution, elle con- tenait tout le .palladium et le cuivre. Elle était additionnée d'une solution saturée de cyanure mercurique Hg(CN)_{2 ,} puis réduite à un petit volume. Le palladium précipite, mais en entraînant un peu de cuivre. On filtrait, lavait, calcinait dans .un courant d'hy- drogène, puis retraitait la mousse par l'acide nitrique, et répétait l'opération. Le palladium était calciné dans un courant d'hydro- gène, et se refroidissait dans l'anhydride carbonique.

La solution nitrique filtrée du palladium et contenant le cuivre, était évaporée deux fois avec l'acide chlorhydrique, le résidu ·sec était, légèrement calciné, jusqu'à cessation de dégage- ment de vapeurs, puis on le reprenait par l'acide chlorhydrique, et précipitait le cuivre par l'hydrogène sulfuré.

VII. Fusion des noirs avec le plomb. Les noirs obtenus après le second décapage, étaient mêlés à la mousse de platine et fon- dus pendant deux heures avec 40 gr. de plomb pur, dans un creuset de charbon de cornue placé dans un second creuset, et noyé dans du poussier de éharbon de bois. On laissait refroidir, dissolvait le culot dans 60 gr. d'acide nitrique concentré, dilué de 300 cm³ d'eau, puis on filtrait le résidu après l'avoir lavé par décantation, d'abord avec de l'eau aiguisée d'acide nitrique, en- suite avec de l'eau pure. On évitait de faire passer les noirs sur le filtre, et si tel n'était pas le cas, on incinérait celui-ci, et ra- joutait les cendres au résidu constitué par le rhodium, l'iridium et le platine.

La liqueur nitrique filtrée contenant encore des traces de rhodium, était ,concentrée au bain-marie, puis précipitée par l'acide sulfurique. On filtrait le sulfate de plomb formé, puis CDncentrait le filtrat au bain de sable jusqu'à apparition de vapeurs blanches.

On filtrait le précipité de Pb 804 qui restait et qui, généralement, était légèrement coloré; on le débarrassait de cette coloration par un lavage avec une dissolution de carbonate d'ammonium, puis on mettait de côté la solution sulfurique A qui renfermait un peu de rhodium.

VIII. SoltLbilisation dtL rhodium, Le résidu Pt+Ir+Rh était traité au bain-marie par de l'acide sulfurique concentré (25 cm³)

pendant 2 heures, puis au bain de sable, jusqu'à apparition de vapeurs blanches. On laissait refroidir, diluait par adjonction de

la solution A, et s'il se formait un précipité, on le dissolvait en ajoutant un peu d'acide chlorhydrique. Tout le rhodium passe dans la solution B, le résidu est formé par le platine et l'iridium.

Ce résidu était filtré, lavé, et calciné avec les précautions ordi- naires.

IX. Séparation du~ platine et de l'iridium. Le résidu calciné des deux métaux était traité par l'eau régale diluée (N0₃H+4HCl + 9 H20) à 80

°

pendant 24 heures, et après décantation, on réité- rait l'attaque. L'iridium restait insoluble; tandis que le platine entrait en solution; l'iridium était filtré, lavé, et calciné comme à l'ordinaire. Le plati~e était reprécipité de la solution par le chlorure d'ammonium comme il a été dit, puis le chloroplatinate était calciné en four à moufle, et le platine en mousse était pesé directement.

X. Dosage du rhodium. La solution filtrée du chloroplati- nate était ajoutée à celle B contenant le rhodium, puis réduite par le zinc et l'acide chlorhydrique. Les noirs obtenus. étaient lavés sans les faire passer si possible sur le filtre, de façon à éviter leur calcination. Si toutefois une petite quantité de ces noirs avait passé, on incinérait le filtre et réunissait les cendres aux noir~.

Ceux-ci étaient ensuite fondus pendant quelques heures (6-7 heures) avec du bisulfate de potassium; après refroidissement la masse était reprise par l'eau bouillante. Tout le rhodium se dis- solvait comme sel, tandis que les traces de 'platine qui lui étaient mêlées restaient insolubles. Après filtration, ce platine était cal- ciné, puis son poids ajouté à celui obtenu dans l'opération pré- cédente. Le poids total devait être très sensiblement égal à celu~

trouvé lors de la calcination du premier chloroplatinate.

La liqueur contenant le rhodium était réduite par le zinc et l'acide chlorhydrique, le rhodium en précipitait comme poudre noire, il était filtré, lavé, et calciné dans un courant d'hydrogène, puis laissé refroidir clans l'anhydride carbonique.

XI. Dosage du fer. Il se faisait sur la liqueur filtrée des premiers noirs. Elle était portée à 2 litres, dont on prenait 100 cm³•

Après peroxydation, le fer était précipité deux fois comme acé- tate, et dosé comme Fe2Ü_{3 •}

Cette méthode nous donna, bien que longue et d'une appli- cation difficile, d'assez bons résultats; elle était néanmoins loin d'être parfaite, aussi, postérieurement, ai- je fait reprendre sous

n~a direction la recherche d'un procédé vraiment pratique d'ana- lyse du minerai de la mine de platine par deux de mes élèves, MM. Thurin.r;er ¹) et Wunder. Ce procédé a été trouvé; il est basé sur un autre groupement des métaux à séparer, qui est le suivant:

I. Osmiure et sables II. Iridium et platine III. Palladium et or IV. Rhodium et cuivre

V. Fer.

Les opérations à faire pour aboutir au résultat cherché, se succèdent dans l'ordre suivant:

I. Attaque du rnine.rai et dosa_ge de l' osrniure et des sables.

Le minerai. (10 gr. au moins) est attaqué par l'eau régale exacte- ment dans les mêmes conditions qu'avec la méthode précédente.

Les osmiures et les sables sont séparés par filtration, et après lavage dosés ensemble. Puis l'osmiure est fondu avec de l'argent métallique et de l'anhydride borique, et on procède comme il a déjà été indiqué; les sables se dosent par différence.

II. Précipitation de l' iridiurn et du platine. Le filtrat des sables et de l'osmiure est évaporé à fois réitérées au bain de

·sable avec de l'acide chlorhydrique, pour chasser les produits ni- treux, puis on dissout le résidu dans l'eau chaude, et peroxyde le liquide pendant uue demi-heure par un courant de chlore. On concentre ensuite au bain d'air à la température de 38-42

°,

^qui,

en aucun cas, ne doit être dépassée, jusqu'à ce que la masse soit de nouveau pâteuse; ce traitement a pour but de maintenir tout l'iridium à l'état de tétrachlorure Ir Cl4 , et d'empêcher la réduc- tion de l'or, et la formation de certains sels basiques. On ajoute ensuite 25-30 gr. de chlorure d'ammonium par petites portions.

Tout le platine et l'iridium sont précipités comme sels doubles.

On filtre, après deux jours, et lave à froid avec une solution sa- turée de chlorure ammonique, dont il faut de 500-600 cm^3, jus- qu'à cessation de la réaction du fer au sulfocyanure. On ajoute sur le filtre un peu d'alcool, reévapore à sec le filtrat, reprend le résidu par l'eau, et ajoute cette solution à la première. Le filtre et son contenu sont alors incinérés avec précautions dans

1) V. Thul'inger. Sur deux nouvelles méthodes de dosage et de séparation du palladium et sm· une modification de la méthode d'analyse du minerai de platine. Thèse, faite sous la direction elu prof. Dupm·c, Genève 1914.

un four à moufle; la mousse est triturée avec de l'acide chlor- hydrique dans une capsule de porcelaine pour enlever les der- nières traces de fer, puis calcinée dans un courant d'hydrogène;

on laisse ensuite refroidir dans l'anhydride carbonique et pèse en- semble l'iridium et le platine.

III. Séparation de l'iriditm~ et du platine. La mousse pesée est traitée en capsule de porcelaine par de l'eau régale diluée de cinq fois son volume d'eau, à une température qui ne doit pas dépasser 50

°,

et en couvrant la capsule pour éviter l'évaporation.

On répète l'opération en renouvelant de temps en temps leJiquide, jusqu'à ce que une digestion subséquente pendant 12 heures avec du liquide frais, ne produise plus aucune attaque. On lave le résidu avec de l'acide chlorhydrique à 1 %, filtre, lave, et calcine dans l'hydrogène, en achevant dans l'acide carbonique. Le poids obtenu est celui de l'iridium.

La dissolution filtrée de l'iridium est précipitée à nouveau par la chlorure d'ammonium connue il a été indiqué, et le platine dosé du chloroplatinate comme à l'ordinaire. II est bon de sou:.

mettre. ce platine à un second traitement à l'eau régale diluée, pour voir si l'iridium a été totalement séparé.

IV. Séparation de l'or et du palladium. Le liquide filtré de la première précipitation au chlorure d'ammonium est porté au bain-marie, puis additionné de 0,75-1 gr. de diméthylglyoxime dissoute dans l'eau bouillante. On chauffe jusqu'a formation d'un précipité jaune brun (ou jaune en l'absence de l'or). Le précipité est filtré, lavé à l'eau légèrement acidulée, séché et calciné dans un creuset de porcelaine taré. La mousse obtenue est redissoute dans l'eau régale, l'acide nitrique est éliminé par évaporations successives avec l'acide chlorhydrique, puis après avoir repris par l'eau, on précipite par le chlorure d'ammonium, pour le cas où · un peu de platine aurait passé; celui ci est alors dosé comme de coutume, et son poids ajouté à celui de cet élément qui a pré- cédemment été obtenu. Le filtrat du platine est évaporé à sec, le résidu repris plusieurs fois par l'acide nitrique conc., puis par l'acide chlorhydrique. Après nouvelle évaporation à sec, il est dis- sous dans l'eau, puis la liqueur est portée à 60

°

après adjonction de 2 gr. d'oxalate d'ammonium. L'or métallique est totalement précipité au bout de 4-6 heures; on le filtre, lave à l'eau aci- dulée, sèche, calcine, et pèse comme or métallique.

La liqueur filtrée de l'or est neutralisée en partie par l'am- moniaque; la solution faiblement acide est additionnée à nouveau d'un gramme de diméthylglyoxime dissoute dans l'eau bouillante, le précipité jaune formé est filtré, lavé à l'eau acidulée, séché, calciné dans l'hydrogène, puis laissé refroidir dans l'acide car- bonique ; on a ainsi le palladium métalliqtte.

V. Séparation du ctdvre et du rhodium. Le filtrat- de· l'or et du palladium est réduit par 50 gr. de zinc puriss. et 50 gr. d'acide chlorhydrique conc. L'opération dure 5-6 heures; les noirs ob- tenus sont rapidement filtrés, lavés, jusqu'à cessation de la réac- tion du chlore, puis filtre et précipité sont incinérés dans un creuset de porcelaine taré. Les noirs calcinés sont attaqués par de l'acide nitrique à 50

°/o,

après avoir été triturés en mortier de verre avec cet acide; l'attaque dure 2 heures environ; on dé- cante le liquidé clair, puis on répète l'attaque dans les mêmes conditions. Le résidu renferme le rhodium (souvent avec un peu de platine); le filtrat contient tout le cuivre (parfois avec des traces de rhodium); il est évaporé plusieurs fois à sec avec de l'aeide chlorhydrique concentré. On reprend par l'_eau; le cuivre est alors précipité à l'état de sulfocyanure comme à l'ordinaire.

Le filtrat du cuivre est. évaporé à sec, puis traité par de l'acide nitrique, et ensuite par de l'acide azotique avec précaution, pour décomposer les sulfocyanures. On reprend par l'eau, et réduit par le zinc et l'acide chlorhydrique. S'il reste des traces de rhodium en solution, ce dernier précipite; il est filtré, calciné, et ajouté au résidu de l'attaque des noirs. Ce résidu est fondu avec du bisulfate de potassium, en prenant certaines précautions; la fusion est maintenue pendant 30 heures environ; .le rhodium se dissout intégralement, tandis que les traces de platine et d'iridium qui peuvent éventuellement l'accompagner, restent insolubles. Après refroidissement, la masse fondue est reprise par 15 cm³ d'acide chlorhydrique concentré, puis par de l'eau, en chauffant au bain- marie. Le rhodium se dissout complètement, le résidu est filtré, lavé, calciné dans l'hydrogène et ensuite dans l'acide carbonique, puis pesé, et ajouté à la mousse contenant tout le platine et l'iri- dium, avant la séparation de ce dernier métal par l'eau régale.

La liqueur qui renferme le rhodium est réduite par le zinc ; le rhodium en précipite comme noirs; ceux-ci sont filtrés et lavés par trituration avec de l'acide chlorhydrique dilué, puis calcinés

dans un courant d'hydrogène; on laisse refroidir dans l'anhydride carbonique. On a ainsi le rhodium pur.

VI. Dosage du fer. Il se fait dans le filtrat des noirs ob- tenus après la première réduction par le zinc, en portant la so- lution à un volume connu, dont on prend une partie aliquote, et en précipitant deux fois le fer par l'acétate.

Cette méthode s'est montrée particulièrement exacte, comme on peut le vOir par les contrôles suivants.

Platine Iridium Palladium Rhodium.

Or . .

Platine

1

Iridium Rhodium.

1

Palladium Cuivre

1

S . 1 Substances retrouvées ubstances pesees . ,

1 a lana yse 1

Contrôle No. I.

2,030 2,0130

0,0916 0,0882

0,0248 0,0240

0,0624 0,0596

0,0288 0,0282

Contrôle No. II.

2,1904 2,1864

0,0752 0,0743

0,0252 0,0240

0,0284 0,0282

0,0802 0,0778

0,3346 0,3423

0,0310 0,0305

~---'---'--

Un autre contrôle a été fourni par l'analyse du platine brut de Taguil, faite avec cette méthode par trois étudiants différents de mon laboratoire, sans savoir qu'ils analysaient un même échan- tillon.

Sables Osmiure Platine

1

Iridium Hhodium.

1 ^Palladium 1

Cuivre Fer

Platine brut de Taguil.

II

lli 1

1 2 .

l 2 1 2

1 1 00 1,00 [1,00 1,06 1,06 '

1

1

ùo

^{1,5711,72 1,51 1,28 1,46 1}

• 77,12 77,11 77,15 77,23. 77,18 77,18

1 - 2,48 2,791 2,33 1 3,00 1 2,98

1 0,76 0,50 0,65 0,50 1 0,51 ¹ 0,61

1 0,25 0,28 0,27 1 0,26 0,25 0,27

1 3,31 3,28 - 1 - ,. 3,51 1 3,47

1 14,57 14,63 14,70 ^{1 - i} 14,92 14,83

1 1 1

le plil.ladium et le platine.

Je donnerai enfin pour terminer, les analyses de tous les platines des principaux centres de l'Oural, faites dans mon labo- ratoire par les deux méthodes qui ont été exposées; ces analyses montrent la grande variété de la composition chimique de ces minerais ; les conclusions qui se dégagent de cette diversité de composition ne sauraient d'ailleurs trouver place dans ce travail, mais seront exposées ailleurs ^1).

Tableau de la composition moyenne des platines de l'Oural.

losmiure ¹ Pt Ir Rh Pel _{CLl 1} Fe 1

1 !

Taguil D2) 1,37 ¹ 77,93 2,46 0,30 i 0,24

;;o-Ï

_' ^{14 2-;1}

' '

Hivière lss

v

4,68 : 8±,17 1,37 0,37 0,40 0,35 7,95 Rh·. Kamenouchka id. 4,99 '82,46 1,79 0,69 0,18 0,54 9,49 H.iv. Kitlim id. 0,79 ^! 83,50 2.74 0,62 0,28 1,14 11,0:i Riv. Tilaï id. 5 .~~ 99 '78,58 1,22 0,58 0,22 1,83 12,20 Riv. Jow id. 20,21 i 60,39 6,80 0,80 0,19 0,49 11,16

Ri v. Solwa id. 3,10 181,87 3,35

Ri v. Ornoutnaï::t id. 10,44 177,60 6,40 0,42 0,32 1,93

1

2,48 Ri v. Goussewka p 0,28 188,54 1,19 0,82 0,99 0,57 1 7,51 Hi v. Kiedrowka id. 0,72 18~,10 ^{4,29 ! 1 8,46}

0,24 1,66 1,20 ¹ Ri v. Schoumika id. 0,28 18a,03

1

0,70 i 10,881 Riv. Obleiskaya Kamenka 1,89 178,40 ¹ p,97 2,07 1,08 1,30 113,39

'Genève, Laboratoire de minéralogie et de chimie analytique de l'Université.

1) Voir notamment L. Dupw·c et M. Tikonowitcù. Le platin•" et les gîtes platinifères de l'Oural et du monde (sous presse). Sonor, éditeur, Genève.

2) .D signifie platine provenant des dunites, P platine des pyroxénites.

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