Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. Den Kupferbergbau am Obernsee beschreibt eingehend Ch. Mosler in der Zeitschrift für das Berg-, Hütten- und Salinenwesen, 1880 * S. 210. Das gewonnene Kupfer zeichnet sich, wie nachfolgende Analyse desselben zeigt durch groſse Reinheit aus: Kupfer 99,961 Schwefel 0,002 Silber 0,028 Eisen 0,007 Sauerstoff 0,002 ––––––– 100,000. Ueber die in Japan gebräuchlichen metallurgischen Processe, namentlich die Herstellung des Kupfers, berichtet E. F. Mondy im Engineering, 1881 Bd. 31 S. 82. Um von Kupfer dichte und geschmeidige Güsse zu erhalten, setzt S. Walker in Birmingham (D. R. P. Kl. 40 Nr. 12576 vom 9. April 1880) dem geschmolzenen Kupfer 1 Proc. Kryolith, 0,25 Proc. Bleizucker und 1 Proc. Borax hinzu und gieſst das Kupfer nach 10 bis 15 Minuten in die Form. Zur Raffination des Kupfers preſst K. A. Hering in Freiberg (D. R. P. Kl. 40 Nr. 10717 vom 2. December 1879) durch das geschmolzene Metall nach dem Abziehen der ersten Schlacke so lange atmosphärische Luft hindurch, bis eine gewonnene Probe ergibt, daſs Eisen nicht mehr vorhanden ist. Darauf wird das entstandene Gekrätz vom Metallbade abgezogen und, wenn das Kupfer Neigung zum Kochen zeigt, läſst man dieses darauf ruhig verlaufen wie gewöhnlich. Wenn das zu raffinirende Kupfer stark Arsen oder Antimon haltig ist, wird durch das Metallbad Chlorgas gepreſst, bis die Probe ergibt, daſs diese Stoffe entfernt sind. Nach dem Durchleiten des Chlorgases oder andernfalls als Fortsetzung der ersten Operation läſst man wiederholt gepreſste Luft durch das Metallbad gehen, um die schwer oxydirbaren Stoffe, wie z.B. Nickel, zu beseitigen und das Kupfer in den hochgaren Zustand zu bringen. Zeigt die Probe eine schöne reine Hochgare, so unterbricht man dieses Durchleiten von Luft, reinigt das Bad vom entstandenen Gekrätz und geht zur Reduction mittels Polen bezieh. mittels Durchleiten von Kohlenoxydgas durch das Metallbad über. Ist das Kupfer danach dicht geworden, so wird das Gekrätz abgezogenabegezogen und man schreitet endlich zum Hammergarmachen. Hierzu überdeckt man das Metallbad mit Holzkohlen und leitet nun durch dasselbe so lange Kohlenoxyd- und Phosphorgas, bis das Kupfer die volle Zähe erhält, worauf man sofort zum Ausschöpfen desselben schreitet. Die Entsilberung des Werkbleies durch Zink und die neuesten Fortschritte dieses Entsilberungsverfahrens auf den fiscalischen Hüttenwerken des Oberharzes bespricht C. Sehnabel in der Zeitschrift für das Berg-, Hütten- und Salinenwesen, 1880 S. 262. Bewährt hat sich das vom Verfasser angegebene Verfahren, welches darin besteht, daſs nach Zerlegung der Legirung durch Wasserdampf in einen metallischen und einen oxydischen Theil der letztere durch Behandlung mit Ammoniumcarbonat von seinem Zinkgehalte befreit und das dadurch erhaltene Gemenge von Silber haltigem Blei und Bleioxyd entweder beim Abtreiben des metallischen Theiles eingetränkt, oder nach vorgängiger Reduction des Bleioxydes für sich abgetrieben wird. Die ammoniakalische Zinklösung wird der Destillation unterworfen, wodurch man unter Gewinnung von basischem Zinkcarbonat das Ammoniak wieder gewinnt. Das basische Zinkcarbonat wird durch Glühen in Zinkoxyd verwandelt, welches letztere als Zinkweiſs in den Handel gebracht wird. J. H. Langer (Oesterreichische Zeitschrift für das Berg- und Hüttenwesen, 1880 S. 640) berichtet über die Gewinnung von Kupfer, Silber und Quecksilber auf der Stefanshütte in der Zips. Zur Bestimmung des Quecksilbergehaltes der verarbeiteten Fahlerze erhitzt man 5g Erzmehl mit dem 6fachen Gewichte Eisenfeilspänen in kleinen Glasretorten mit langem Halse, welche in zwei Reihen zu je 10 Stück auf Thonscherben in einem kleinen, aus Blech hergestellten Galeerenofen ruhen, über Kohlenfeuer etwa 1 Stunde lang. Die Halsmündung der Glasretorte ist zugestopft; das nur durch die äuſsere Luft condensirte Quecksilber sammelt sich an den Wänden des Retortenhalses an und wird, nachdem der Hals von dem Bauche der Retorte mittels eines Schlages getrennt wurde, mit einem Wischer aus Hasenfell von den Glaswänden zusammengekehrt, zu einer Kugel vereinigt und abgewogen. Zur Verarbeitung der Quecksilber führenden Fahlerze dienen acht unter einem auf Pfeilern ruhenden Dache befindliche, runde Roststadeln von 7m Durchmesser und 2m Höhe, die am Fuſse mit Zuglöchern zum Einströmen der Verbrennungsluft versehen sind und 67 bis 70t Erz fassen. Die Erze werden in bestimmter Folge lagenweise auf das Brennmaterialbett gestürzt, in der Masse durch Holzscheite abgegrenzte, mit Kohlen angefüllte Zündschächte hergestellt und nach Vollendung des Rostes derselbe bei den Zündschächten angezündet. Das durch Zersetzung des Zinnobers und aus dem gediegenen Metall frei werdende Quecksilber condensirt sich in den oberen kälteren Erzschichten. Sobald diese zu warm werden, oder sich sogar Quecksilberdämpfe zeigen, bestürzt man diese Stellen mit frischem Erz und füllt ebenso mit demselben etwa eingesunkene Stellen aus. Für diese Arbeiten, sowie zur Ueberwachung des Rostes überhaupt, muſs während der ganzen Periode der Röstung stets ein Mann gegenwärtig sein. Ist der Rost fertig gebrannt, was etwa 3 Wochen erfordert, so werden die Quecksilber führenden Partien desselben von den anderen getrennt und in Bottichen auf kleineren Holztrögen verwaschen. Das bei dem Waschen gewonnene Quecksilber ist nicht rein und wird behufs Raffinirung in eisernen Retorten destillirt und dann in Leder und Lageln verpackt. Die Betriebsresultate in dem Hüttenabschnitte 1879 stellten sich folgendermaſsen: Eingelöst wurden 1590836k Quecksilber haltige Fahlerze, welche laut Einlösungsprobe 21268k,98 Quecksilber enthielten und von denen 20746k Quecksilber ausgebracht wurden, so daſs ein rechnungsmäſsiger Abgang von 522k,98 oder 2,46 Proc. sich herausstellte. An Holz wurden zu 40 Rösten 403,6 Raummeter, zur Destillation 14,315 Raummeter und zur Heizung der Concentrationskammer u.s.w. 67,313 Raummeter, an Kohle zu 40 Rösten 320,85 Raummeter verwendet. Die gesammten Unkosten bei der Darstellung von Quecksilber betrugen für 100k verpackter Waare 43 fl. 42 kr. oder für 100k aufgearbeiteten Erzes 55,94 kr. Zieht man von dem obigen Betrag die Ausgaben für Packung, sowie die Verzugszinsen ab, so betragen die Kosten für 100k verarbeitetes Erz 39,7 kr. Diese Unkosten vertheilten sich auf: Aufsicht    1 fl. 84 kr. Arbeitslöhne (Schichten) 8 47,75 Handwerkerlöhne und Tagarbeiterschichten – 2,50 Verschiedenes – 5,50 Gedinglöhne beim Ab- und Zulaufen der Erze 3 31,75 Kleinere Materialien und Schnittsorten – 61 Brennmaterial 11 71 Regiekosten-Antheil 2 90 Probentaxen 2 01 Verzugszinsen und Gemeinkosten 6 21 Magazinkosten 6 26,50 Beim Abtragen alter Roststadeln erhielt man durchschnittlich 500k Quecksilber, während die Erbauung eines neuen Stadels blos 400 fl. erfordert. Die Darstellung des Kupfers besteht im Allgemeinen im Verschmelzen der Erze auf Rohstein, Rösten desselben in Haufen, Durchsetzen des Rostes auf Schwarzkupfer, Entsilbern desselben sowie der Speise durch Amalgamation, Verarbeiten der entsilberten Rückstände mit Silber freiem Rohblech auf Schwarzkupfer, Garmachen desselben im Spleiſsofen und Hammergarmachen, sowie Aufarbeitung der bei den Zwischen arbeiten abfallenden Leche und Speisen. Die zur Amalgamation kommenden Producte werden zerkleinert und in doppelherdigen ungarischen Röstöfen von 2m,2 Herdlänge bei 1m,2 Herdbreite in Posten von 280k mit 10 Proc. Kochsalzzuschlag durch 10 Stunden auf dem oberen und 5 Stunden auf dem unteren Herde geröstet, so daſs die Todtröstung 1½ Stunde dauert. Die fein gemahlenen verrösteten Mehle kommen zur Amalgamation und wird jedes Faſs der Batterie mit 672k Mehl, 2 Proc. Satz, 56k Kupferkugeln und 20 bis 24 Kannen Lauge von 10 bis 11° B. nebst 224k Quecksilber beschickt, durch 18 Stunden bei einer minutlichen Geschwindigkeit von 18 bis 20 Umdrehungen bewegt, dann Probe genommen und nach Feststellung der Beendigung der Amalgamation die Beschickung ausgeleert. Das flüssige Amalgam wird mittels einer hydraulischen Presse von dem Quecksilberüberschusse befreit und das erhaltene körnige Product, welches 82 Proc. Quecksilber und 18 Proc. Silber enthält, in eisernen Retorten von 320k Einsatz destillirt und der Rückstand in ähnlichen Retorten eingeschmolzen. In jeder Doppelschicht von 24 Stunden wird je ein Posten gemacht, da 18 Stunden auf die eigentliche Amalgamation und 6 Stunden auf Beschicken, Entleeren und sonstige Nebenarbeiten entfallen. Eine Destillation, die nur bei mäſsigem Feuer vorgenommen werden darf, erfordert 10 bis 12 Stunden und entfällt hierbei für 100k Silber ein Verlust von 53 bis 89k Quecksilber. Der gewöhnliche Gehalt des Schwarzkupfers an Silber ist 0,260 Proc., an Kupfer 85 Proc. und der Speise 0,250 bezieh. 32,9 Proc. Ueber Versuche mit den Schmöllnitzer Cementwässern berichtet S. Schenek in der Oesterreichischen Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1880 S. 613. Bisher betrug die Menge des Fälleisens für je 100k Cementkupfer 389k. Auf den Vorschlag von J. Peck wurden nun Versuche gemacht, das Kupfer durch ein Gemisch von Eisen mit Koke zu fällen. Die verwendeten Cementwasser enthielten in 10l: Josefschächter Cementwasser Halden-Cementwasser Analyse von Lilii. J. 1859 Im Jahre 1880 Im J. 1880 A B 4 Monate später Kupfer 5,5g 4,72g 3,82g 5,275g Eisen als Oxydsalz 24,6 17,1 9,3 13,1 Eisen als Oxydulsalz 21,0 23,4 11,5 4,6 Als diese Wässer nun über das Gemisch von Eisen und Koke geleitet wurden, lösten sich für je 100k gefälltes Kupfer 262k Eisen. Obgleich bei diesen Versuchen die atmosphärische Luft zutreten konnte, wurde das Kupfer vollständig gefällt, während bei Anwendung von Eisen allein noch nicht die Hälfte des Kupfers gewonnen wurde. Durch Verminderung des Luftzutrittes wurde ein noch reineres Kupfer unter Verminderung des Eisenverbrauches erzielt. Es gelang hierbei 0,835 der Menge Koke an Kupfer niederzuschlagen. Zur Gewinnung von Silber und Gold aus Erzen, welche Schwefel, Arsen und Antimon enthalten, will Ch. de Vaureal in Paris (D. R. P. Kl. 40 Nr. 10716 vom 25. November 1879) das fein gepulverte Erz in einer Retorte auf Rothglut erhitzen und gleichzeitig Wasserstoff hindurchleiten. Schwefel soll sich dann als Schwefelwasserstoff verflüchtigen, Arsen aber sublimiren. Der Rückstand wird an der Luft erhitzt, hierauf mit 12procentiger Schwefelsäure behandelt, welche das gebildete Kupferoxyd löst, dann mit concentrirter Chlorwasserstoffsäure, welche die Antimonoxyde aufnimmt. Beide Lösungen werden entsprechend verwerthet, der Rückstand wird mit Kalkmilch und etwas Melasse behandelt, um das Chlorsilber zu reduciren, und dann der Amalgamation unterworfen, oder mit concentrirter Schwefelsäure gekocht, oder aber mit Bleiglätte und Kohle geschmolzen. Das Vorkommen des Goldes im Kalksteingebirge Persiens behandelt F. Dietzsch in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1881 S. 33 und 57, über das geologische Vorkommen von Gold und Platin in Ruſsland werden ausführliche Mittheilungen gemacht im Engineering, 1881 Bd. 31 S. 163 und über die Gold führenden Schichten Niederschlesiens und den Bergbau auf dieselben im 11. bis 14. Jahrhundert von G. Williger in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1881 S. 65. – Die Goldgewinnung aus geschwefelten Erzen bespricht F. Dietzsch (daselbst S. 13). Die Golderze der wenigen europäischen Gruben, wie die der österreichischen und italienischen Alpen und die von Vöröspatak in Ungarn, haben einen Goldgehalt im Werthe von 9,5 bezieh. 29 und 43 M. für 1000k Erz, australische Erze einen solchen von 10,5 bis 25 M. und die der wesentlichsten Minen Südamerikas einen solchen von 42 bis 96 M. Wegen dieses geringen Gehaltes lohnt sich die Verbleiung nur dann, wenn ein gleichzeitiger Blei-, Silber- oder Kupfergehalt den Werth der Erze erhöht. Die Amalgamation in ihren verschiedenen Abarten ist die vorherrschend angewendete, weil sie für alle Arten Erze am tauglichsten und zugleich auch die billigste ist. Als directe Amalgamation in Mühlen, wie sie in Oesterreich und Ungarn und in einigen amerikanischen Hütten im Gebrauche steht, und als solche, wo die Pochtrübe zur Separation des Edelmetalles über amalgamirte Kupferplatten geführt wird, ist sie am wenigsten kostspielig. Dafür sind aber gewöhnlich nur Goldquarze und solche Erze geeignet, welche das Gold in Legirungen von nicht unter 22 Karat enthalten; eine niedrigere Legirung erfordert schon eine innigere Vereinigung des Erzes mit dem Quecksilber. Bei der Fässeramalgamation dürfte die Behandlung von 1l Schlieg schon an 8 M. zu stehen kommen. Plattner's Proceſs mittels Chlorgas ist kostspieliger als die Amalgamation, namentlich weil auch ein vollständiges Abrösten der chemischen Behandlung vorauszugehen hat. Seine Kosten dürften sich auf 25 bis 30 M. für 1t belaufen, ja noch höher in überseeischen Ländern. Er hat auſserdem den Nachtheil, daſs kalkige Erze, wegen des gröſseren Chlorverbrauches und des wechselnden Ausbringens und solche mit Goldlegirungen unter 22 Karat wegen der Umhüllung der Goldtheilchen mit Chlorsilber der Chloration bedeutende Schwierigkeiten bereiten, sie sogar vollständig unbrauchbar machen. J. H. Means hat nun dieses Verfahren dahin geändert, daſs er in mit Blei ausgefütterten drehbaren Eisencylindern 1000k völlig abgeröstetes Erz mit 500l Wasser mischt, dann durch die eine hohle Achse Chlorgas einpreſst und den Cylinder noch 30 bis 60 Minuten sich drehen läſst. Das gebildete Goldchlorid wird mit warmem Wasser ausgezogen und in bekannter Weise gefällt. Das Blicken des Goldes behandelt Van Riemsdijk in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1880 S. 247 und 1881 S. 2. Unterwirft man 500mg reines Gold mit 1 bis 2g Blei oder mit 50mg Kupfer und 4,5 bis 5g Blei bei einer Temperatur dem Abtreiben, die den Schmelzpunkt des Goldes übersteigt, und nimmt man nach dieser Operation das noch flüssige Metall aus der Muffel, so vergeht noch eine verhältniſsmäſsige lange Zeit, bis der Regulus erstarrt. Das abgetriebene Gold, heftig glühend beim Verlassen der Muffel, erkaltet fast unter die Rothglut, ohne seinen Zustand zu ändern. Plötzlich entwickelt der Regulus ein lebhaftes Licht von hellgrüner Farbe (der Blick), welches bedeutend nachläſst, während das Metall von Neuem erkaltet, um ganz zu verschwinden, nachdem es erstarrt ist. Der Blick tritt auch ein und zwar ohne Ausnahme und in sehr bestimmter Weise, wenn man 250 Gold, 50 Kupfer, 625 Silber mit 3 bis 3g,5 Blei in die Muffel bringt; es ist dies die gewöhnliche Zusammensetzung der 250mg wiegenden Proben bei einem Gehalte von 0,900. Das Abtreiben muſs mindestens bei der Temperatur des Silberschmelzens erfolgen, die Gold – und Silberlegirung beim Herausnehmen der Kapelle aus der Muffel flüssig sein und die Erkaltung muſs ruhig und gleichmäſsig stattfinden. Riemsdijk erklärt dieses Blicken durch die Ueberschmelzung. A. Bock (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1880 S. 409. 1881 S. 36) erklärt die Thatsache, daſs das Silber der Blickerscheinung schadet, sobald seine Legirung mit dem Gold 0,375 oder mehr Silber enthält, nicht durch die bekannte Sauerstoffaufnahme des reinen Silbers beim Schmelzen, sondern nur durch Spuren von Blei und Wismuth. Da das Kupfer die Ueberschmelzung und die damit zusammenhängende Streckfähigkeit des Silbergoldes in hohem Maſse befördert, so empfiehlt Bock, beim Probiren dem hochfeinen Golde stets Kupfer zuzusetzen, wie dies bereits von Levol (1850 119 112) geschah. Zur Trennung des Goldes von den Platinmetallen bringt man die rohen Goldplatten als positiven Pol in eine neutrale Lösung von Goldchlorid. Das reine Gold scheidet sich am negativen Pol ab, Iridium, Osmium u.s.w. fallen als grauschwarzes Pulver zu Boden. Diese elektrolytische Scheidung ist weit besser als die mit Königswasser. Nach Van Riemsdijk ist dagegen die Blickerscheinung, welche sich am schönsten zeigt, wenn man reines oder Kupfer haltiges Gold, ohne Silber, in hoher Temperatur der Kupellation unterwirft, eine nothwandige Folge des Aufhörens des überschmolzenen Zustandes, worin sich das abgetriebene Gold befindet, nachdem es noch flüssig aus der Muffel entfernt ist. Denn in dem Augenblicke, wo die Abkühlung so weit fortgeschritten ist, daſs die Ueberschmelzung aufhören soll, wird die latente Schmelzungswärme auf einmal frei und erwärmt sie die schon dunkel gewordene Goldmasse bis auf ihren normalen Schmelzpunkt, der über 1000° gelegen ist und bei welcher Temperatur das Goldkorn sogleich fest wird. Diese Temperaturerhöhung veranlaſst das Leuchten, d.h. den Blick des abgetriebenen Goldes. Diese Art des Festwerdens hat immer einen merklichen Einfluſs auf den Molecularzustand des kupellirten Metalles. Ein Goldkorn, welches geblickt hat, ist niemals spröde; es läſst sich vorzüglich aushämmern und ausplatten ohne Risse oder Sprünge und ist vollkommen streckfähig. Wird aber der Blick gehindert, d.h. ruft man das Festwerden bei dem normalen Erstarrungspunkte hervor, z.B. durch Berührung des flüssigen Goldregulus, indem dieser noch nicht unter dem wahren Erstarrungspunkte abgekühlt ist, mit einem Golddrahte, so ist das auf normale Weise erstarrte Goldkorn spröde. Diese Sprödigkeit wird verursacht durch das Zurückbleiben einer Spur Blei im abgetriebenen Golde, welche die Kupellation nicht zu entfernen vermag. Schmilzt man aber ein solches Korn mit etwas Kupferchlorid, so werden Blei und Wismuth als Chloride verflüchtigt und das Metall bekommt seine ursprüngliche Zähigkeit zurück. Auch durch das Blicken wird der nachtheilige Einfluſs dieser Metalle beseitigt. Wird Silber oder eine Legirung von Silber und Kupfer bei guter Hitze mit Blei abgetrieben; so daſs der abgetriebene Regulus, flüssig aus dem Ofen genommen, beim Erstarren die Erscheinung des Spratzens zeigt, so wird der Blick selten oder niemals wahrgenommen. Wenn aber das Abtreiben bei mäſsiger Hitze stattfindet oder, im Fall von Kupfer haltigem Silber, mit einer unzureichenden Menge Blei, so bleibt das Spratzen aus, weil der Regulus so viel Blei oder Kupfer zurückgehalten hat, daſs der Sauerstoff im geschmolzenen, aber unreinen Silber nicht physisch aufgelöst, doch chemisch gebunden vorhanden war. Beim Erstarren kann in diesem Falle kein gasförmiger Sauerstoff entweichen, indem Ueberschmelzung und der damit zusammenhängende Blick mehrmals deutlich wahrzunehmen sind. Gold wirkt bekanntlich hemmend auf die Absorptionsfähigkeit des geschmolzenen Silbers für gasförmigen Sauerstoff (vgl. 1853 127 347); andererseits überträgt das Gold seine Eigenschaft, leicht den Zustand des Ueberschmelzens anzunehmen, auf das Silber, wenn in der Legirung beider Metalle das Silber nicht im Uebermaſse vorhanden ist. Kommt noch Kupfer dazu, welches eben wie Gold, jedoch aus einer andern Ursache, die Auflösung von gasförmigem Sauerstoff hindert, so wird die Grenze von 0,375 Silber beträchtlich erweitert und die Ueberschmelzung bezieh. der Blick findet dann in der Regel bei einem viel gröſseren Silbergehalte statt. Das Fehlen der Ueberschmelzung und die damit verbundene Sprödigkeit des Silbers und Silbergold es ist nicht den zurückgebliebenen Spuren von Blei oder Wismuth zuzuschreiben, wie Bock meint. Nach jeder Kupellation, bei welcher Hitze auch ausgeführt, mit viel oder wenig Blei oder Wismuth, bleiben in dem Korn immer deutliche Spuren Blei oder Wismuth und auch Kupfer, im Falle dieses zugegen war, zurück. Die Körner sind nur dann vollkommen geschmeidig und streckfähig, wenn sie den Blick gezeigt haben; sie sind aber mehr oder weniger spröde, wenn sie nicht in Ueberschmelzung gewesen, d.h. beim normalen Schmelzpunkte fest geworden sind.