Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. (Patentklasse 40. Fortsetzung des Berichtes Bd. 256 S. 506.) Mit Abbildungen auf Tafel 19. Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. L Lossier in Genf (* D. R. P. Nr. 31089 vom 19. März 1884) will Aluminium aus seinen natürlichen Silicaten mittels Elektrolyse gewinnen. Zur Bildung des elektrolytischen Bades wird Fluoraluminium allein oder mit Alkalichloriden gemischt in einem Tiegel B (Fig. 7 Taf. 19) geschmolzen. Die aus Preſskohle oder Kokes hergestellte Anode A ist auf ihrer ganzen Länge mit Aluminiumsilicat a bedeckt, welches, in Teigform aufgelegt, gut ausgetrocknet worden ist. Unter dem Einflüsse des Stromes einer dynamo-elektrischen Maschine wird das Fluoraluminium zersetzt; das Aluminium scheidet sich in geschmolzenem Zustande an der Kathode C ab und bleibt angeblich an der Oberfläche des Bades. Das an der Anode ausgeschiedene Fluor soll mit dem vorhandenen Aluminiumsilicate und der Kohle Fluoraluminium bilden, welches im Bade bleibt, und Siliciumfluorid nebst Kohlenoxyd, welche durch den Kanal D entweichen. Ein Theil des durch den Strom zersetzten Aluminiumfluorids wird auf diese Weise wiederhergestellt. Da aber in bedeutender Menge Fluorsilicium gebildet wird, so muſs das verloren gegangene Fluor durch einen entsprechenden Zusatz von Fluoraluminium ersetzt werden, welches man von Zeit zu Zeit durch den Trichter t in die negative Zelle des Tiegels schüttet. Die praktische Ausführbarkeit dieses Vorschlages dürfte doch wohl an den unangenehmen Eigenschaften des Fluors scheitern. Referent bezweifelt daher auch die Möglichkeit, aus Kryolith elektrolytisch Aluminium vortheilhaft zu gewinnen (vgl. F. Fischer 1882 246 30). Zur Gewinnung von Aluminiumfluorid schmilzt Lossier ein Gemisch von Aluminiumsilicat und einer beliebigen Fluorverbindung (Kryolith, Fluſsspath o. dgl.) und gieſst die sehr flüssige Masse in Platten oder Klötzen, ähnlich wie die Schlacken der Hochöfen. Die so erhaltene Masse ist ein Gemisch von Aluminiumfluorid und von kieselsaurem Aluminium und Natron oder Kalk; dieselbe zerfällt von selbst beim Erkalten und kann mit Leichtigkeit in ein grobkörniges Pulver verwandelt werden. Das so erhaltene Pulver wird dann zu gleichen Theilen mit Kochsalz gemischt und das Ganze bei Rothglühhitze geschmolzen. Die flüssige Masse scheidet sich in zwei Theile, wovon der leichtere Theil sehr leichtflüssig ist und sowohl das Salz, als das Fluoraluminium enthält, während der andere Theil, hauptsächlich aus Natriumaluminiumsilicat oder Calciumaluminiumsilicat bestehend, glasig bleibt und sich am Boden des Tiegels absetzt. Man gieſst beide Theile des Inhaltes besonders und behandelt den ersten mit Wasser, um das Salz vom unlöslichen Aluminiumfluorid zu trennen. Nach H. R. Cassel in London (D. R. P. Nr. 31105 vom 15. März 1884) sollen Metalle und Erze, besonders solche, welche Gold enthalten, in Kochsalzlösungen elektrolytisch behandelt werden. Die gebildete Lösung von Chlorgold wird in passender Weise verwerthet. Um zu verhindern, daſs das Eisen von den sich bildenden Säuren ebenfalls gelöst wird, soll Kalk oder ein entsprechender Stoff zugesetzt werden, welcher die Säuren neutralisirt, aber nicht das Gold niederschlägt. Das gepulverte Erz wird in eine Trommel A (Fig. 11 Taf. 19) gebracht, deren Achse a einerseits mit dem positiven Pole einer Dynamomaschine, andererseits mit einer Anzahl Kohlenstäbe e verbunden ist. Die mit Kochsalzlösung gefüllte Kufe B enthält die Kathode C. Soll sich das Gold nicht auf derselben niederschlagen, so muſs die Trommel A mit porösem Thon o. dgl. umgeben werden. Wiswell (Engineering and Mining Journal, 1885 Bd. 39 * S. 430) läſst die in einem mit 4 Läufern versehenen Kollergange zerkleinerten und mit Quecksilber gemischten Erze über eine mit einer Elektricitätsquelle verbundene Kupferplatte flieſsen. G. M. Westmann in Stockholm (* D. R. P. Nr. 31883 vom 25. Juli 1884) will zur Reduction von Zink- und Eisenerzen einen Regenerativofen verwenden. Zur Gewinnung von Zink füllt man einen der drei Schachtöfen mit Steinen aus geröstetem Zinkerz und Kohlenpulver, zwei andere mit Kokes. In dem einen Ofen geschieht dann die Reduction des Erzes durch Gas, welches behufs Erhitzung zuvor durch einen von zwei abwechselnd zu benutzenden Regeneratoren getrieben wird, während inzwischen vom anderen Ofen die aus dem Reductionsofen entweichenden Gase regenerirt, d.h. mit Kohlenstoff wieder gesättigt werden. – Der hierfür vorgeschlagene Ofen ist ebenso wenig einfach, als der früher (1883 249 * 32) für gleichen Zweck angegebene. Th. R. Jordan in London (* D. R. P. Nr. 32112 vom 3. Februar 1884) beschreibt eine Anordnung zur Gewinnung von Gold und Silber aus den trockenen Erzen. Die im Brecher A (Fig. 8 und 9 Taf. 19) gröblich zerkleinerten Erze werden durch den Trichter a in die Pulverisirmaschine P übergeführt, in welcher sie trocken zu äuſserst feinem Pulver zerstoſsen – nicht zerrieben – werden sollen. Das Erzpulver wird mittels eines durch die Maschine P selbst erzeugten Luftstromes durch das Rohr B nach der Sammelkammer C geblasen. Das Rohr B ist mit einer zweckentsprechenden Vorrichtung zum Reguliren der Höhe versehen, bis zu welcher der Erzstaub behufs Sortirens nach der verschiedenen Dicke seiner Theilchen geblasen werden soll. Aus. der Kammer C führen Speisevorrichtungen D das Erzpulver in die Amalgamatoren E. Die hier an der Oberfläche des Quecksilbers sich anhäufenden leichten und tauben Theile werden mittels eines durch das Gebläse F erzeugten Luftstromes vom Quecksilber ab und nach den Concentratoren G geblasen, aus welchen sie in einer Grube H gesammelt und dann mittels eines Becherwerkes J in die Quecksilberabscheider K geschafft werden. Zum Auffangen des Flugstaubes bringen E. Schlösser und A. Ernst in Hannover an die Abzugskanäle Kühlvorrichtungen an. Wie Fig. 6 und 10 Taf. 19 zeigen, besteht der Apparat aus einem Systeme abgestumpfter Hohlkegel e innerhalb des Rauchkanales, in deren Doppelwandung abgekühlte Chlormagnesiumlauge flieſst. Unterbrochen wird der Apparat durch Condensationskammern, welche am zweckmäſsigsten aus 3 bis 4mm starkem Eisenbleche hergestellt und mit I-Eisen versteift sind. Innerhalb einer jeden Kammer ist eine ebenfalls von kalten Flüssigkeiten durchflossene Rohrleitung n angebracht. Statt der doppelwandigen Hohlkegel werden auch mehrfach in einander gewundene Spiralrohre a (vgl. Fig. 10) in dem kegelförmig hergestellten Räume in Anwendung gebracht; dieselben bieten gegenüber den Hohlkegeln den Vortheil, daſs nicht, wie bei diesen, durch das Ablagern des Flugstaubes der untere Theil der Fläche in seiner abkühlenden Wirkung verloren geht. Unterhalb der Hohlkegel und Rohrleitungen sind vertiefte Räume angelegt, in welche sich der Flugstaub unbehindert lagern und, sobald diese gefüllt, leicht entfernt werden kann. Die erwärmte Salzlösung der Kältemischung gelangt in eine Abdampfpfanne, um nach erfolgter Concentration und Abkühlung die wiedergewonnenen Krystalle von Neuem verwerthen zu können. Erhitzt wird die Pfanne durch eine kleine Feuerungsanlage, welche sich vor der Esse befindet und unter Umständen dazu dient, den nicht genügenden Zug, welcher durch die Abkühlung der Gase eine Beschränkung erleidet, wieder beleben zu können. Statt der Kältemischung ist die Abkühlung der Rohre und Höhlkegel auf einfachere und billigere Weise durch kaltes Wasser zu erreichen, insofern solches in ausreichender Menge zur Verfügung steht. In diesem Falle muſs der Durchmesser der Röhren etwas gröſser sein als bei einer Kältemischung und für die Aufstellung mehrerer Kühlapparate hinter einander gesorgt werden. Diese Vorrichtung soll auch dazu dienen, den Ruſs von Feuerungsanlagen niederzuschlagen.