Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Fortsetzung des Berichtes Bd. 273 S. 413.) Mit Abbildungen auf Tafel 13. Neuerungen im Metallhüttenwesen. Aluminium. L. Grabau in Hannover benutzt, wie bereits früher mitgetheilt wurde (1889 272 392), bei der Darstellung von Aluminium durch Reduction von Fluoraluminium mittels Alkalimetalls gekühlte Gefäſse. Zugleich wählt er die Mengenverhältnisse des Fluoraluminiums und des Alkalimetalles derart, daſs nach der Reaction das leichtflüssige Salz (Al2Fl6, 6NaFl) vorhanden ist. Diese Mengenverhältnisse ergeben sich aus folgender Gleichung: 2Al2Fl6 + 6Na = 2Al + Al2Fl6, 6NaFl. Nach Feststellung dieses Mischungsverhältnisses wird das Fluoraluminium auf etwa 600° C. vorgewärmt, bei welcher Temperatur es noch pulverförmig bleibt, aber bei Berührung mit dem vorher geschmolzenen Alkalimetalle, auf welches es dann geschüttet wird, sich sofort zu Aluminium und Alummiumalkalifluorid umsetzt (vgl. Curt Netto's Verfahren 1889 272 394). Bei Ausführung des Verfahrens muſs das Reductionsgefäſs gekühlt werden, um das bei der Reduction entstehende Al2Fl6, 6NaFl an der Innenwand des Gefäſses zum Erstarren zu bringen, zwecks Bildung eines festen Futters, welches die Gefäſswandungen vor der Berührung mit der Schmelze und dem geschmolzenen Metalle schützt und welches Futter weder von der Schmelze noch von dem Aluminium zerstört werden soll. In Fig. 1 und 2 sind die für die Erzeugung von Aluminium construirten Einrichtungen dargestellt. Ofen A mit Feuerungsanlage B und Schornstein C dient zum Erhitzen der mit Chamotte umkleideten eisernen Gefäſse D und E. Gefäſs D dient zum Erhitzen des Fluoraluminiums und ist unten mit dem Schieber s verschlossen. Gefäſs E dient zum Schmelzen des Natriums und kann durch den Hahn h entleert werden. F ist das gekühlte Reductionsgefäſs mit Rohrleitungen r und r1 zum Ein- und Austritte der Kühlflüssigkeit. G ist das Gefäſs, in welches die Schmelze gegossen wird; dasselbe erhält ebenfalls durch die Rohrleitungen r und r1 die Kühlung. Durch Heizung auf dem Roste B werden die Retorten D und E auf Dunkelrothglut gebracht. Darauf wird D mit so viel Fluoraluminium gefüllt, wie es einer Beschickung entspricht. Nachdem das Fluoraluminium auf Dunkelrothglut erwärmt ist, was man an dem anfangenden Entweichen weiſser Dämpfe erkennt, wird die entsprechende Menge Alkalimetall in das Gefäſs E gebracht. Dasselbe schmilzt sehr rasch, wird dann sofort, nachdem es geschmolzen ist, durch Oeffnen des Hahnes h in das Reductionsgefäſs F abgelassen. Wenn alles Alkalimetall abgelassen ist, wird Schieber s geöffnet, sämmtliches Fluoraluminium fällt dann mit einem Male auf das Alkalimetall und die Reaction beginnt. Da das Fluoraluminium nicht geschmolzen, sondern pulverförmig das Alkalimetall bedeckt, so bleibt letzteres bis zum Schlusse der Reaction bedeckt, was bezüglich der Ausbeute von groſsem Werthe ist. Durch die Reaction entsteht eine sehr hohe Hitze, und da die Mengenverhältnisse zwischen Alkalimetall und Fluoraluminium so gewählt worden sind, daſs nach der Reaction Kryolith entsteht, welcher bei Rothglut schon schmelzbar ist, so wird der ganze Inhalt dünnflüssig, erstarrt an den gekühlten Wandungen zu einer fingerdicken, die Wärme schlecht leitenden Kruste, welche weder von dem flüssigen Kryolith noch von dem Aluminium angegriffen werden kann, und ermöglicht wegen der Dünnflüssigkeit des Inhaltes das Ansammeln des Aluminiums zu einem Regulus ohne Anwendung von Fluſsmitteln. Nach erfolgter Reaction, die bei dem oben angegebenen Mischungsverhältnisse nur wenige Secunden dauert, und nachdem man das Reductionsgefäſs etwas hin und her geschüttelt hat zum raschen Absetzen des Aluminiums, wird das Gefäſs gekippt und in das gekühlte Gefäſs G (Fig. 2) entleert. Uie in dem Gefäſse F gebildete Kryolithkruste k bleibt sitzen und der Apparat ist wieder für eine neue Beschickung benutzbar. Die in dem Gefäſse G erstarrte Schmelze läſst sich leicht von dem ebenfalls erstarrten Aluminiumregulus, z.B. durch einige Hammerschläge, trennen. Der Patentschutz des vorbeschriebenen, durch D. R. P. Nr. 47031 vom 15. November 1887 geschützten Verfahrens bezieht sich nur auf eine Combination und lautet: „Darstellung von Aluminium aus Fluoraluminium mittels Alkalimetalles ohne Anwendung eines Fluſsmittels durch gleichzeitige Benutzung folgender drei Operationen: a) Anwendung solcher Mengen Fluoraluminiums und Alkalimetalles, daſs der Vorgang etwa nach folgender Gleichung stattfinden kann: 2 (Al2Fl6) + 6R = 2Al + Al2Fl6, 6RFl, wenn R das Alkalimetall bedeutet; b) Vorwärmung des Fluoraluminiums ohne Fluſsmittel bis zu einer solchen Temperatur (etwa 600 bis 700°), bei welcher es noch pulverförmig bleibt, aber bei der Berührung mit dem Alkalimetalle sich sofort mit letzterem zu Aluminium und Aluminiumalkalifluorid umsetzt, und e) Anwendung von Gefäſsen mit gekühlten Wandungen (Fig. 1 und 2), in welchem das geschmolzene Alkalimetall ohne Gegenwart von Fluſsmitteln behufs Ausführung der Reaction mit dem pulverförmigen vorgewärmten Aluminiumfluorid überschüttet wird, damit das hierbei entstehende, bei der Reactionstemperatur feuerflüssige Aluminiumalkalifluorid ganz oder theilweise an den Gefäſswandungen erkaltet und sich an denselben als eine schützende Kruste ansetzt, so daſs die Gefäſse ein unangreifbares Futter erhalten.“ Durch das Zusatzpatent Nr. 49311 vom 12. September 1888 wurde das Verfahren noch dahin abgeändert, daſs statt der Gefäſse mit gekühlten Wandungen auch kalte oder ungeheizte Gefäſse benutzt werden können. Ein anderes Verfahren von Grabau zur Gewinnung von Aluminium, welches jedoch zu dem vorstehend beschriebenen Verfahren in innigster Beziehung steht, betrifft die Verarbeitung von schwefelsaurer Thonerde auf Aluminium, wobei dieselbe jedoch zuerst in Fluoraluminium umgewandelt wird. Der Erfinder will einen Kreisprozeſs anwenden, bei welchem theoretisch nur Aluminiumsulfat und Natrium und nur zu Beginn des Verfahrens natürlicher Kryolith nothwendig ist, da der bei der Aluminiumreduction gewonnene künstliche Kryolith mit Aluminiumsulfat in Natriumsulfat und Fluoraluminium und letzteres wieder mit Natrium in Aluminium und künstlichen Kryolith umgewandelt wird. Ein solcher Kreisprozeſs läſst sich durch folgende Gleichungen veranschaulichen:                  1) Al2Fl6, 6NaFl + Al2(SO4)3 = 2Al2Fl6 + 3Na2SO4; 2) 2Al2Fl6 + 6Na = 2Al + Al2Fl6, 6NaFl. Der Erfinder ist sich aber wohl bewuſst, daſs einerseits nicht die theoretische Menge von Fluoraluminium nach Gleichung 1), andererseits nicht die theoretische Menge von Kryolith nach Gleichung 2) gewonnen wird. Er verfährt daher folgendermaſsen: Eine Lösung von schwefelsaurer Thonerde wird in der Wärme mit gepulvertem Fluſsspath behandelt. Hierdurch wird der gröſsere Theil der an der Thonerde gebundenen Schwefelsäure unter gleichzeitiger Gypsbildung durch Fluor ersetzt. Gyps und unzersetzter Fluſsspath bleiben als ungelöster Rückstand, während eine eigenthümliche chemische Verbindung von schwefelsaurer Thonerde und Fluoraluminium, ein Fluorsulfat, in Lösung geht. Der Prozeſs kann nach folgender Gleichung verlaufen: 3) Al2(SO4)3 + 2CaFl2 = Al2Fl4SO4 + 2CaSO4. Die erhaltene Lösung wird eingedickt und mit so viel Fluoralkali bezieh. Kryolith gemischt, daſs das Fluoralkali derselben der im Fluorsulfate enthaltenen Schwefelsäure äquivalent ist. Das Gemenge wird getrocknet und zwecks Bildung von Fluoraluminium geglüht, das Product ausgelaugt und der Rückstand getrocknet. Dieser Vorgang wird durch folgende Gleichung veranschaulicht: 4) 3Al2Fl4SO4 + Al2Fl6, 6NaFl = 4Al2Fl6 + 3Na2SO4. Das bei diesem Prozesse erhaltene Fluoraluminium wird erhitzt und mit etwa der Hälfte des zur theoretisch vollständigen Reduction nothwendigen Alkalimetalles, des Natriums, reducirt, wobei neben metallischem Aluminium eine aus Fluoraluminiumfluoralkali bestehende Schmelze (Gleichung 2) erzeugt wird. Der hierbei entstehende künstliche Kryolith findet für den Prozeſs nach Gleichung 4) wieder Verwendung, so daſs also ein Ringprozeſs entsteht, durch welchen es ermöglicht wird, in dem Verfahren, ausgenommen bei der Inbetriebsetzung, nur selbst gewonnenen Kryolith, und als Fluormaterial das billigste Material, den Fluſsspath, auſser dem zur Reduction nothwendigen Alkalimetalle zu verwenden. Ein anderes Verfahren zur Gewinnung von Aluminium aus den Doppelfluoriden desselben mit Barium, Strontium, Calcium, Magnesium und Zink ist dem Alexander Feldmann in Linden vor Hannover unter Nr. 49915, gültig vom 24. Juli 1887, in Deutschland patentirt worden. Das Verfahren bezweckt, bei der Benutzung des Fluorids sämmtliches Aluminium aus der Schmelze abzuscheiden, was jedoch bei Anwendung von Fluoraluminiumfluoralkali unter Zusatz von Chloralkalien nicht möglich sein soll, da der Rest des Aluminiums in Folge der groſsen Affinität des Fluoraluminiums zu den Alkalifluoriden gebunden bleibt. Eine vollständige Trennung des Aluminiums von dessen Fluorid soll sich jedoch erzielen lassen, wenn man die Verbindung des letzteren mit den Fluoriden der alkalischen Erden oder mit Fluorzink zu dem Verfahren anwendet und dabei der Schmelze Erdalkalichloride (am besten Strontiumchlorid) zusetzt, welche dazu dienen, unter Abgabe von Chlor das vom Aluminium abgeschiedene Fluor aufzunehmen, sowie die Schmelze leichtflüssiger zu machen. Die besagten Doppelfluoride gewähren auſser dem obigen noch den Vortheil, daſs sie sich durch Chloraluminium oder durch schwefelsaure Thonerde regeneriren lassen. Als Beispiel kann die elektrolytische Behandlung der Doppel Verbindung Aluminiumstrontiumfluorid dienen. Wird diese unter Zusatz von Strontiumchlorid im Ueberschusse geschmolzen und der Einwirkung des elektrischen Stromes ausgesetzt, so scheidet sich nach Ansicht des Erfinders Aluminium vollständig aus; ein entsprechender Theil des Chlores (welches in geeigneter Weise abgeführt werden muſs) entweicht, und es verbleiben als Rückstand Strontiumfluorid und Strontiumchlorid. Dieser Vorgang erfolgt nach der Gleichung: (Al2F6 + 2SrF2) + 3SrCl2 + xSrCl2 = 2Al + 6Cl + (5SrF2 + xSrCl2). Nach Entfernung des ausgeschiedenen Aluminiums wird die rückständige Masse behufs deren Regeneration mit einer wässerigen Lösung von Aluminiumchlorid im Verhältnisse von 1 Aeq. desselben zu 5 Aeq. Strontiumfluorid versetzt, gekocht und eingedampft und dadurch die ursprüngliche Schmelze wieder hergestellt, wie sich aus folgender Gleichung ergibt: 5SrF2 + xSrCl2 + Al2Cl6 = Al2F6 + 2SrF2 + 3SrCl2 + xSrCl2. In gleicher Weise wie das Aluminiumstrontiumfluorid verhalten sich bezüglich der elektrolytischen Behandlung und der Regeneration die Doppelfluoride des Aluminiums mit Barium, Calcium und Magnesium, nicht aber das Aluminiumzinkfluorid. Aus sämmtlichen genannten Doppelfluoriden, einschlieſslich des letzteren, kann aber auch durch geeignete Metalle das Aluminium gewonnen werden; doch ist bei Anwendung von Alkalimetallen ein solches Quantum (3 Aeq.) eines Erdalkalichlorides, am besten Chlorstrontium, zuzusetzen, daſs die Bildung von Fluoraluminiumfluoralkali ausgeschlossen ist. Zur Zersetzung der Fluoride von Aluminiumstrontium, Aluminiummagnesium, Aluminiumbarium und Aluminiumcalcium eignen sich sämmtliche Alkalimetalle, während durch Magnesium und Zink das Aluminium sich nur aus Aluminiummagnesiumfluorid und Aluminiumzinkfluorid abscheiden läſst. Bei der Regeneration der unter Anwendung von Alkalimetall entfallenen Rückstände muſs das in diesen enthaltene Alkalichlorid vorher ausgewaschen werden. Die Regeneration erfolgt dann analog dem beim Aluminiumstrontiumfluorid angegebenen Beispiele, und wird dann jedesmal durch Anwendung von wässerigem Aluminiumchlorid das ursprünglich angewendete Doppelsalz zurückgebildet. Die bei der Reduction mittels Magnesiums und Zinks sich ergebenden Rückstände, welche Magnesiumfluorid bezieh. Zinkfluorid enthalten, werden nach dem Auswaschen des Erdalkalichlorides (Chlorstrontium) mit 1 Aeq. einer wässerigen Lösung von schwefelsaurer Thonerde gekocht und eingedampft. Darauf wird das gebildete Magnesium- oder Zinksulfat sorgg ausgewaschen und dem so erzielten Rückstande wieder Erdalkalichlorid (Chlorstrontium) zugesetzt. Die Patentansprüche lauten: „1) Das Verfahren zur Darstellung von Aluminium, bestehend in der elektrolytischen Zersetzung der geschmolzenen Verbindungen von Aluminiumfluorid mit den Fluoriden von Barium, Strontium, Calcium und Magnesium, oder in der chemischen Zersetzung der Verbindungen des Aluminiumfluorids mit den Fluoriden von Barium, Strontium, Calcium, Magnesium und Zink durch geeignete Metalle, in beiden Fällen unter Hinzufügung eines Erdalkalichlorides zur geschmolzenen Masse. 2) Die Regeneration der bei dem in Anspruch 1) charakterisirten Verfahren entstehenden Rückstände durch Behandlung mit Aluminiumchlorid oder Aluminiumsulfat, geeignetenfalls nach Auswaschen des in den Rückständen enthaltenen löslichen Salzes.“ Louis Reuleaux in Liege macht den Vorschlag, diejenigen Materialien, welche durch die galvanische Wärme zu schmelzen oder durch Elektrolyse zu zersetzen sind, vor ihrer Ankunft in dem elektrischen Schmelzherde auf eine möglichst hohe Temperatur zu bringen. Zu diesem Zwecke wird ein Ofen mit drei Schächten FF1 F2 (Fig. 3) verwendet. In den Mittelschacht bringt man Koks oder Holzkohle, während die seitlichen Schächte mit Erzen und Fluſsmitteln beschickt werden. Der Mittelschacht F ist mit Düsen T und die seitwärts befindlichen Schächte F1 und F2 sind mit Knallgasdüsen C versehen. Diese Düsen sind genügend von den Elektroden E und ihrem Wirkungskreise entfernt angeordnet, damit der Wind u.s.w., welchen sie einführen, die Wirkung der Elektroden nicht beeinträchtigt. Durch die Düsen T wird atmosphärische Luft und durch die Knallgasdüsen C Steinkohlengas oder Wasserstoffgas oder ein flüssiger Brennstoff eingeblasen. Die durch die Düse T eingeblasene atmosphärische Luft verbrennt einen Theil des Koks oder der Holzkohle, welche sich im Mittelschachte befindet, und erhitzt auf diese Weise den anderen Theil der Kohle oder des Koks. Das durch die Düsen C eingeblasene Gas heizt die zu zersetzenden Materialien (Erze und Fluſsmittel), welche sich in den seitwärts gelegenen Schächten befinden. Nach unten zu vereinigen sich die drei Schächte zu einem einzigen und schlieſsen sich an einen der schon bekannten elektrischen Reductionsherde an. So wie die Materialien in dem Schmelzherde reducirt werden und die Erzeugnisse aus demselben in die freie Luft flieſsen, werden dieselben in dem Schmelzherde durch neue Materialien ersetzt, welche, anstatt wie gegenwärtig kalt, stark erhitzt in denselben kommen. Da der durch einen Brennstoff erzeugte Wärmeertrag viel weniger kostspielig ist als derselbe, welcher durch Elektricität erzeugt wird, so werden dadurch die Selbstkosten der erzeugten Metalle wesentlich billiger. Für die Erhaltung der Wände des Ofens und besonders derjenigen des Mittelschachtes kühlt man dieselben ab, wenn es nöthig ist, sei es durch eine Bewässerung oder durch in den Wänden angebrachte Röhren, in welchen man flieſsendes Wasser zum Umlaufe bringt. (D. R. P. Nr. 49207 vom 27. Januar 1889.) Während nach den bisher bekannt gewordenen Verfahren zur Gewinnung von Aluminium und dessen Legirungen eine feuerflüssige Schmelze oder eine wässerige Lösung als Elektrolyt verwendet worden ist, will Gérard-Lescuyer in Courbevoie nach dem D. R. P. Nr. 48040 vom 6. Januar 1889 den Elektrolyten gänzlich umgehen. Er bildet aus den Rohmaterialien und Kohle Stangen oder Barren und verwendet dieselben als Elektroden bei der Erzeugung des Volta-Bogens. Diese Elektroden sind in einem dicht geschlossenen Raume angebracht, welcher über einem Flammofen so angeordnet ist, daſs das aus dem Barren freiwerdende Metall in den letzteren tropfen kann, um dort raffinirt zu werden. Die beispielsweise zur Darstellung der Aluminiumbronze zu benutzenden Stoffe sind metallisches Kupfer, Thonerde und Kohle. Dieselben werden fein gepulvert und mit einem passenden Bindemittel, wie Theer, Zuckersyrup u. dgl. innig zu einer homogenen Masse zusammengemischt. Aus dieser Mischung werden mittels hydraulischer Pressen Stäbe, Stangen oder Barren hergestellt. Der zur Ausführung des Verfahrens dienende Ofen setzt sich zusammen aus dem mittels Deckels B (Fig. 4) dicht abgeschlossenen elektrischen Ofen A, dessen Sohle durch den etwas conischen Kanal F mit dem Flammofen I communicirt, um das freiwerdende Metall in letzteren abtropfen zu lassen, ein seitlicher Kanal G führt das in A sich erzeugende Kohlenoxydgas nach dem Flammofen, in welchem es mit der durch K aus dem Wärmeregenerator zugeführten heiſsen Luft zusammentrifft. Die Barren C werden unter Führung in L1 vom Schlitten L getragen, die mittels der durch Schnecke und Rad O N angetriebenen Schrauben M gegen den Ofen A vorgeschoben werden können, in welchem die Barren mit ihren vorderen Enden durch die mit Asbestdichtung versehenen Oeffnungen D eindringen. Die Vorgänge im Ofen A können mittels der Schaulinse E beobachtet werden. Sobald sich durch Anwendung einer kräftigen Dynamo zwischen den Elektroden der Flammen bogen bildet, wird angeblich die Thonerde in Folge der ungeheuren Wärmeentwickelung durch die Kohle reducirt. Das freigewordene Aluminium verbindet sich mit dem Kupfer und die entstandene Aluminiumbronze fällt in Tropfen nach der Sohle und durch F in den Flammofen. Das in Folge der Reduction sich bildende Kohlenoxydgas tritt nach dem Flammofen durch den Kanal G, an dessen Ausmündung es sich durch Zusammentreffen mit der durch K aus dem Wärmeregenerator zuströmenden heiſsen Luft entzündet. Die Zahl der Elektroden C richtet sich nach dem Raume und der Stärke des Stromes. Eine Arbeitsöffnung H gestattet, die auf der Sohle des Flammofens sich ansammelnde Metallmasse zur Trennung von der Schlacke mit Kalk oder anderen Fluſsmitteln zu versetzen. Die Legirung wird von Zeit zu Zeit durch einen Abstich entleert. Das gleiche Resultat soll sich auch erreichen lassen, wenn man unter jedem Elektrodenpaare zum Auffangen des Metalles einen Tiegel anordnet. Um an Aluminium reiche Bronzen darzustellen, nimmt man zur Bereitung der Barrenmasse die bei einer vorhergehenden Operation erhaltene Legirung in Gestalt von Pulver. Die Reduction hat immerhin eine gewisse Aehnlichkeit mit dem Cowles'schen Verfahren, nach welchem bekanntlich zunächst Thonerde in Mischung mit Kohle durch den elektrischen Strom derart geschmolzen wird, wie William Siemens seiner Zeit Stahl im Flammenbogen zur Verflüssigung brachte. Die Abscheidung des Aluminiums erfolgt dann wahrscheinlich durch einen chemischen Prozeſs, nämlich durch Reduction der Thonerde mittels Kohle, indem die fehlende Wärme durch den Strom geliefert wird. Aus diesem Grunde ist es auch nicht nothwendig, daſs die Abscheidung des Aluminiums gemäſs dem Faraday'schen Gesetze erfolgt, da ein eigentlich elektrolytisches Verfahren wahrscheinlich nicht vorliegt. Die Menge des Aluminiums kann unter Umständen sogar weit gröſser sein, als wenn ein elektrolytisches Verfahren vorläge. Fast ganz übereinstimmend mit dem in der Patentschrift Nr. 48040 beschriebenen Verfahren ist dasjenige des Dr. O. Knöfler in Berlin und des Dr. H. Ledderboge in Oranienburg, welches ebenfalls unter Patentschutz gestellt ist (D. R. P. Nr. 49329 vom 6. Februar 1889). Der Patentanspruch des letzteren Patentes lautet: „Die Reduction von Aluminium und Magnesium aus den Oxyden durch Erhitzung eines in Stabform gebrachten Gemisches der Oxyde mit Kohle, welches nach Art der Kohlen in Bogenlichtlampen in einen elektrischen Stromkreis eingeschaltet wird, während die Einwirkung der sich bildenden Kohlenoxyde auf das reducirte Metall durch einen Strom eines indifferenten Gases oder durch einen luftleeren Raum verhindert wird“. Die Vorschläge von Henderson und Lontin zur Aluminiumgewinnung stimmen darin überein, daſs beide statt der theueren Halogenverbindungen das billige Oxyd des Aluminiums bei der Elektrolyse verwenden wollen. Henderson (Englisches Patent Nr. 7426 vom Jahre 1887) wendet eine geschmolzene Mischung von Thonerde und Kryolith an; Lontin (Französisches Patent Nr. 158182 vom 23. Oktober 1883) schmilzt behufs Gewinnung der Erdmetalle die Oxyde derselben mit Soda, Potasche, Borax, Cyankalium oder irgend einem anderen Fluſsmittel zusammen. Er kann also beispielsweise für Aluminiumgewinnung eine Schmelze aus Thonerde und Fluſsspath der Elektrolyse unterwerfen, da Fluſsspath offenbar eines der gewöhnlichsten Fluſsmittel ist. Mobery, Tone und Keep haben den ausgezeichneten Einfluſs des Aluminiums auf Eisen in zahlreichen Versuchen festgestellt, bei welchen sie Ferroaluminium von der Cowles-Compagnie benutzten (Bulletin de la société d'encouragement, 1889 S. 277, vgl. auch Mitisguſs in D. p. J. 1888 267 391 und 1889 272 398). Prof. Tetmeyer in Zürich hat im Auftrage der Aluminium-Industrie-Actiengesellschaft in Neuhausen eine groſse Reihe von Versuchen angestellt über Festigkeit und Dehnbarkeit von Aluminiumbronze und Aluminiummessing, welches aus den Werken zu Neuhausen stammte. Die Resultate dieser Untersuchungen finden sich in folgender Tabelle zusammengestellt: Aluminiumbronze Aluminiummessing Aluminium-gehaltin Procenten Zugfestigkeitfür 1 qmm Dehnungin Procenten Aluminium-gehaltin Procenten Zugfestigkeitfür 1 qmm Dehnungin Procenten    11,5   80k    ½    4,5   69k      6,5 11 68   1 3 60      7,5 10 64 11    2,5 52 20      9,5 62 19 2 48 30   9    57,5 32    1,5 45 39      8,5 50    52,5 1 40 50      5,5 44 64 Aus dieser Tabelle geht hervor, daſs ein Aluminiummessing von 2,5 Proc. Aluminium eine gröſsere Festigkeit besitzt als Fluſsstahl; die Festigkeit des Guſsstahles für Geschützrohre fällt erst mit dem Aluminiummessing von 2,8 Proc. Aluminiumgehalt zusammen. Aluminiumbronze mit beispielsweise 9,8 Proc. Aluminium übertrifft an Festigkeit um etwa 14 Proc. den Guſsstahl für Geschützrohre. Hinsichtlich des Netto'schen Verfahrens der Aluminiumgewinnung (1889 272 394) ist zu bemerken, daſs sich in England die Aliance Aluminium Comp. gebildet hat, um dasselbe auszubeuten, sowie das Verfahren von Webster von der Crown Metall Comp. und dasjenige von Castner von der Birmingham Aluminium Comp. ausgeübt wird. Das Héroult'sche Verfahren der Erzeugung von Bronze (Englisches Patent Nr. 16853 vom Jahre 1887) wird, wie verlautet, in der Schweiz ausgeführt. Ein elektrolytisches Verfahren von Minet wurde auf der jüngsten Pariser Ausstellung demonstrirt. Minet benutzt Fluoraluminiumfluornatrium als Elektrolyt und regenerirt die Schmelze durch Bauxit, welches sich mit dem ausgeschiedenen Fluor sofort zum Fluorid der Thonerde verbinden soll. Um 100 Pfund Aluminium zu erzeugen sind 150 Pfund Aluminiumfluorid oder 200 Pfund Al2O3 erforderlich. Zudem setzt man zu dem Bade 100 Pfund NaCl, um sein Niveau constant zu halten. Theoretisch würden 84,4 Gew.-Th. Aluminiumfluorid zur Gewinnung von 27,4 Th. Aluminium aufgewendet werden müssen. Daſs weniger gebraucht wird, beruht auf dem Zusätze von Bauxit während der Elektrolyse. Das Elektrolysirgefäſs wird aus Guſseisen, die Elektroden werden bei der Darstellung von reinem Aluminium aus comprimirter Kohle hergestellt; soll Aluminiumbronze erzeugt werden, so ist die Kathode aus Kupfer gemacht, wohingegen sie aus Eisen besteht, wenn Ferroaluminium erzeugt werden soll. Der Niederschlag fällt in einen Graphitkübel. Um das guſseiserne Gefäſs vor Fluor zu schützen, schaltet Minet dasselbe in den Nebenschluſs zu der Kathode, und zwar durch einen Widerstand, welcher nur 10 Proc. des Stromes durchläſst. Das Aluminium setzt sich dann theilweise auch an den Gefäſswänden ab und verhütet den weiteren Contact desselben mit dem Fluor, was sehr wesentlich ist, wenn auch etwas Aluminium verloren geht. Ein Eisenbad halt ungefähr 13 Tage; in 12 Stunden kann man einen sogen. Ingot erzeugen. Aus einem Bade von 13 Cubikfuſs Inhalt kann man bei 1000 Ampère 8¾ Pfund reines Metall erhalten, während die Production von unreinem Metall bis zu 13 Pfund beträgt. Das vorstehend beschriebene Verfahren ist bereits seit November 1888 bei Bernard Frères in Creil in Ausübung und werden dort täglich 33 bis 44 Pfund Aluminium erzeugt. Der Verkaufspreis beträgt gegenwärtig 40 Schilling das Pfund. Aluminium mit 4 bis 5 Proc. Eisen und 5 Proc. anderer Verunreinigungen kostet 20 Schilling. Ingots von 2,2 bis 220 Pfund, nach vorstehend beschriebenem Verfahren dargestellt, waren auf der Pariser Ausstellung zu sehen (vgl. auch Moniteur industriel, 1889 S. 396). Otto Vogel bringt in der Oesterreichischen Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1889 S. 394 bis 397, S. 408 bis 410 und S. 417 und 418, „Bemerkungen zur Aluminiumfrage“. In diesem Aufsatze, welcher im Wesentlichen die historische Entwickelung der Aluminiumfabrikation beleuchtet, sind unter anderen auch die nachstehenden Mittheilungen enthalten. Korund wird in gröſseren Massen in den Ausläufern des Alleghanigebirges in Nord-Georgien gewonnen, welches Vorkommen im J. 1869 bereits von W. P. Thomson entdeckt wurde. Seit dieser Zeit wurde daselbst Korund in Serpentin an etwa 30 Stellen gefunden. Der Verkaufspreis beträgt gegenwärtig 10 Dollar die Tonne (vgl. auch Journal of Ute Society of Chemical Industrie 1886, April). Für Bauxit, nächst dem Korund und dem Kryolith das wichtigste Aluminiummaterial, werden neben den verschiedenen alpinen Vorkommen noch folgende Fundorte erwähnt: Departements Var und Bouches du Rhône, l'Hérault und l'Ariège in Frankreich, ferner Irish Hill Straid und Glenravel in Irland, Hadamar und Mühlbach in Hessen, ferner Klein-Steinheim, Langsdorf und endlich ein Vorkommen in Französisch-Guiana. Der Werth des Bauxits läſst sich nicht nach dem bloſsen Augenscheine beurtheilen, da beispielsweise ein Bauxit, der 62,10 Proc. Al2O3, 6,11 Proc. Fe2O3, 5,06 Proc. SiO2 und 28,83 Proc. H2O enthielt, ein dunkleres und unreineres Aussehen hatte als ein Stück von Wochein, welches nur 29,8 Proc. Al2O3 enthielt. In der nachstehenden Tabelle über Bauxit-Analysen sind nur die Hauptbestandtheile angegeben. In geringen Mengen finden sich fast durchgehends noch CaO, MgO, SO3, P2O5, TiO2, Va2O3, Alkalien und Spuren von Mangan. Bauxit-Analysen: Thonerde Eisenoxyd Kieselsäure Glühverlust Wochein in Krain (gebrannt) 82,48   5,60   9,75 –        „ 63,16 23,55   4,15   8,34        „ 72,87 13,49   4,25   8,50        „ 29,80   3,67 44,76 13,86 Feistritz 64,25   2,40   6,29 25,74       „ 64,60   2,00   7,50 24,70       „ 54,10 10,40 12,00 21,90       „ 44,40 30,30 15,00   9,70 Pitten (N.-Oest.) 53,00 24,20   7,50 13,10     „           „ 44,10 37,20   4,70 12,00 Wöllersdorf (N.-Oest.) 49,90 29,58   7,40 12,43 Galizien 76,89   4,11   8,11   7,08 Mühlbach (Hessen) 32,46 38,04   6,68 19,90        „             „ 45,77 18,97   6,41 27,61        „             „ 55,61   7,17   4,41 32,33        „             „ 57,62   4,24   7,00 26,99 Klein-Steinheim 56,02   6,19 10,97 26,42 Gieſsen 60,10 14,70   3,00 24,00 Wetterau 51,86 15,14   5,10 27,90 Vogelsberg 42,60   2,90 29,20 25,00 Langsdorf 50,85 14,36   5,14 28,38        „ 49,02 12,90 10,27 25,91 Baux 75,00 12,00   1,00 12,00    „ 60,00 25,00   3,00 12,00 Irland 52,94   2,58   4,82 30,94    „ 48,12   2,36   7,95 40,33    „ 43,44   2,11 15,05 35,70    „ 61,89   1,96   6,01 27,82    „ 73,00   4,26   2,15 18,66 Aus der nachstehenden Tabelle ist zu entnehmen, daſs hinsichtlich der Reinheit des Handelsaluminiums noch viel zu wünschen übrig bleibt. Während die älteren Erzeugnisse noch 10 bis 15 Proc. Verunreinigungen ausweisen, sollen bei Curt Netto und L. Grabau die Verunreinigungen (Fe, Si, Cu, Zn, Pb, Na) auf 1 bis 1,5 Proc. hinabsinken. Aluminium-Analysen: Al Si Fe Cu Pb Na Untersucher:   88,350 2,87 2,40 6,38 – – Salrêtat.   88,500 2,50 2,50 6,50 – –      „   92,000 0,45 7,55 – – –      „   92,500 0,70 6,80 – – – Dumas.   92,969   2,149   4,882 – – Spur Salvêtat.   94,700 3,70 1,60 – – – Kraut.   96,160 0,47 3,37 – – – Dumas.   96,253   0,454   3,293 – – Spur Mallet.   96,890   1,270   1,840 Spur – –      „   97,200 0,25 2,40 – Spur Spur Sauerwein.   97,400 1,00 1,30 0,10 0,20 – Hampe. 97,41 0,65 1,94 – – – Richards. 97,57 0,56 1,87 – – –      „   97,600 0,40 1,40 0,40 0,20 – Hampe.   97,680 0,12 2,20 – – – Kraut. 97,75 0,55 1,70 – – – Richards.   98,000 0,45 1,55 – – – Mallet.   98,290 0,04 1,67 – – – Kraut. Rammelsberg (vgl. auch D. p. J. 1869 191 58) kommt wie Deville zu dem Schlusse, daſs sich das Silicium im Aluminium im Allgemeinen so verhält, wie der Kohlenstoff im Roheisen, d.h. daſs ein Theil chemisch gebunden, ein anderer Theil mechanisch beigemengt sei. Dumas hat durch Untersuchungen nachgewiesen (Scient. Amer. Suppl. 7. August 1880), daſs bei dem Erhitzen des Aluminiums im luftverdünnten Raume bedeutende Mengen von Gas (CO2, H, CO, N, O) entweichen. Nach F. Fischer ist elektrolytisch hergestelltes Aluminium noch nicht im Handel, weil anscheinend die elektrolytische Herstellung dieses Metalles wegen praktischer Schwierigkeiten überhaupt nicht vortheilhaft ist. Thatsächlich sind die, welche sich anhaltend und eingehend mit dieser Frage beschäftigt haben, zum Natriumverfahren zurückgekehrt, nur daſs statt des Chloraluminiums jetzt Fluoraluminium vorgezogen wird (Zeitschrift für angewandte Chemie, 1. August 1888). Nach A. Watt ist die elektrolytische Herstellung von Aluminium überhaupt ausgeschlossen. Wie er in der London Electrical Rev., Juli 1887, mittheilt, versuchte er saure und alkalische Lösungen, Cyanverbindungen u. dgl., sowie auch geschmolzene Salze zu zerlegen, doch ohne jeden Erfolg. Zu ähnlichen Resultaten gelangten auch die Herren C. Winkler und Sprague. Bezüglich der Cowles'schen Aluminiumdarstellungsmethode stellt F. Fischer folgende Berechnung an (Zeitschrift des Vereins deutscher Ingenieure, 1889 S. 14). Die Zersetzung    Al2O3 + 3C = Al2 + 3CO (– 391600 + 85000= – 305800) erfordert für 1k Aluminium nur 305800 : 55 = 5560 W.-E., während von der Maschine 635 × 50 = 31750 W.-E. geliefert werden müssen. Der elektrische Kraftaufwand für 1k Aluminium soll 50 Stunden-Pferd betragen. Werden diese 50 Stunden-Pferd durch eine Dampfmaschine geliefert, so sind mindestens 75k Kohlen, entsprechend etwa 560000 W.E., erforderlich. Wir hätten somit nur 1 Proc. der theoretischen Leistung, und eben diese verhältniſsmäſsig geringe Leistung des elektrischen Stromes macht es erklärlich, daſs man neuerdings wieder eifriger die Herstellung des Aluminiums auf chemischem Wege versucht. In ähnlicher Weise berechnet Fischer, daſs die Angabe, die Neuhauser Hütte sei im Stande, täglich 300k Aluminium zu liefern, ziemlich übertrieben ist, da ein Strom von 100 Ampère in der Secunde nur 10mg Aluminium liefern kann, somit 12000 Ampère in der Minute 72g, d.h. in 24 Stunden 100k. Thatsächlich dürfte die Ausbeute aber wohl noch etwas geringer sein (Zeitschrift für angewandte Chemie, 1889 135). Nach Dr. Kosmann (Stahl u. Eisen, 1889 S. 19) sollen in Hemelingen bei Bremen 1000k Aluminium und mehr in wenigen Wochen geliefert werden können. Das Werk arbeitet nicht mehr nach dem Patent Grätzel, sondern nach einem Verfahren des Direktors Saarburger. R. Fallt und A. Schaag in Berlin stellen Aluminiumlegirungen durch galvanischen Niederschlag her (D. R. P. Nr. 48078 vom 22. August 1888). Sie benutzen ein alkalisches Bad, welches organische, nichtflüchtige Säuren (Weinsäure, Citronensäure) enthält. Dieses wird durch metallisches Aluminium äuſserst concentrirt gemacht; alsdann wird das betreffende Legirungsmetall (Kupfer, Gold, Silber, Zinn, Zink) entweder durch den elektrischen Strom oder direkt als Cyanverbindung dem Bade einverleibt, und schlieſslich wird das so beschriebene Bad durch den Zusatz eines Alkalinitrats oder Phosphats leitungsfähiger gemacht. Auf 100l Lösung wird 1k des Nitrates oder Phosphates angewendet. Die Anode, dasjenige Metall enthaltend, welches neben dem Aluminium in den galvanischen Niederschlag eingehen soll, wird von dem Bade durch eine poröse Scheidewand oder Zelle getrennt. Richard Falke in Berlin empfiehlt für den galvanischen Niederschlag von aluminiumhaltigem Zink in oder ohne Verbindung mit Zinn die folgenden Bäder: 1) Eine erhitzte Lösung von Aluminiumchlorid wird unter beständiger Erneuerung des verdampfenden Wassers mit metallischem Zink gesättigt, welcher Lösung man auch noch Zinkchlorid zusetzen kann. Hiernach kann man auch auf 1k Aluminiumchlorid etwa 50g Zinnchlorid zu der soeben erhaltenen Flüssigkeit zusetzen und die Lösung noch etwa eine halbe Stunde im Sieden erhalten. Nach dem Erkalten können diese Lösungen dann benutzt werden. 2) Eine erhitzte Lösung von Aluminiumchlorid wird wie oben, aber mit metallischem Zinn anstatt Zink gesättigt. Hiernach wird derselben auf 1k Aluminiumchlorid 1k Zinkchlorid hinzugesetzt, und nach einhalbstündigem Aufkochen und darauffolgendem Erkalten ist dieselbe gebrauchsfertig. 3) Eine erhitzte Lösung von Aluminiumchlorid wird mit metallischem Magnesium oder Aluminium gesättigt. Hiernach wird derselben auf 1k Aluminiumchlorid 1k Zinkchlorid zugesetzt, und sobald letzteres gelöst ist, werden auf 1k Aluminiumchlorid noch etwa 50g Zinnchlorid hinzugefügt. Nach etwa einhalbstündigem Aufkochen und darauffolgendem Erkalten kann die Lösung benutzt werden. Für diese soeben beschriebenen Bäder verwendet man zweckmäſsig eine Anode aus Zink oder eine aus 1 Theil Zink und 2 Theilen Zinn. 4) Zur Erzeugung eines galvanischen Niederschlages von aluminiumhaltigem Zink kann man sich auch einer in erhitztem Zustande mit metallischem Magnesium gesättigten Aluminiumsulfatlösung bedienen. Zu einer solchen setzt man alsdann auf 1k Aluminiumsulfat 1k Zinkchlorid zu und benutzt sie unter Anwendung einer Zinkanode für den galvanischen Niederschlag nach etwa einhalbstündigem Aufkochen und darauf folgendem Erkalten. Der hiermit erzeugte Niederschlag besteht wegen seines Gehaltes an Aluminium aus hartem, bronzeähnlichem Kupfer oder aus hartem, politurfähigem Zinn oder zähem, weiſsem Nickel (D. R. P. Nr. 47457, vom 4. Dezember 1887). Kupfer und Edelmetalle. Bekanntlich wendet die Firma Siemens und Halske in Berlin bei der elektrolytischen Gewinnung von Kupfer und Zink nach dem Patente Nr. 42243 (D. p. J. 1888, 269; 364) eine Lösung von Kupfersulfat und Ferrosulfat als Elektrolyt an. Derselbe durchläuft zuerst alle Kathodenzellen hinter einander, wobei der Strom einen groſsen Theil des Kupfersulfats zerlegt und das Kupfer an den Kathodenblechen niedergeschlagen wird. Hierauf durchläuft der Elektrolyt alle Anodenabtheilungen nach einander, wobei durch die Wirkung des Stromes das Eisenoxydul in Eisenoxyd verwandelt wird. Nunmehr tritt die elektrolytische Flüssigkeit in Auslaugebassins, in welchen sie aus geschwefelten Kupfererzen Kupfer aufnimmt und das Eisenoxyd sich wieder zu Oxydul reducirt. In dem Zusatzpatent Nr. 48959 vom 3. Januar 1889 werden Einrichtungen zur Lösung des Kupfers angegeben. Auch die Zersetzungszellen erhalten eine eigenartige Einrichtung. Zum Lösen des Kupfers dienen lange Rinnen aus Holz oder anderem passenden Materiale. Dieselben sind der ganzen Länge nach mit gegen einander rotirenden Flügelwalzen versehen. Fig. 5 zeigt eine Lösungszelle im Querschnitt, während die Fig. 6 einen Grundriſs des ganzen Rinnensystems darstellt. Die hölzernen Wände T sind mit Bleiblech auſserhalb umkleidet. Die mit Schaufeln S versehenen Walzen A drehen sich gegen einander mittels gekreuzter wasserfester Schnüre. Ein kupfernes Heizrohr D durchläuft sämmtliche Abtheilungen der Rinne und ermöglicht die Temperatur auf einer gewissen Höhe zu halten. In Fig. 7, 8 und 9 ist eine Zersetzungszelle dargestellt. Ein flaches, aus Holz mit äuſseren Bleiblechbezügen oder aus anderem passenden Materiale hergestelltes Gefäſs G ist mit einem falschen, durchlöcherten Boden L versehen, auf welchem die Anode K sich ausbreitet. Dieselbe kann aus passend gelagerten und leitend verbundenen Platten aus Retortenkohle bestehen oder aus durchlöcherten Bleiplatten, welche mit Retortenkohle in kleineren Stücken bedeckt sind, oder endlich aus einer stark gewellten Bleiplatte mit Löchern zum Abfluſs der Flüssigkeit. Ueber die so gebildete und mit isolirten Zuleitungen versehene wagerechte Anode wird eine Filterschicht R angeordnet, welche den Zweck hat, Strömungen der die Anode berührenden und bedeckenden Flüssigkeit zu verhindern. Dieses Filter kann aus Filz oder einem anderen organischen oder unorganischen Stoff bestehen. Als Kathoden dienen die Mantelflächen von Cylindern a1, a2... a4, welche von dem Elektrolyten ganz bedeckt sind und durch wasserfeste Schnüre continuirlich langsam gedreht werden. Diese Walzen können aus einem Holzkern bestehen, der mit Wachs, Kitt oder dergleichen überzogen und dann mit einem leitenden Ueberzug bekleidet ist, welch letzterem der Strom durch die kupfernen Walzenzapfen in passender Weise zugeführt wird. Die regenerirte elektrolytische Flüssigkeit, aus Kupfer- und Ferrosulfatlösung bestehend, wird in continuirlichem, vielfach verzweigtem Strome der die Walzen bedeckenden Flüssigkeit zugeführt. Die Drehung der Walzen bewirkt die fortlaufende Mischung der Gesammtflüssigkeit bis zu dem die Anode bedeckenden Filter. Da durch das Rohr U aus dem Raum unter dem doppelten Boden immer ebenso viel Flüssigkeit ab-, wie bei C oben zuflieſst, so findet ein stetiger langsamer Strom des Elektrolyten durch das Filter zur Anode hin statt. An diese wird das Eisenoxydul des Ferrosulfats durch den frei werdenden Sauerstoff zu Oxyd weiter oxydirt, wobei die oxydirten Theile des erhöhten specifischen Gewichts wegen zu Boden fallen und zunächst fortgefürt werden, so daſs bei richtiger Regulirung des Zuflusses, der Stromstärke und des Gehalts der Lösung an Kupfer und Eisen das Resultat des Prozesses darin besteht, daſs der Elektrolyt im oberen Theil der Zelle etwa ⅔ seines Kupfergehalts verliert, während in der Anodenabtheilung das ganze Ferro- in Ferrisulfat umgewandelt wird. Dieses letztere wird continuirlich, wie es abflieſst, wieder dem Rinnenrührapparat unter Zufügung des nöthigen Erzpulvers zugeführt und durchwandert den Apparat von Neuem. Da es nothwendig ist, einen reinen Elektrolyten anzuwenden, so dürfte bei der Trennung desselben von den ausgelaugten Erzen eine Centrifuge zweckmäſsige Dienste leisten. Wenigstens steht zu erwarten, daſs durch Centrifugiren bessere Resultate im Grossbetriebe eintreten werden als durch Filtriren. In Betreff der Bestimmung des Kupfergehaltes manganhaltiger Geschicke mittels Natriumsulfids wird auf die Aeuſserung von Dr. Stahl in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1889 S. 341 verwiesen. Auf der Hamburger Gewerbeausstellung 1889 waren nach A. Bock (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1889 Nr. 26) das Kupferhüttenwerk von Ertel, Bieber und Co. und die Norddeutsche Affinerie vertreten. Die Ausstellung der ersteren Firma, welche lediglich Kiesabbrände verarbeitet, bestand aus rohem Kies (Pyrit), Kiesabbränden, Kupferlauge und Cementkupfer, durch Eisen gefällt. Auch war Roheisen ausgestellt, welches den ausgelaugten Kiesabbränden entstammte, jedoch nicht in Hamburg erzeugt war. Die Norddeutsche Affinerie hatte eine prächtige Ausstellung ihrer Producte und Rohmaterialien veranstaltet. Die Rohmaterialien der Elektrolyse waren Kupferregulus, Rohkupfer in etwa 100k schweren Barren, gegossene Anoden, Reste derselben und ein Glashafen, gefüllt mit silber- und goldhaltigem Schlamm, der durch den Strom freigeworden war. Hierauf folgten die Kathoden als chemisch reines Kupfer in verschiedenen Formen und den Zwecken angepaſst. Rectanguläre Kathoden dienen in der Regel zur Blechfabrikation, deren Dimensionen 90, 70, 69cm Länge und resp. 73, 24 und 11cm Breite mit einer Durchschnittsdicke von 2cm betragen. Als Umschmelzmaterial werden 11cm breite Kathoden hergestellt, an deren Längsseiten in regelmäſsigen Abständen correspondirende Einschnitte vorgesehen sind, damit die Stücke leichter abgetrennt werden können, um sie in den Tiegel einzusetzen. Für die Drahtfabrikation ist die runde Form gewählt, deren Blöcke wahrscheinlich aus ökonomischen Gründen auch meist gegossen werden, sie sind ca. 96cm lang mit 7cm im Durchmesser; eine Collection Blech und Draht verschiedener Stärke von der Firma Felten und Guillaume in Mühlheim a. d. R. gewalzt und gezogen, lieferte den Beweis, dass der Zusammenhang der Atome auch des Kathoden-Materials dem gegossenen Kupfer nichts nachgibt, und befanden sich darunter 2 Rollen solchen Drahtes von 0mm,4 Dicke, deren 89km,4 Länge 1k Kupfer entspricht. Ganz besonders interessant waren 2 Schaugläser mit Kupferkrystallen von schön entwickelten und groſsen Exemplaren, sowie eine Kathode mit unebener Oberfläche in Folge abnormer Krystallbildung. Von anderen unedlen Metallen sahen wir noch chemisch reine Zinktafeln und Barren, sowie Zinn; letztere beiden Metalle werden aber wohl dem Groſsbetrieb noch nicht angehören und vorläufig nur wissenschaftlichen Werth haben. Das Zink ist Nebenproduct von der Verarbeitung der Silbererze. Auf die elektrolytische Abtheilung folgten die Producte des gewöhnlichen Hüttenprozesses: Werkblei, Handelsblei, Antimonialblei in Barren, rothe Handelsglätte in ganz feinen und gröberen Schuppen, antimonsaures Bleioxyd (Abstrich) und Stückglätte. Vitriole waren in denkbar reinsten Exemplaren von seltener Krystallgröſse und noch an den Bleiruthen festsitzend, systematisch aufgehängt; es waren dies Nickel-, Kupfer-, Eisen- und Salzburger Vitriol in je 2 und 4 Exemplaren, dann noch eine Composition Einzelkrystalle hervorragender Gröſse. Wegen der allzuleichten Verwitterung muſsten diese Vitriole öfter ausgewechselt werden. Nebenproducte der Elektrolyse waren: ein Barren Rohgold, eine Gold-Kathode und ein geschmolzener Goldbarren 1000/1000 fein. Die Kathoden hatten eine mehr höckerige Oberfläche in Folge unregelmäſsiger kleiner Auswüchse, dagegen war das Gold im geschmolzenen Zustande schön spiegelnd. Eine eigenthümliche Erscheinung zeigt jedoch das hochfeine Gold noch, wenn es in Barren gegossen möglichst schnell gekühlt worden ist, indem sich mehr oder weniger groſse Lamellen gebildet haben, deren Begrenzung schwach trümmerartig zerrissen ist; dagegen bei gröſseren Barren, die einer langsameren Erstarrung unterliegen., concentriren sich diese Lamellen in der Längsbasis und bilden eine zerrissene tiefe Rinne, die sich nach den Enden allmählich verliert. An Präparaten gab es noch Platinschwamm, Platinsalmiak, Bleisuperoxyd, Chlorpalladium, sämmtlich Nebenproducte der Goldelektrolyse. Das Silber war in Barren verschiedener Grösse vertreten, theils aus der Elektrolyse, theils auf gewöhnlichem Wege dargestellt, ebenso auch ein Schauglas mit Kathodensilber, das bekanntlich wie Zinn nicht fest, sondern schuppig sich abscheidet. Die jährliche Durchsetzmenge an Rohmaterial, sowie die Gesammtproduction an Handelswaare ist durch Würfelsysteme veranschaulicht worden. Für das Rohschmelzen in Schachtöfen zeigte ein aus Glasscheiben zusammengestellter Würfel an seinen Flächen je 12 Felder von gleichmäſsiger Länge, die je nach der Quantität und dem Gewichte der einzelnen Beschickungsmaterialien ein mehr oder weniger ungleichmäſsiges Volumen hatten. Durch sinnreiche Abwechselung der Farbenauswahl war eine scharfe Begrenzung erreicht und somit sehr übersichtlich gemacht worden. Dieser Würfel maſs etwa 11cm und entsprach 1/120000 des jährlich zu verarbeitenden Quantums. Das Gesammtgewicht der hieraus gewonnenen Edelmetalle ergib sich aus einem Würfelsystem, das das Verhältniſs des der Scheidung unterworfenen Silbers und Goldes veranschaulicht, und zwar ein 4½cm Silberwürfel etwa 954g schwer und ein 1cm Goldwürfel 19g,26 schwer. Diese Gewichte mit 120000 multiplicirt, ergeben die jährliche Productionsmenge an Edelmetall von etwa 11348k Silber und 2311k Gold. Ein drittes System gehörte der Elektrolyse an und bestand aus einem 14cm messenden Kupferwürfel, etwa 24k schwer, einem 2cm Silberwürfel von etwa 83g,76 und einem 5mm Goldwürfel, etwa 2g,432 schwer. Dieses System veranschaulicht das Durchschnittsverhältniſs von Kupfer, Silber und Gold, wie diese Metalle durch elektrochemische Behandlung des Rohkupfers gewonnen werden, und entspricht 1/70000 der jährlichen Production, demnach dem Gesammtgewichte von etwa: 1701000k Kupfer   5863k Silber   170k Gold Dazu aus ge-wöhnl. Betrieb – „ 11348k „ 2311k „ ––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––– Tot.-Product. 1701000k Kupfer 17211k Silber 2481k Gold ausschlieſslich des Bleies, der Glätte und der Vitriole, für deren Nachweis keine Zahlen vorliegen. Unter Nr. 48029 ist dem Walther Feld und Dr. Georg v. Knorre in Charlottenburg ein Zusatzpatent (gültig vom 23. Oktober 1888) zu Nr. 47201, betreffend ein Verfahren zur Darstellung von Siliciumkupfer (D. p. J. 1889 272 445) ertheilt worden. Das für die Chlorabgabe benutzte Kupferchlorid oder Kochsalz soll nunmehr durch äquivalente Mengen von Chlorkalium, Chlorcalcium und Chlormagnesium oder durch Fluſsspath behufs Abgabe von freiem Fluor ersetzt werden. Zur Extraction von Gold aus Erzen wendet Hannay in Cove Castle, Schottland (D. R. P. Nr. 49321 vom 13. April 1889) Apparate an, welche aus einem Chlorirungsgefäſs, einer Anzahl Circulationspumpen, einer Filterpresse und einer Chlorgaspumpe bestehen und mit den zugehörigen Verbindungsröhren, Hähnen und Ventilen versehen sind. Hierbei ist A das Chlorirungsgefäſs (Fig. 10), welches durch das Mannloch A1 mit dem gepulverten Erz beschickt wird, das – entweder auſserhalb oder innerhalb dieses Gefäſses, – mit Wasser oder theilweise mit einer aus früheren Operationen erhaltenen Flüssigkeit gemischt wird, bis dasselbe in einen durch eine Pumpe beförderbaren Brei oder Schlamm gebracht ist. Das Gefäſs A steht durch ein von dem Boden desselben abgehendes Rohr B und durch ein von dem oberen Theile desselben abgehendes Rohr C mit dem gemeinsamen Saugkasten d einer Anzahl Circulationspumpen D in Verbindung, wobei jedes der Rohre B bezieh. C mit einem Absperrhahn oder Ventil b bezieh. c versehen ist. Auſserdem steht das Rohr B durch einen Hahn oder ein Ventil b1 mit der Austrittsleitung aus den Pumpen D in Verbindung, welch letztere Leitung durch eine einen Absperrhahn oder ein Absperrventil e besitzende Leitung E mit einer Filterpresse F in Verbindung steht. Vermittelst eines Rohres G kann das Chlorgas, welches auf irgend eine der bekannten Weisen erzeugt oder aus einem Behälter mit flüssigem Chlor entwickelt wird, entweder durch Oeffnen eines Hahnes oder Ventils g direkt in das Gefäſs A nach Hindurchströmen eines in den oberen Theil des letzteren ausmündenden, heberartig nach oben gebogenen Rohrstückes G1 gelangen oder durch Schlieſsen des Hahnes oder Ventils g das nach unten heberartig gebogene Rohrstück G2 durchströmen und in den Ventilkasten H einer mit Wasser gefüllten Pumpe P einströmen. Diese Pumpe P arbeitet nach dem Prinzip der sogen. nassen Compressionspumpen, so daſs der Plungerkolben derselben bei seiner Bewegung nach aufwärts und abwärts das in dem Pumpencylinder und in dem mit dem letzteren in Verbindung stehenden, nach aufwärts gebogenen Rohre P1 befindliche Wasser verschiebt, wobei das Chlorgas durch das Rohr G2 angesaugt und unter einem gewissen Drucke durch das heberartige Rohr G1 in das Gefäſs A eingepreſst wird. Diese Pumpe P kann auch als Luftcompressionspumpe gebraucht werden, indem man die Zuleitung des Chlors durch Absperren des Hahnes oder Ventils g1 unterbricht und durch Oeffnen des Hahnes oder Ventils g2 die atmosphärische Luft dem Saugkasten der Pumpe P zuströmen läſst. Der Betrieb des Apparates geschieht in folgender Weise: Nachdem das Gefäſs A mit dem beinahe flüssigen Erzschlamme beschickt und das Mannloch A1 dicht geschlossen worden ist, werden die verschiedenen Hähne oder Ventile eingestellt, also cb1 g1 geöffnet und begg2 geschlossen und die Pumpen D und P in Bewegung gesetzt. Hierbei wird das Chlorgas in den Erzschlamm eingepreſst, welch letzterer in steter Circulation von dem oberen Theile des Gefäſses A durch das Rohr C zu den Pumpen D und von hier durch das Rohr B zu dem Boden des Gefäſses A erhalten wird. Ist das Metall durch das Chlorgas vollständig oder beinahe vollständig gelöst, was durch Abziehen und Untersuchen einer Probe aus einer der Röhren B oder C constatirt werden kann, so wird die Stellung der Hähne oder Ventile entsprechend verändert, also cb1 gg1 und g2 geschlossen bezieh. geschlossen belassen und b und e geöffnet. Hierbei wird von der Pumpe D der Erzschlamm aus dem Gefäſs A von dem Boden desselben aus abgesaugt und in die Filterpresse F eingedrückt, während, wenn der Hahn oder das Ventil g2 noch geöffnet und auch die Pumpe P noch in Bewegung gesetzt wird, Luft durch die Pumpe P in den oberen Theil des Gefäſses A eingepreſst und dadurch das Entfernen des Inhalts des Gefäſses A noch befördert werden kann. Zuweilen erscheint es wünschenswerth, die Circulation des Schlammes auch noch aufrecht zu erhalten, währenddem ein Theil dieses Schlammes in die Filterpresse übergeführt wird. Um dieses zu ermöglichen, kann man einige Verbindungsrohre C1 C2 zwischen dem Rohr C und dem Gefäſs A in verschiedenen Niveauhöhen des letzteren anbringen, wobei diese Verbindungsrohre C1 C2 gleichfalls mit Absperrhähnen oder -Ventilen zu versehen sind. Wird nur einer der letzteren geöffnet, während die Hähne oder Ventile b1 und e nur theilweise geöffnet, b geschlossen und c geöffnet ist, so wird die Circulation des Schlammes weiter vor sich gehen, während ein Theil des Inhalts des Gefäſses A in die Filterpresse F übergeführt wird. Die durch die Filterpresse F abgepreſste Flüssigkeit, welche das Gold in Lösung enthält, wird dann in irgend einer bekannten Weise für die Elimination des Goldes behandelt, wobei dann die erschöpfte Flüssigkeit (eventuell auch die aus der Filterpresse ablaufende Flüssigkeit selber vor der weiteren Behandlung derselben) ganz oder theilweie für die Herstellung des Erzschlammes für die nachfolgende Operation benutzt wird (vgl. Hannay's Verfahren D. p. J., 1888 269 368). Die Cassel Gold Extracting Company in Glasgow schlägt vor (D. R. P. Nr. 47358 vom 21. December 1887), Gold und Silber aus Erzen, Lechen, Schlacken u.s.w. in der Weise zu gewinnen, dass die pulverisirten gold- und silberhaltigen Stoffe mit einer Lösung von Cyankalium, Cyannatrium etc. behandelt werden, um das Edelmetall als Cyanid in Lösung zu bringen. Die praktische Ausführung des Verfahrens wird in folgender Weise bewirkt: Das Gold oder Silber enthaltende Erz etc, wird in Pulverform in einen Behälter gebracht und mit der Lösung eines Cyanids gut untermischt. Der Behälter ist mit einem Material bekleidet, welches durch die Cyanidlösung nicht wesentlich angegriffen wird: zu diesem Zwecke eignen sich Behälter, die entweder aus Holz, Eisen, Glas, Thonwaaren etc. gefertigt oder damit innen bekleidet sind. Das Verfahren wird durch lebhaftes Umrühren der Mischung beschleunigt. Die Lösung läſst man so lange auf das pulverisirte Erz etc. einwirken, bis das ganze oder nahezu ganze Gold und Silber aufgelöst ist. Darauf wird die Lösung abgelassen und das Gold und Silber aus der Cyanidlösung durch irgend eines der bekannten Verfahren gewonnen. So gewinnt man z.B. das edle Gold und Silber aus der Cyanidlösung, indem man dieselbe durch Zink in körniger Form seiht. Zu diesem Zwecke empfiehlt sich besonders Zink in Form von Feilspänen oder feinen Schnitzeln. Nach Gewinnung der Edelmetalle kann die Lösung zur Wiedergewinnung des Cyanalkalis weiter behandelt werden. Unter gewissen Umständen soll es sich empfehlen, die Einwirkung der Lösung auf das pulverisirte Erz etc. unter Druck und bei höherer Temperatur vorzunehmen, in welchem Falle ein geschlossener Behälter in Anwendung kommt. Aehnliche Vorschläge wurden bereits von Reynier und Thiollier gemacht (vgl. die nordamerikanischen (U. St. A.) Patente Nr. 246201 und 272391). (Fortsetzung folgt.)