Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Schluss des Berichtes S. 14 d. Bd.) Mit Abbildungen. Neuerungen im Metallhüttenwesen. L. C. Janse aus Chemnitz bringt in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1893 S. 77 bis 79, 113 bis 114, 163 bis 164, 198 bis 199 und 235 bis 237, ausführliche Mittheilungen über mexikanische Silbergruben und Silbergewinnung, die er während einer mehrmonatlichen Reise in den Hauptminendistricten Mexikos sammelte, auf welche hiermit hingewiesen sei. Ueber die Extraction silberhaltiger Aufbereitungsabgänge mittels des Russelprocesses auf der Salagrube in Schweden berichtet J. Asbeck in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1894 S. 13 u. ff. Die Erze, welche daselbst verarbeitet werden (silberhaltiger Bleiglanz), ergaben beim Verwaschen Abgänge mit durchschnittlich 1,4 Proc. Blei und 0,018 Proc. Silber. Diese Abgänge werden einem Extractionsprocess unterworfen und dabei noch etwa 30 bis 40 Proc. Silber gewonnen. Dieselben werden zu diesem Ende ohne vorheriges Rösten in Laugebottichen, wie sie in Fig. 7 im Schnitt dargestellt sind, mit unterschwefligsaurem Natrium, dem etwas Kupfersulfat zugesetzt worden ist, ausgelaugt. Der aus Fichtenholz bestehende Behälter besitzt einen Einsatz, welcher aus dem durchlochten Boden b, der Kokosmatte c und der über dieser gespannten Leinwand d besteht, a ist der Sammelraum für die durchsickernde Lauge, e ein Ablaufrohr, f ein Injector, um die Lauge durch das Rohr g in den Laugebottich zurückzugeben, k die Dampfleitung für den Injector. Textabbildung Bd. 293, S. 37Fig. 7.Extractionsapparat für den Russelprocess. Jeder Bottich wird mit 3,3 bis 3,4 t der vorgenannten silberhaltigen Abgänge beschickt, und alsdann durch die Rinne l das nöthige Quantum an Lösungsflüssigkeit eingelassen. Die Lauge enthält im Liter etwa 15 g unterschwefligsaures Natrium und 3 g Kupfervitriol. Dieser Zusatz an Kupfersulfat bezweckt die Bildung eines Doppelsalzes, wodurch die Lösungsfähigkeit für das Silber ganz bedeutend gesteigert wird, so dass eine vorherige chlorirende Röstung der Abgänge, wie sie besonders in Nordamerika gebräuchlich ist, wo gewöhnlich nur mit unterschwefligsaurem Natrium ausgelaugt wird, überflüssig ist: (4Na2S2O3 + 3Cu2S2O3) + 3Ag2S = 3Cu2S + 6NaAgS2O3 + Na2S2O3. Da die Abgänge viel kohlensauren Kalk enthalten, so muss die hierdurch alkalisch werdende Lauge von Zeit zu Zeit durch einen geringen Schwefelsäurezusatz wieder regenerirt werden. Nachdem die Lauge einige Zeit auf die Abgänge lösend eingewirkt hat, zieht man sie durch das Abflussrohr e ab und hebt sie, nachdem der Auslauf i durch einen Holzpfropfen geschlossen worden ist, mit Hilfe des Dampfinjectors f durch das Steigrohr g von Neuem in den Laugebottich. Dieses Circuliren der Lauge hat den Zweck, einerseits das Auflösen des in den Abgängen enthaltenen Silbers zu befördern, andererseits aber die Lauge durch den Dampfinjector auf 35 bis 45° C. zu erwärmen, wodurch die Auflösung noch mehr beschleunigt wird. Nach einer 4stündigen Behandlung mit der Lauge ist aus den Abgängen alles Silber, was überhaupt durch dieselbe gelöst werden kann, aufgelöst. Die Lauge wird nunmehr durch Herausnehmen des Holzpfropfens in die Rinne h abgelassen, wobei wiederum der Dampfinjector f in Thätigkeit tritt, um behufs geringeren Auswaschens die silberhaltige Lauge möglichst vollständig abzusaugen. Das Auswaschen geschieht mit warmem Wasser, welches später bei der Ergänzung der Lauge weiter benutzt wird. Schliesslich wird das abgehende Waschwasser mehrfach mit einem Tropfen Jodkaliumlösung auf seinen Silbergehalt geprüft, wobei etwa ausgefälltes gelbliches Jodsilber anzeigt, ob die Auswaschung genügend weit vorgeschritten ist. Auch während des Auslaugens selbst werden derartige Proben genommen, um zu sehen, ob der Lösungsprocess den gewünschten Verlauf nimmt. Die abfliessende silberhaltige Lauge wird durch die Rinne h zunächst einem gemeinschaftlichen Sammelbottich zugeführt und von hier mittels Pulsometer in die Fällbottiche gehoben. Nach dem vollständigen Auswaschen der entsilberten Abgänge werden diese mit Schaufeln in einen auf einem an den Bottichen entlang laufenden Gleise stehenden Kippwagen gebracht und auf die Halden geschafft. Die Fällbottiche sind über den Laugebehältern aufgestellt, haben 2,5 m Höhe und 1,9 m Durchmesser. Dieselben besitzen an der Seite zwei mit Hähnen versehene Rohre, von denen das obere zum Ablassen der entsilberten Lauge, das untere zum Entfernen der niedergeschlagenen Schwefelmetalle dient. In jeden Bottich wird nun eine bestimmte Menge der silberhaltigen Lauge einfliessen gelassen und zwar so viel, dass in dem Bottich noch 25 cm Rand bleibt. Dann wird unter beständigem Umrühren eine concentrirte Lösung von Schwefelnatrium zugesetzt und zwar so viel, dass eine aus dem Bottich genommene Probe bei Zusatz von Schwefelnatrium eben noch eine schwärzliche Fällung verursacht. Man vermeidet einen Ueberschuss an Schwefelnatrium, um dieses nicht bei der späteren nochmaligen Verwendung der entsilberten und entkupferten regenerirten Lauge in der Lauge zu haben. Die Lauge wird mit Bleipapier auf einen etwaigen Ueberschuss an Schwefelnatrium geprüft, und falls ein solcher vorhanden ist, noch eine entsprechende Menge neuer silberhaltiger Lauge zugesetzt. Es ist nicht nöthig, die Fällung der Metalle vollständig zu machen, weil nämlich das Silber stets zuerst niedergeschlagen wird, so dass selbst, wenn man nicht genügend Schwefelnatrium zugesetzt hat, doch alles in der Lauge enthaltene Silber als Schwefelsilber ausgefällt wird. Die Schwefelmetalle lässt man absetzen, wozu in der Regel 3 bis 4 Stunden erforderlich sind. Dann wird zunächst durch Oeffnen des oberen Seitenrohres die klare entsilberte Lauge abgelassen und in einen Sammelbehälter geleitet, wo sie, wie weiter unten beschrieben, regenerirt wird. Schliesslich wird auch der untere Hahn geöffnet und die gefällten Schwefelmetalle (Cu, Ag, Fe u.s.w.) durch eine Rinne einem Sammelbassin und von da einer Filterpresse zugeführt, um hier vom grössten Theile der Lauge, welch letztere gleichzeitig mit der zuerst abgezogenen regenerirt wird, befreit zu werden. Das gewonnene Product, welches im getrockneten Zustande durchschnittlich an Schwefelsilber   9 Proc. „ Schwefelkupfer 40 „ „ Schwefelblei   4 „ „ Schwefelquecksilber   0,04 „ „ Schwefeleisen, Schwefel-    calcium und Magnesium   6 „ ––––––––––– Zusammen 59,04 Proc. enthält, wird entweder mit bleiischen Zuschlägen und etwas rohem Bleistein im Schachtofen niedergeschmolzen und das fallende, 2 bis 4 Proc. Silber enthaltende Werkblei abgerieben oder aber direct auf einem Treibherde in Armblei eingetränkt. Der beim Verschmelzen im Schachtofen fallende Kupferstein mit etwa 20 Proc. Kupfer, 15 Proc. Blei und 0,2 Proc. Silber wird verkauft. Schlacke mit 0,4 Proc. Blei und 0,0002 bis 0,0004 Proc. Silber geht zum Theil auf die Halde, zum Theil nochmals als Zusatz in den Schachtofen zurück. Die Regenerirung der von den Fällbottichen und der Filterpresse kommenden Lauge geschieht auf folgende Weise: Zunächst wird dieselbe mittels Jod-Jodkalium-Titer auf ihren Gehalt an unterschwefligsaurem Natrium geprüft, und dann die nöthige Menge an unterschwefligsaurem Natrium und Kupfersulfat zugesetzt. Die Auflösung dieser beiden Salze geht sehr schnell vor sich. Die regenerirte Lauge fliesst durch die Rinne l (Fig. 7) in die inzwischen mit frischen Abgängen gefüllten Laugebottiche zurück, wo sich die anfangs beschriebenen Processe von Neuem abspielen. Andrew French und William Stewart erreichen durch chlorirende Röstung unter Zusatz von Salpeter die Aufschliessung besonders schwieriger Gold-, Silber-, Kupfer-, Nickel- und Kobalterze. Erze mit 2½ bis 6 Proc. Kupfer und mit etwas Gold- und Silbergehalt werden zunächst durch einfaches Rösten von dem grössten Theil ihres Schwefels (bis auf 10 Proc.) befreit. Alsdann wird das Erz pulverisirt und mit 2 bis 3 Proc. Salpeterschmelze oder Natriumbisulfat, sowie mit 1 bis 2 Proc. Kochsalz gemischt. Dieses Gemisch wird dann etwa 1 Stunde bei beschränktem Luftzutritt auf Rothglut erhitzt, worauf dasselbe für das Auslaugen fertig ist. Der Salpeterzuschlag befördert die Röstung durch Verflüchtigung von Schwefel, Antimon, Arsen, Tellur, Zink u.s.w. und durch Bildung von für die Extraction oder Amalgamation geeigneten Verbindungen der Edelmetalle ganz wesentlich. Erze, welche wenig Kupfer, aber viel Gold und Silber enthalten, werden mit 1,5 bis 2 Proc. Salpeterschmelze und 1,5 bis 2,5 Proc. Kochsalz gemischt. Nickel- und Kobalterze benöthigen 10 bis 20 Proc. Zuschläge (D. R. P. Kl. 40 Nr. 64233 vom 15. October 1891). Dr. Ernst Bruno Mierisch in Managua (Centralamerika) behandelt Gold und Silber enthaltende Dürr- und geröstete Schwefel- und Arsenerze mit unterchlorig sauren und chlorsauren Alkalien im nascirenden Zustande, um den in den Erzen enthaltenen Schwefel und Arsen in lösliche Schwefel- und Arsensäureverbindungen der Alkalien umzuwandeln, welche letzteren dann, da sie die zum Auslaugen der so behandelten Erze benutzte concentrirte Kochsalzlauge stark verunreinigen würden, im weiteren Verlaufe des Processes durch eine entsprechende Menge Calciumhydrat ausgefällt werden. Bei der Ausführung dieses in mancher Beziehung beachtenswerthen Verfahrens wird folgendermaassen vorgegangen: Die Schwefel und Arsen enthaltenden Edelmetallerze werden in geeigneten Gefässen mit einer durch Berechnung zu findenden Menge Natronhydrat gemischt und dann so viel Kalkhydrat zugesetzt, als nöthig ist, um die im weiteren Verlaufe des Processes sich bildende Schwefel- und Arsensäure in Form unlöslicher Kalksalze abzuscheiden. Dann wird in die so beschickten Laugefässer Chlor eingeleitet, welches durch Elektrolyse einer heissen concentrirten Kochsalzlösung gleichzeitig mit Natronlauge erhalten wird; das Chlor verbindet sich mit dem Natron und dem Kalk zu Chloriden und unterchlorigsauren, sowie in geringer Menge auch zu chlorsauren Salzen: 4NaOH + 4Cl = 2NaCl + 2ClONa + 2H2O, 2Ca(OH)2 + 4Cl = CaCl2 + (ClO)2Ca + 2H2O, 6NaOH + 6Cl = 5NaCl + ClO2ONa + 3H2O, 6Ca(OH)2 + 12Cl = 5CaCl2 + (ClO3)2Ca + 6H2O. Diese Chlorsauerstoffverbindungen wirken oxydirend auf die oxydirbaren Substanzen der Erze ein, wobei diese Reactionen um so energischer vor sich gehen, als die Chlorsauerstoffsalze im nascirenden Zustande auf die Erze wirken. Hierbei wird aber im Gegensatz zur Oxydation mittels Chlorgas allein die Bildung von freien Säuren vollständig vermieden, sofern das Erz nicht freien Schwefel, entweder direct als solchen oder aber in Form unzersetzten Pyrites, enthält; dies ist aber bei nur einigermaassen gut gerösteten Erzschlichen wohl nur selten der Fall. Aber selbst bei Gegenwart freien Schwefels ist die Menge der sich bildenden Säuren bei weitem geringer als bei der Oxydation mit Chlor allein. Hiermit fällt nun ein grosser Uebelstand der jetzigen Chlorationsmethoden, nämlich die starke Verunreinigung der Lauge durch Bildung grosser Mengen von werthlosen Chloriden und die Lösung von sonst unlöslichen Substanzen, wie Gyps, Kieselsäure, arsensaure Salze u.s.w., fort. Enthält das Erz nur einer höheren Oxydation fähige Metalloxyde, so gehen bei der Oxydation mit chlorsauren Salzen überhaupt keine Chloride in Lösung, wie dies bei der Oxydation mit Chlor der Fall ist, sondern die Metalle bleiben als höhere Oxyde in unlöslicher Form im Erz zurück. Nur die Edelmetalle, welche immer in metallischer Form oder wie das Silber in Form von schwefelsaurem Salz vorhanden sind, gehen bei weiterer Einwirkung von Chlor in Lösung. Dieses ungemein interessante und wichtige gegensätzliche Verhalten der chlorsauren Alkalisalze gegen Schwefel, Arsen, Metalle und Metalloxyde ist in den nachfolgenden Gleichungen klargelegt: I. Chloration durch Chlorgas. 2S + 12Cl + 8H2O = 2H2SO4 + 12HCl 3As2O3 + 12Cl + 6H2O = 3As2O5 + 12HCl 4Fe + 12Cl = 4FeCl3 3Cu2O + 6Cl = 3CuCl2 + 3CuO 12FeS + 108Cl + 48H2O = 4Fe2(SO4)3 + 4FeCl3 + 96HCl 4FeS2 + 60Cl + 82H2O = 2Fe2(SO4)3 + 2H2SO4 + 60HCl II. Chloration durch unterchlorigsaures Alkali. 2S + 6ClONa + 2H2O = 2Na2SO4 + 2NaCl + 4HCl 3As2O3 + 3ClONa = 3As2O5 + 3NaCl 4Fe + 6ClONa = 2Fe2O3 + 6NaCl 3Cu2O + 3ClONa = 6CuO + 3NaCl 12FeS + 54ClONa = 12Na2SO4 + 8FeCl3 + 2Fe2O3 + 30NaCl 4FeS2 + 30ClONa + 2H2O = 8Na2SO4 + 4FeCl3 + 4HCl + 14NaCl III. Chloration durch chlorsaures Alkali. 2S + 2ClO2ONa + 2H2O = Na2SO4 + H2SO4 + 2HCl 3As2O3 + 2ClO2ONa = 3As2O5 + 2NaCl 4Fe + 2ClO2ONa = 2Fe2O3 + 2NaCl 3Cu2O + ClO2ONa = 6CuO + NaCl 12FeS + 18ClO2ONa = 9Na2SO4 + Fe2(SO4)3 + 6FeCl3 + 2Fe2O3 4FeS2 + 10ClO2ONa + 2H2O = 5Na2SO4 + Fe2(SO4)3 + 2FeCl3 + 4HCl Es geht hieraus hervor, dass bei Verwendung von unterchlorig- oder chlorsauren Alkalisalzen die erhaltene Lauge bedeutend reiner sein wird, als bei der Chloration mit Chlorgas. Nach beendeter Chloration geschieht die Auslaugung durch concentrirte Kochsalzlösung. Diese wird dann mit etwa 0,5 at Unterdruck abgesaugt, was dadurch geschieht, dass die Extractionsfässer mit einem Behälter verbunden werden, in welchem nur ½ at Spannung herrscht. Zwischen beide wird ein Kasten mit Natronlauge oder gelöschtem Kalk eingeschaltet zur Absorption des Chlors, welches bei ½ at Unterdruck ziemlich vollständig aus der Lauge entfernt wird. In dem Kasten bildet sich ein Gemisch von Chloriden und unterchlorigsauren Salzen, welche in den Process zurückkehren, indem sie an Stelle des Natron- bezieh. Kalkhydrates dem gerösteten Erze zugesetzt werden. Die Lauge fliesst durch ein Bleirohr ab, dessen absolute Höhe mehr als 5 m (= ½ at) beträgt. Somit ist ein Uebertreten von Lauge nach dem Saugapparat nicht möglich, vorausgesetzt, dass das Rohr stets unter Flüssigkeit mündet. Die von ihrem Gehalt an freiem Chlor fast vollständig befreite, die Edelmetalle, sowie geringe Mengen von Eisen, Kupfer, Quecksilber, Platin, Blei und Zink enthaltende Kochsalzlauge wird mit der von der Elektrolyse des Kochsalzes stammenden Lauge bis zur stark alkalischen Reaction versetzt. Hierbei scheiden sich Eisen, Kupfer und Quecksilber in Form von Oxydhydraten ab, ausserdem wird etwa noch vorhandene Arsensäure in Form von unlöslichen arsensauren Salzen der vorgenannten Metalle abgeschieden. Sollte die Menge derselben zur vollständigen Fällung der Arsensäure nicht genügen, so wird zu der Lauge etwas Chlorcalcium hinzugefügt. Da diese Niederschläge leicht etwas Gold und Silber mit niederreissen, dieselben wegen ihrer voluminösen Beschaffenheit auch das Filtriren sehr erschweren, so werden sie durch Absaugen oder durch eine Filterpresse genügend von der Flüssigkeit befreit und dann, unbekümmert ob sie noch Kochsalzlauge enthalten oder nicht, getrocknet und schwach geglüht, wobei, falls Quecksilber in erheblichen Mengen in ihnen enthalten ist, dieses durch Abdestilliren gewonnen werden kann. Die getrockneten Oxyde werden pulverisirt und zur Extraction nochmals zurückgegeben. Die alkalische Kochsalzlauge enthält Gold, Silber (wahrscheinlich als AgCl, da es sich beim Verdünnen der Lösung als solches abscheidet), Platin, Zink und nur Spuren von Blei, da letzteres als unlösliches Bleisulfat bei der Auslaugung zurückbleibt. Aus dieser alkalischen Kochsalzlösung werden die Edelmetalle Gold, Silber und Platin durch Zinkgranalien abgeschieden, während Zink in Lösung geht. Die zinkhaltige Kochsalzlösung wandert dann sofort zur Elektrolyse, wobei das Zink metallisch wiedergewonnen wird, während sich bei weiterer Einwirkung des elektrischen Stromes Chlor und Natronlauge bilden, die gleichfalls in den Process zurückgehen. Die durch das Zink abgeschiedenen Edelmetalle Gold, Silber und Platin werden nach irgend einem der bekannten Verfahren von einander getrennt (D. R. P. Kl. 40 Nr. 70373 vom 2. December 1892). Die Chlorirungsvorrichtung von Joseph William Sutton in Brisbane (Queensland) soll durch eine möglichst constante Circulation feinkörniger Edelmetallerze die Chloration derselben vervollkommnen und abkürzen. Textabbildung Bd. 293, S. 40Fig. 8.Chlorirungsvorrichtung von Sutton. In Fig. 8 ist der ganze Apparat im Schnitt dargestellt. A ist der Apparat zur Chlorerzeugung, welcher von beliebiger Construction sein kann. B ist der Vermischungsapparat, bestehend aus dem mit Blei gefütterten Eisenblechcylinder B1, in welchem die mit Porzellan oder Blei abgedeckte Schnecke B2 sich dreht. Diese ist von einem cylindrischen Mantel B3, der bei B4 aufgehängt ist, umgeben. Die Schneckenspindel wird in dem Zapfen B6 und der Stopfbüchse B5 geführt und erhält ihre Drehung durch ein konisches Getriebe B7, B8 ist die Entleerungsklappe, während durch B9 das Material aufgegeben wird. B10 ist ein Ablassventil, B11 das zum Chlorapparat führende Rohr, welches auf dem Boden des Mischapparates mündet. B12 ist ein Dampfrohr zum Reinigen von B11, wenn letzteres verstopft sein sollte. C ist der Behälter, in welchem das mit Chlor gemischte Erz aufgefangen wird, um von dort weiter durch den Apparat geführt zu werden. Da die weitere Verarbeitung der Masse indessen gegenüber bekannten ähnlichen Verfahren nur Abweichungen bietet, welche mit dem beschriebenen Chlorirapparat in keinem wesentlichen Zusammenhange stehen, so kann von einer näheren Beschreibung desselben abgesehen werden. Der Apparat arbeitet folgendermaassen: Das pulverisirte Erz wird, nachdem es geröstet worden ist, mit Wasser zu einer mörtelartigen Consistenz angerührt und alsdann durch die Oeffnung B9 dem Vermischungsapparat zugeführt. Auch kann man das Wasser dem trockenen Erz erst im Apparat zusetzen und die Mischung durch die Schnecke bewirken lassen. Sobald der Apparat nahezu gefüllt ist, wird B9 geschlossen und Chlor vom Apparat A eingeführt, wobei das Ventil B10 geöffnet wird. Durch Drehung der Schnecke B2 wird dann das Erz fortwährend gehoben und seitlich in den Ringraum zwischen Cylinder B1 und B3 herabgeworfen, auf welche Weise eine Circulation und innige Mischung des Erzes mit dem Chlor erzielt wird und Gold und Silber in Chloride umgewandelt werden. Die Zeitdauer hängt von der Zusammensetzung der Erze ab. Bei günstiger Vertheilung der Edelmetalle können mit dem Apparat 5 t Erz in zwei Stunden verarbeitet werden. Sobald das Erz genügend chlorirt ist, wird es durch B8 in den Sammelraum C abgelassen, von wo aus es weiter durch die übrigen Theile des Apparates zur weiteren Verarbeitung geführt wird (D. R. P. Kl. 40 Nr. 73904 vom 1. September 1892). Während man sich bisher bei der Goldfällung aus einer Chloridlösung gewöhnlich des Eisenvitriols oder aber der Holzkohle bedient und hierbei durchgängig mit Schwierigkeiten zu kämpfen hat, indem bei der Fällung durch Eisenvitriol der erhaltene Goldniederschlag so fein ausfällt, dass er zum Theil durch das Filter geht und eine zweite Filtration nothwendig macht, während andererseits die Holzkohle im Verhältniss zu dem Golde in ganz enormen Mengen verwandt werden muss und ausserdem ein Absondern des ausgefällten Goldes von derselben sehr schwer ist, sollen diese Uebelstände bei dem neuen Sutton'schen Verfahren vermieden sein, und das ausgefällte Gold in concentrirter Gestalt und in solchem Zustande erhalten werden, dass es leicht und vollständig durch Filtration gewonnen werden kann. Das Verfahren besteht im Wesentlichen darin, dass der das Gold ausfällenden Eisenvitriollösung ein flüssiger Kohlenwasserstoff, am besten ein billiges Mineralöl, wie z.B. Kerosen, als Goldsammler zugesetzt wird. Dieser Kohlenwasserstoff wird zweckmässig mit Borax oder Aetznatronlösung versetzt, welche Körper die Vertheilung des Kohlenwasserstoffes in der Eisenvitriollösung bedeutend erleichtern. Nach beendeter Goldfällung wird das Alkali durch verdünnte Schwefelsäure neutralisirt. Der Kohlenwasserstoff steigt nach beendeter Fällung mit den ausgefällten Goldpartikelchen, die sich in demselben ansammeln, entweder nach oben oder verbleibt auf dem Boden des Fällgefässes, je nachdem sein specifisches Gewicht kleiner oder grösser als das der Lösung ist. In jedem Falle aber kann derselbe leicht von der Lösung getrennt werden, worauf durch Filtration eine weitere Trennung des Goldes von dem Kohlenwasserstoff erzielt wird. Die Gold enthaltende Chloridlösung wird für 1 g Gold mit 15 g gesättigter Boraxlösung oder 50 Proc. Alkalilösung versetzt, worauf für 1 g Gold 30 g flüssigen Kohlenwasserstoffs zugefügt werden. Das Ganze wird gründlich umgerührt und während dessen für 1 g Gold 15 g gesättigte Eisenvitriollösung zugegeben. Man rührt dann noch einige Minuten weiter um und lässt es dann etwa 15 Minuten ruhig stehen. Nach Ablauf dieser Zeit hat sich sämmtliches Gold, sowie der Ueberschuss an Eisen, welcher durch das Alkali ausgefällt worden ist, in dem Kohlenwasserstoff angesammelt und schwimmt mit diesem auf der Oberfläche der Chloridlösung, von welcher das Oel leicht abgehebert werden kann. Dann setzt man zu dem letzteren verdünnte Schwefelsäure, wodurch nicht nur das gefällte Eisen wieder gelöst und von dem Golde getrennt, sondern auch das Alkali neutralisirt wird, in Folge dessen die Oelpartikelchen leicht und schnell zusammenfliessen und ein Ganzes bilden, wodurch die Filtration bedeutend beschleunigt wird (D. R. P. Kl. 40 Nr. 72528 vom 5. Januar 1893). Akerblom beschreibt in den Jernkont. Ann., 1892 S. 41 u. ff., das in Glasgow gehandhabte Goldextractionsverfahren von Pollok. Es werden aus den meistens gerösteten Erzen zuvörderst die unedlen Metalle abgeschieden. Bei grösserem Silbergehalte muss auch dieses durch Auslaugen vor dem Chloriren aus dem Erze entfernt werden, da es als Chlorsilber das Gold umgeben und vor der Einwirkung des Chlors schützen würde. Es wird deshalb zunächst durch Auslaugen mit Wasser das Kupfer entfernt und alsdann das Erz mit einer 1procentigen Lösung von unterschwefligsaurem Natrium unter Benutzung einer Vacuumpumpe behandelt, wobei das Silber zum grössten Theil in Lösung geht. Aus dieser Lösung wird in bekannter Weise das Silber durch Schwefelnatrium als Schwefelsilber ausgefällt und hierdurch gleichzeitig die Lösung für ein erneutes Auslaugen regenerirt: (2Na2S2O3 + Ag2S2O3) + Na2S = Ag2S + 3Na2S2O3. Silberarme Erze werden nur mit Wasser und verdünnter Säure ausgelaugt. Bei allen diesen Extractionen wird mit einer Vacuumpumpe gearbeitet, wodurch die Filtration bedeutend verkürzt wird, und das rückständige Erzpulver fast vollständig von der anhaftenden Flüssigkeit befreit ist und sofort in den Chlorirungsapparat geschafft werden kann. Dieser besteht aus einem Cylinder aus Kesselblech, welcher an seinen beiden Enden Zapfen hat und durch diese in zwei Lagern ruht, wo er mittels einer Riemenscheibe um seine wagerechte Längsachse gedreht werden kann. Der mit einer verschliessbaren Aufgebeöffnung von 40 cm Weite versehene Cylinder ist innen mit vulkanisertem Kautschuk ausgekleidet. Der eine der Achsenzapfen ist hohl; in demselben steckt ein mit Kautschuk abgedichtetes Bleirohr, welches zum Einpressen von Wasser dient und ein Manometer trägt. Das Rohr endigt mit einem selbstschliessenden Klappenventil aus Kautschuk, welches ein Zurückfliessen des eingepressten Wassers verhindert. Beim Beschicken des Apparates wird durch das geöffnete Aufgebeloch etwa 1 t Erz eingeschaufelt und dann 2 Proc. vom Erzgewicht, also 20 k Chlorkalk, zugegeben, worauf man zum Zerlegen desselben die nöthige Menge Natriumbisulfat zusetzt und dann noch etwa 1 t Erz einschaufelt, wodurch der Apparat ziemlich vollständig gefüllt ist. Dies hat den Vortheil, dass man später nur wenig Wasser einpressen kann, und demzufolge wenig, aber concentrirte Goldlösung bekommt. Man pumpt jetzt kaltes Wasser ein, wobei sämmtliche Luft durch das oben befindliche Loch entweicht. Dann wird diese Oeffnung geschlossen und mit dem Wasserpumpen fortgefahren, bis das Manometer einen Druck von 7 at im Inneren des Behälters anzeigt. Man hört jetzt mit dem Einpumpen auf und setzt den Apparat in Drehbewegung (etwa 18 bis 20 Umdrehungen in der Minute). Das Wasser löst das Natriumbisulfat auf, welches seinerseits auf den Chlorkalk einwirkt und das Chlor aus demselben frei macht. Dieses wird von dem Wasser absorbirt und dringt bei dem starken Druck in die feinsten Erzporen ein, so dass die Goldauflösung eine sehr vollständige ist. Nachdem der Cylinder 1½ Stunden sich gedreht hat, ist die Auflösung des Goldes beendet. Der Apparat wird still gestellt und nun zunächst der Ueberdruck abgelassen, wobei das aus demselben entweichende Chlorgas in ein Gefäss mit Kalkmilch geleitet und aufgefangen wird. Dann wird die Aufgebeöffnung geöffnet und aus dieser der ganze Inhalt des Cylinders in die unter demselben befindliche Filtrirvorrichtung gestürzt. Diese besteht aus einem oben offenen viereckigen Kasten aus Eisenblech, der innen mit Kautschuk ausgekleidet und dessen Boden mit Sand bedeckt ist, auf dem eine durchlochte Kautschukplatte liegt; die Loch weite beträgt 0,5 mm. Die Filtration wird auch hier durch eine Vacuumpumpe beschleunigt. Das Chlorgefäss wird einige Male mit wenig Wasser, welches gleichfalls in den Filterkasten gelangt, ausgespült. Nach jedem Waschen wird mittels der Vacuumpumpe die goldhaltige Lösung möglichst vollständig abgesaugt, wodurch man erreicht, dass nach 3maligem Waschen die Auslaugung beendet ist. Die höchstens 5 hl ausmachende Goldlösung wird in einem mit Blei ausgekleideten Gefäss gesammelt, aus dem sie langsam in einen fast ganz mit gepulvertem Schwefeleisen angefüllten Behälter laufen gelassen wird. Hierbei gibt das Gold, indem es metallisch ausfällt, sein Chlor an das Eisen ab: 2FeS + 2AuCl3 = 2Au + Fe2Cl6 + 2S, welches mit diesem Eisenchlorid bildet und abfliesst. Das Gold bleibt mit dem abgeschiedenen Schwefel in dem Behälter zurück. Ist in dieser Weise sämmtliches Schwefeleisen aufgelöst, so wird der Goldschlamm herausgenommen, ausgepresst, im Tiegel eingeschmolzen und zu Barren ausgegossen, womit es zum Verkaufe fertig ist. Nach eigenen Analysen, die Akerblom später von mitgenommenen Proben in Falun machte, sollen durch die Extraction 96,6 Proc. Gold und 97,6 Proc. Silber aus dem Erze gewonnen werden, so dass die Edelmetallverluste bei dem Pollok-Process als sehr geringe zu bezeichnen sind. Da die Chlorirung nur 1½ Stunden dauert und zum Füllen und Entleeren des Chlorirungsapparates nur ½ Stunde erforderlich ist, so können mit einem Apparat täglich 24 t Erz verarbeitet werden. Werner Langhuth beschreibt in den Transactions of the American Institute of Mining Engineers, Bd. 21 S. 314 bis 320, die Golden Reward chlorinationsworks at Deadwood, S. D., woselbst nach einem eigenartigen Verfahren Gold aus der Chloridlösung ausgefällt wird. Dieses Verfahren besteht im Wesentlichen darin, dass in der freies Chlor enthaltenden Goldchloridlauge das freie Chlor zunächst durch schweflige Säure zerstört wird, worauf das Gold durch Schwefelwasserstoff vollständig aus der Lösung ausgefällt wird. Diese beiden Phasen des Processes veranschaulichen die nachstehenden Gleichungen: I. 2Cl + SO2 + 2H2O = H2SO4 + 2HCl II. 2AuCl3 + 3H2S = Au2S3 + 6HCl. Die Anlagen zur Ausführung dieses Verfahrens, nach dem schon bedeutende Mengen Gold gewonnen sein sollen, zeichnen sich durch grosse Einfachheit und Zweckmässigkeit aus. Im Wesentlichen bestehen dieselben aus einem grossen mit Bleiplatten ausgekleideten Fällbottich, zwei Apparaten zur Entwickelung von schwefliger Säure und Schwefelwasserstoff, einem Druckkessel und einer Filterpresse. Textabbildung Bd. 293, S. 42Fig. 9.Apparat zur Ausfällung von Gold. Der Fällbottich, in welchem die Goldchloridlösung sowohl mit schwefliger Säure als auch mit Schwefelwasserstoff behandelt wird, hat ganz bedeutende Abmessungen: Länge 3,65 m, Breite 3,05 m, Höhe 3,65 m, wodurch es möglich wird, auf einmal 31 700 1 Goldchloridlösung zu behandeln. Der Bottich (Fig. 9) ist aus Fichtenbrettern von 5 cm Stärke und Balken von 30 auf 30 cm zusammengesetzt und mit eisernen Stangen verankert. Alle Eisentheile sind mit einer starken Asphaltschicht versehen. Die Bleibekleidung wiegt für 1 qm etwa 15 k. Der dicht aufgepasste, getheerte Deckel des Bottichs besitzt ein grosses Mannloch A und ein Gasabzugsrohr B, welches in den Hauptschornstein des Werkes einmündet. Die beiden Entwickelungsapparate für die schweflige Säure und den Schwefelwasserstoff sind zwei Behälter aus Stahlblech von 1,22 m innerem Durchmesser und 0,68 m Höhe. Die Deckel derselben sind gleichfalls mit Mannlöchern versehen. Diese beiden Apparate müssen bis zu 11 at Druck aushalten. Der Schwefelwasserstoffentwickler ist mit Blei ausgekleidet, wohingegen dies bei dem Schweflige Säure-Entwickler nicht nothwendig ist. Dieser letztere Behälter ist mit der Leitung für die Druckluft durch ein Rohr und durch ein zweites Rohr E auch mit dem Fällbottich verbunden. Ausserdem ist in diesem Entwickelungsapparate eine gusseiserne Pfanne aufgestellt, in welcher Schwefel verbrannt werden kann. Der Schwefelwasserstoffentwickler ist gleichfalls mit dem Rohre E verbunden, ausserdem aber ist er durch ein zweites im Deckel befindliches Rohr auch an den Luftcompressor angeschlossen. In dem Behälter befindet sich ein durchlöchertes Bleiblech H, worauf das Schwefeleisen aufgebracht wird. Die Reinigung des Entwicklers geschieht durch Oeffnen eines am Boden befindlichen Rohres, wodurch der Inhalt desselben in die Rinne G abgelassen wird. Bei der Ausführung des Verfahrens wird der Fällbottich so hoch mit Goldchloridlösung angefüllt, dass bis zum Deckel desselben noch etwa 0,3 m Raum bleibt. Dann werden in die Schwefelpfanne etwa 2,27 bis 4,54 k Schwefel aufgelegt, angezündet und das Mannloch geschlossen, hingegen der zum Rohre E führende Hahn a ganz und der zur Druckluftleitung führende Hahn b etwas geöffnet, so dass die Pressluft in den Entwicklungsapparat treten und die weitere Verbrennung des Schwefels zu schwefliger Säure bewirken kann. Die sich entwickelnde schweflige Säure tritt durch die feinen Durchbohrungen des fast bis auf den Boden des Fällbottichs reichenden gebogenen Bleirohres E aus und steigt in der freies Chlor enthaltenden Goldchloridlösung in kleinen Bläschen auf. Diese werden durch das freie Chlor zu Schwefelsäure oxydirt, während das Chlor selbst zu Salzsäure umgewandelt wird: 2Cl + SO2 + 2H2O = H2SO4 + 2HCl. Nach Beendigung dieser Reaction werden die Hähne a und b geschlossen und nunmehr zur Fällung des Goldes selbst geschritten. Der Schwefelwasserstoffentwickler wird durch Einfüllen von verdünnter Schwefelsäure in Betrieb gesetzt, und das erzeugte Schwefelwasserstoffgas durch Oeffnen des Hahnes d in das Rohr E geleitet, von wo es in die Goldlösung tritt und eine Fällung desselben als Schwefelgold bewirkt: 2AuCl3 + 3H2S = Au2S3 + 6HCl. Um diese Reaction zu unterstützen, wird auch der Hahn c etwas geöffnet und hierdurch comprimirte Luft in das Rohr E gelassen, von wo sie in den Fällbottich tritt und die Goldlösung kräftig aufrührt. Das Ausfällen des Goldes ist meistens in ungefähr einer Stunde beendet; das Schwefelwasserstoffgas wird gewöhnlich bis zu einem kleinen Ueberschuss eingeleitet, doch wird trotzdem die entgoldete Flüssigkeit stets noch auf einen etwaigen Goldgehalt untersucht. Das niedergeschlagene Schwefelgold ist flockig, braucht jedoch nur kurze Zeit zum Absetzen; in der Regel hat sich die grösste Menge des Niederschlages schon nach 2 Stunden abgesetzt, so dass mit dem Ableiten der über dem Niederschlage stehenden Flüssigkeit nach der Filterpresse begonnen werden kann. Die Filterpresse ist eine Johnson'sche mit 24 einzelnen Kammern; als Filter wird Flanell verwandt. Das Filtriren nimmt durchschnittlich 3 bis 4 Stunden in Anspruch, je nachdem die Filter neu oder alt sind. Ist die Flüssigkeit aus dem Fällbottich abgelassen, so wird dieser, ohne dass man den Schwefelgoldniederschlag herausgenommen hat, von Neuem mit Goldchloridlösung gefüllt, aus der dann in der oben beschriebenen Weise das Gold ausgefällt wird. Erst nach ein- bis zweimonatlichem Arbeiten hat man genügend Schwefelgold gewonnen, um zur Weiterverarbeitung desselben schreiten zu können. Es wird zu diesem Zwecke etwas Wasser in den Fällbottich eingelassen, das Mannloch des darunter befindlichen Druckkessels geöffnet und durch das Kautschukrohr k nach Oeffnen des Pfropfens D der gesammte Schwefelgoldniederschlag in den Druckkessel gespült. Hierauf wird das Mannloch desselben geschlossen und durch Oeffnen der Hähne i und h der Niederschlag in die Filterpresse gedrückt. Nach der Entfernung des Wassers wird etwa 1 Stunde lang Luft durch die Presse geblasen, worauf der getrocknete Kuchen herausgenommen werden kann. Derselbe besteht in der Hauptsache aus Schwefelgold, enthält aber auch Schwefel, Arsen, Antimon, Kupfer, Silber u.s.w. Dieser Kuchen wird zunächst in einem Muffelofen geröstet und dann mit Borax und Salpeter in Tiegeln geschmolzen. Das resultirende Gold ist von 900 bis 950 Feingehalt.