Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Fortsetzung des Berichtes S. 37 d. Bd.) Mit Abbildungen. Neuerungen im Metallhüttenwesen. Bei den bisherigen Chlorirungsvorrichtungen für Gold- und Silbererze wurde das zum Chloriren gebrauchte Chlor entweder dadurch erzeugt, dass die dazu nöthigen Chemikalien im Scheidegefäss direct mit dem Erze gemengt wurden, dass also das Scheidegefäss zugleich als Chlorentwickelungsgefäss diente, oder dass dasselbe in einem besonderen Apparate erzeugt und erforderlichen Falles unter Zwischenschaltung eines Vorrathsgasometers durch Röhren in das Scheidegefäss geleitet wurde. Diesen Vorrichtungen haften insofern Mängel an, als die Anlage meistens sehr weitläufig ist, und die Chloration sehr langsam verläuft, da das Chlor lange Zeit braucht, um das Erz vollkommen zu durchdringen. Von diesen Nachtheilen dürfte der neueste Chlorationsapparat von Joseph William Sutton in Brisbane (Queensland, Australien) frei sein, da derselbe aus einem rotirenden, wenig Raum beanspruchenden Cylinder besteht, in welchem in einem gesonderten Theil das Chlor sehr rasch erzeugt und in einem anderen Theil die Chlorirung des Erzes vorgenommen wird. Die Vorrichtung (Fig. 1) besteht aus zwei mit einander durch das Gusstück C fest verbundenen Trommeln A und D aus Eisenblech, die sich um eine gemeinsame Achse in den Lagern H1 der Lagerböcke H mittels Rädervorgelege G drehen. Beide Trommeln sind mit Blei ausgekleidet. Die kleinere A bildet den Chlorerzeuger und ist zu diesem Zwecke mit einem Dampfmantel A3 versehen, der den Dampf durch das Dampfrohr As empfängt und durch den Hahn A7 regulirt werden kann. Das Condensationswasser des Dampfmantels wird durch ein Ablassventil A4 regelmässig dadurch abgelassen, dass sich das Ventil beim Rotiren des Apparates bei jeder Umdrehung einen Augenblick selbsthätig durch Aufstossen des Ventilstiftes A5 auf einen in der Zeichnung nicht dargestellten Vorsprung öffnet. Das sich in der Trommel A aus den eingebrachten Chemikalien entwickelnde Chlorgas gelangt durch die mit Schutzsieb B versehene axiale Bohrung des die beiden Trommeln A und D verbindenden Achsenzapfens C in die grössere, als Chlorationsgefäss dienende Trommel D, jedoch nicht direct in das Erzpulver, mit welchem die Trommel D zum grössten Theil angefüllt ist, sondern indirect durch das centrale Bleirohr E, welches mit einer grossen Anzahl von Durchbohrungen versehen ist. Um ein Eindringen des Erzpulvers in das Rohr E zu verhindern, ist letzteres mit einer Hülle von Asbest umgeben, welches dem Chlorgas den Austritt in die Trommel D gestattet. Das Rohr E steht ferner mit zwei Ventilen F1 und F2, von denen ersteres sich bei zu starkem Innendruck nach aussen, letzteres bei grosser Verdünnung nach innen öffnet. Als besondere Vortheile werden diesem Apparate eine sehr schnelle und gründliche Chloration der eingebrachten Erze nachgerühmt und zwar deshalb, weil die Chlorentwickelung mit Hilfe des Dampfes beliebig beschleunigt werden kann, die Erze aber durch die Rotation fortwährend umgewälzt und gründlich mit dem Chlorgase in Berührung gebracht werden. Es dürfte sich übrigens empfehlen, zwischen Chlorentwickler und Chlorationstrommel einen Hahn anzubringen, um für den Fall, dass bei beendeter Chloration noch Chlor entwickelt wird, dieses für eine neue Charge im Chlorerzeuger zurückhalten zu können. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 76288 vom 5. Januar 1894.) Textabbildung Bd. 293, S. 249Fig. 1.Chlorationsapparat von Sutton. Ein eigenartiges Verfahren hat sich die Firma Shedlock und Denny in London in Deutschland patentiren lassen. Dasselbe besteht darin, dass das in Pulverform verwandelte Erz in einen schachtförmigen Raum niederfällt und während dessen einer sich steigernden Erhitzung durch in verschiedenen Höhenlagen des Schachtes brennende Generatorflammen und gleichzeitig der Ein Wirkung von in verschiedenen Höhenlagen eingeführten Dampf- und Luftströmen unterworfen wird. Durch diese letzteren wird das niederfallende Erzpulver beständig aus seiner Fallrichtung abgelenkt und hierdurch die Fallzeit und damit auch die Einwirkungsdauer der vorgenannten Reagentien (Brenngase, Dampf, Luft) beträchtlich verlängert, so dass das Erz bei seinem Auffallen auf die Sohle des Schachtes eine weitgehende Oxydation der oxydirbaren Bestandtheile erfahren hat. Von der Sohle des Schachtes gelangt sodann das veredelte Erz durch eine Transportvorrichtung in ein Bad aus flüssigem oder geschmolzenem Metall (Quecksilber, Blei, Legirung u.s.w.), welches aus jenem die edlen Metalle (Gold, Silber) aufnimmt und von den tauben Bestandtheilen des Gutes trennt. Während nämlich erstere mit dem flüssigen oder geschmolzenen Metall unten aus dem mit einer Zermahlvorrichtung ausgestatteten Scheidegefäss nach Bedarf abgelassen werden, gelangen die tauben Bestandtheile vermöge ihres geringeren specifischen Gewichtes auf die Oberfläche des Metallbades und werden von hier durch die rotirende Mahlvorrichtung abgeführt. Der umstehende (Fig. 2 und 3), zur Ausführung dieses eigenartigen Verfahrens dienende Apparat umfasst in der Hauptsache den Fallschacht I und die Amalgamirmühle II. Dazu kommt als Nebenapparat ein in eigenthümlicher Weise mit einem Dampfentwickler verbundener Gaserzeuger III. Der vereinigte Dampf- und Gaserzeuger III besteht aus dem in einem Dampfkessel g eingebauten Gaserzeuger a, der den zu vergasenden Brennstoff durch das Füllrohr d zugeführt erhält, und nicht nur das nöthige Brenngas für den Röstofen liefert, sondern auch in dem Dampfkessel g Dampf erzeugt. Um beim Beschicken ein Entweichen von Gas zu vermeiden, sind an letzterem die Ventile e und f angeordnet. Den Boden des Gaserzeugers bildet ein Kegel v, der von einem auf dem Gegengewichtshebel j sich stützenden Rohre m getragen wird. Dieses Rohr, welches dem Generator mittels des Injectors i ein Gemisch von Dampf und Luft zuführt, steht an seinem oberen Ende mit einer Anzahl von in dem Kegel n angebrachten Kanälen in Verbindung, wodurch Luft und Dampf gleichmässig in den schmalen Raum o und von hier in den Generator a eingeblasen werden. Das erzeugte Gas verlässt den Generator durch das Rohr und Ventil r, wird sodann in der Staubkammer q gereinigt und tritt durch das Rohr F in die Brenner G des Schachtröstofens I ein. Textabbildung Bd. 293, S. 250Scheideapparat von Shedlock und Denny. Dieser Schachtröstofen besteht aus zwei seitlichen Fankammern CC und einer mittleren, durch Zug J mit der Esse verbundenen Kammer I zum Abziehen der gasförmigen Stoffe aus den beiden Fallkammern. In jede der letzteren münden in ihren Breitseiten drei über einander angeordnete Reihen von Brennern G, welche, wie schon gesagt, durch das Rohr F aus dem Generator a mit Brenngas gespeist werden. In die beiden Schmalseiten der Fallkammern CC münden reihenweise über einander angeordnete Gebläse EE1, so zwar, dass die gegenüberliegenden in verschiedenen Höhenlagen liegen. Diese Düsen erhalten durch die Injectoren t und t1, welche durch das Rohr h von dem Dampfkessel g mit Dampf gespeist werden, und die Rohre u und u1 Gebläseluft zugeführt. Das pulverisirte Erz wird durch die beiden Trichter A eingeführt, unter deren Mündungen angeordnete Dampfluftgebläse B das austretende Erzpulver in wagerechter Richtung in die Fallkammern CC einblasen. Während das Erzpulver weiter fällt, werden seine Theilchen abwechselnd von den durch die Gebläse E und E1 eintretenden Dampfluftströmen nach der einen und dann wieder nach der anderen Richtung getrieben und durch einander gewirbelt, so dass sie in beständig wechselnde innigste Berührung mit dem heissen Gemisch von Luft und Dampf, den Flammen und deren Verbrennungsproducten treten. Die nach unten gelangenden gerösteten bezieh. oxydirten Theilchen sammeln sich in dem Sack L, aus welchem sie die Schnecke L1 in die Mühle H befördert. Diese besteht aus einem umgekehrt kegelförmigen stillstehenden Mantel Q und einem darin rotirenden kegelförmigen Läufer P, welcher mittels der Laufrollen V auf einer kreisrunden Schiene aufruht, die abwechselnd Erhöhungen und Vertiefungen besitzt, in Folge dessen der Läufer P bei seiner Drehung abwechselnd gehoben und gesenkt wird. Die Drehung erfolgt von der Welle des Treibrades U durch das Kegelrad T, welches in den mit dem Läufer P fest verbundenen Zahnkranz T1 eingreift. Das geröstete Erzpulver gelangt durch die in dem hohlen Mitteltheil des Läufers P sich drehende Schnecke N in den mit flüssigem bezieh. geschmolzenem Metall angefüllten Sack R. Bei der von abwechselndem Heben und Senken begleiteten Drehung des Läufers P wird das Gut, mit flüssigem Metall gemischt, in dünnen Schichten zwischen dem Mantel Q und dem Läufer von Tasche R1 zu Tasche nach oben gedrängt, wobei es zwischen Läufer und Mantel zerquetscht und zerrieben und dabei in innigste Berührung mit dem flüssigen Metall gebracht wird, so dass letzteres die in dem Erzpulver enthaltenen Edelmetalle amalgamiren kann. Die Rückstände gelangen schliesslich in die oberste offene Tasche und werden in der Rinne S abgestrichen. Wird zum Amalgamiren bezieh. Legiren geschmolzenes Metall, wie z.B. Blei, benutzt, so muss der untere Theil der Mühle durch den Brenner x beheizt werden. Ferner kann auch durch das Rohr y Generatorgas in die hohle Spindel der Schnecke N geleitet werden. Wird Quecksilber zum Amalgamiren benutzt, so fällt die Beheizung der Mühle fort, dafür muss dann aber durch das Rohr y Wasser zugeführt werden. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 64246 vom 20. November 1891.) Zu einer wohl kaum erwarteten Bedeutung ist in der allerjüngsten Zeit das sogen. Cyanidverfahren oder der „MacArthur-Forrest-Process“ gelangt. Obgleich noch jungen Datums – das betreffende D. R. P. Kl. 40 Nr. 47358 läuft vom 21. December 1887, der eigentliche praktische Erfolg datirt sogar erst aus dem Jahre 1891 – hat dieses Verfahren schon jetzt eine Ausdehnung erlangt, die dasselbe zu dem weitaus Wichtigsten und Bedeutendsten macht, was auf dem Gebiete der Edelmetallgewinnung seit längerer Zeit geschaffen worden ist. Dieses Verfahren, welches von der Cassel Gold Extracting Co., Limited, in Glasgow, von den Erfindern MacArthur und den Brüdern Forrest erworben worden ist, besteht in Kürze darin, das Gold und Silber durch Behandlung ihrer Erze mit einer Lösung, die Cyan oder Cyanverbindungen enthält, in lösliches Kaliumgoldcyanür und Silbercyanür überzuführen und aus dieser die Edelmetalle durch Zink auszufällen. So einfach hiernach dieses Verfahren auf den ersten Blick auch zu sein scheint, so ausserordentlich schwierig gestaltete sich die praktische Ausführung desselben. Diese Schwierigkeiten liegen in der Natur der Edelmetallerze, der leichten Zersetzbarkeit des Lösungsmittels, ferner in der Ausfällung des Goldes und Silbers aus den Lösungen und in der Verarbeitung der Metallniederschläge. Diesen eigenartigen Umständen ist es wohl auch allein zuzuschreiben, dass das Cyanidverfahren nicht schon früher geschaffen worden ist; denn einerseits war die lösende Wirkung der Cyanverbindungen, vornehmlich die des Cyankaliums auf Gold und Silber längst bekannt und andererseits war auch schon vordem bei der Verarbeitung von Edelmetallerzen eine Cyankaliumlösung zur Beschleunigung der Amalgamation und sogar in Verbindung mit anderen Salzen zum Extrahiren gold- und silberhaltiger Erze benutzt worden; schliesslich benutzte man in der Galvanoplastik schon seit mehr als 50 Jahren Lösungen von Cyankalium-Gold-Doppelsalz, da aus derartigen Bädern die schönsten Goldniederschläge erzielt wurden. Es folgte dann im J. 1843 die Beobachtung von Prince Bagration, dass metallisches Gold durch Alkalicyanid aufgelöst würde, dass dieses Lösungsvermögen allerdings nur sehr gering sei, und dass es zweifelhaft sei, ob das Ammoniak – die Versuche wurden mit ammoniakalischer Cyanidlösung angestellt – oder das Cyanid diese lösende Kraft besitzt. 14 Jahre später beschäftigte sich Faraday mit derselben Frage und bestätigte die Angabe des erstgenannten Forschers, dass eine Cyankaliumlösung metallisches Gold zwar zu lösen vermöge, dass jedoch dieses Lösungsvermögen ein äusserst geringes sei. Auf diesem Standpunkt blieb die Wissenschaft bis vor Beginn der Versuche der Schöpfer des Cyanidverfahrens, die in das Jahr 1885 fallen, stehen, so dass das Verdienst dieser Forscher, ein vollkommen neues und bedeutendes Goldgewinnungsverfahren geschaffen zu haben, als unbestritten gilt. Es war im J. 1885, als MacArthur in Gemeinschaft mit den Brüdern Forrest – angeregt durch ähnliche Bestrebungen der Cassel Gold Extracting Co., Limited, in Glasgow – nach einem Mittel suchten, welches aus den Erzen nur die Edelmetalle zu lösen vermöge, hingegen die etwaigen unedlen Metalle ungelöst zurückliesse. Das Ergebniss dieser Versuche war die Erkenntniss, dass eine reine Cyanidlösung diesen Bedingungen entspräche. Durch weitere Versuche wurde sodann festgestellt, dass mit zunehmender Verdünnung der Cyanidlösung diese Eigenschaft sich steigere, so zwar, dass eine 5procentige Cyankaliumlösung die grösste Lösungsenergie besitze. Wenn nun hiernach auch eine schwächere Lösung weniger kräftig lösend auf das Gold einwirkt, so vermindert sich andererseits ihre Lösungsfähigkeit für die unedlen Metalle in weit höherem Grade. Der Hauptvorzug einer schwächeren Lösung liegt demnach darin, dass der Verlust an Cyan-kalium geringer wird, weil nur zumeist die edlen Metalle gelöst werden und weil die Haltbarkeit der Lauge wächst. Naturgemäss dauert andererseits der Lösungsprocess längere Zeit, als bei Anwendung concentrirterer Lösungen. Praktische Versuche haben ergeben, dass die besten Resultate mit einer 0,2- bis 0,8procentigen Cyankaliumlösung erzielt werden. Nach Butters und Clennell (The Engin, and Min. Journ., 1892 S. 416) werden indessen auch die unedlen Metalle durch eine derartige Lösung noch so stark angegriffen, dass Erze, welche diese letzteren in grösseren Mengen enthalten, für das Cyanidverfahren nicht geeignet sind, wie in Californien und Australien angestellte Versuche ergeben haben. Ueber die chemischen Vorgänge bei der Lösung der Edelmetalle gehen die Ansichten aus einander. Während nach den Untersuchungen Elsner's (Journ. d. pr. Chem., Bd. 37 S. 333) dieselben nur bei Gegenwart von Sauerstoff gelöst werden: 2Au + 4KCN + O + H2O = 2KAuCN2 + 2KHO, soll nach MacArthur und Janin (The Miner. Industry, 1892) dies auch bei Abwesenheit von Sauerstoff nach der Gleichung Au + 2KCN + H2O = KAuCN2 + KHO + H erfolgen. Da indessen nur sehr geringe Mengen von Sauerstoff erforderlich sind, nämlich 1 Th. Sauerstoff auf 25 Th. Gold, diese geringen Sauerstoffmengen jedoch auch bei Luftabschluss sehr wohl in der Lösung und im Erze vorhanden sein können, so liegt kein wesentlicher Grund vor, die Eisner'sche Ansicht zu verwerfen. Theoretisch erfordert dieser Process nur sehr geringe Mengen an Cyankalium, nach den vorstehenden Gleichungen bedürften 196,8 Th. Gold nur 130,04 Th. Cyankalium, es kämen also 2 Th. Cyankalium auf 3 Th. Gold. In Wirklichkeit sind aber bei Erzen von mittlerem und niedrigem Goldgehalt 40 Th. Cyankalium erforderlich, um 1 Th. Gold aufzulösen, worin allerdings auch die Verluste an Cyankalium bei der späteren Ausfällung des Goldes durch das Zink eingeschlossen sind. Der Grund hierfür ist in der leichten Zersetzbarkeit des Cyankaliums zu suchen. Die Kohlensäure der Luft zersetzt bekanntlich das Cyankalium unter Bildung von Blausäure nach der Gleichung 2KCN + CO2 + H2O = 2HCN + K2CO3. Sauerstoff verwandelt das Cyankalium leicht in Cyanat und dann weiter in Carbonat: KCN + O = KCNO 2KCNO + 3O = K2CO3 + CO2 + 2N. Eine weitere Zersetzung bewirken sodann in der Cyanidlösung vorhandene freie Alkalien, wie solche in dem Cyankalium des Handels gewöhnlich vorkommen, die ausserdem aber auch solchen Erzen, welche freie Säuren oder Eisensalze enthalten, zur Abstumpfung der ersteren bezieh. Ausfällung der letzteren zugesetzt werden müssen. Pyritische Golderze, welche häufig in Folge einer theilweisen Zersetzung des Pyrites durch den Sauerstoff der Luft Ferrosulfat und Ferrisulfat, sowie freie Schwefelsäure enthalten, eignen sich deshalb nicht für den Cyanidprocess. Das Ferrosulfat macht das Cyankalium für die Auflösung des Goldes unwirksam, da es mit ihm Cyaneisen, dann Ferrocyankalium und schliesslich Berlinerblau bildet:   I. FeSO4 + 2KCN = Fe(CN)2 + K2SO4 II. Fe(CN)2 + 4KCN = K4Fe(CN)6 III. 3 K4Fe(CN)6 + 6FeSO4 + 3O = Fe2O3 + 6K2SO4 + Fe7(CN)18. Ferrisulfat setzt sich mit Cyankalium in Cyanwasserstoffsäure, schwefelsaures Kalium und Eisenhydroxyd um: I. Fe2(SO4)3 + 6KCN = Fe2(CN)6 + 3K2SO4 II. Fe2(CN)6 + 6H2O = Fe2(OH)6 + 6HCN. Freie Schwefelsäure bildet mit dem Cyankalium schwefelsaures Kalium und Blausäure: H2SO4 + 2KCN = K2SO4 + 2HCN. Erze, welche Schwefelsilber und Schwefelkupfer enthalten, sind gleichfalls nicht nach Versuchen von W. Bettel (The Engin, and Min. Journ., 1892 S. 416) zur Auslaugung mit Cyankalium geeignet, da das Cyankalium nur das Kupfer als Subsulfocyanid in Lösung bringt, das Silber hingegen unzersetzt zurücklässt. Die vorstehenden Thatsachen dürften zur Genüge beweisen, dass zur Auflösung des Goldes eine im Vergleich zur theoretischen Berechnung ganz unverhältnissmässig grosse Menge von Cyankalium nöthig ist, die unter Umständen eine gewinnbringende Ausbeute des Verfahrens als fraglich erscheinen lassen. Wir werden auf diese Verhältnisse nach einer Beschreibung des Processes eingehender zu sprechen kommen. Der Cyanidprocess umfasst drei Theile, nämlich: 1) die Auflösung des Goldes, 2) die Ausfällung des gelösten Goldes und 3) die Verarbeitung des Goldniederschlages. (Fortsetzung folgt.)