Die Entwicklung der Schwimmverfahren zur Aufbereitung von Erzen (Flotationsprozesse).Siehe auch D. p. J. 1922, S. 206 ff. B. Simmersbach, Wiesbaden. SIMMERSBACH, Die Entwicklung der Schwimmverfahren. Auf dem Gesamtgebiete der Zinkerzeugung hat kein einziger Faktor mehr zur Ausdehnung eben der Zinkindustrie beigetragen als die Verbesserungen bei der Aufbereitung (Konzentration) und der Trennung (Separation) von Erzen. Eine recht beachtenswerte Lebhaftigkeit auf diesen zwei technischen Sondergebieten der Konzentration und Separation zeigte sich in ihren ersten Anfängen schon zu Beginn des laufenden Jahrhunderts. Es wurden in jenen Jahren verschiedene bedeutende Erfindungen zur Verbesserung der Erzaufbereitung in der Oeffentlichkeit bekanntgegeben, die sich nach eingehenden Versuchen für die Praxis der Metallerzbehandlung als äußerst wertvoll erwiesen und darum auch bereits in den Jahren 1905 und 1906, besonders in Australien und in den Vereinigten Staaten von Amerika, schnell Eingang fanden. In beiden Ländern machten die Flotationsprozesse und ebenso die elektrostatisch-magnetischen Aufbereitungsverfahren schnelle Fortschritte. Einer der ersten Berichte, welcher aus den Vereinigten Staaten über derartige moderne Erzaufbereitung handelt, stammt aus dem Jahre 1905, wo man in Wisconsin bemerkenswerte Erfolge erzielt hatte in der magnetischen Separation gering-metallhaltiger Bleierze durch Anwendung der Cleveland-Knowles-Maschine. Im Staate Colorado begann sich damals, 1906, der Wetherill-Separator einzuführen. Ferner wurden in elektrostatischer Aufbereitung Versuche angestellt mit der Blake-Morscher-Maschine, und man fand bald, daß diese Maschine den Anforderungen entsprach, um die zusammengesetzten Blei-Zinkerze von Leadville und anderen Erzgebieten in Colorado sowie vom Erzgebiete des Großen Becken am Salzsee mit Erfolg aufzubereiten. Dielektrische Separatoren in Verbindung mit Sutton-Steele-Trocken-Stoßheerden wurden gleichfalls um 1905 oder 1906 zu Charcas im Bezirk San Luis Potosi (Mexiko) für die Silber-Bleierzwerke aufgestellt. Auch kannte man um jene Zeit schon Schwimmverfahren. Mehrere solcher Flotationsprozesse waren in jenen Jahren bereits mit Erfolg versuchsweise, besonders in Australien, betrieben worden. Doch hatte sich hinterher meistens gezeigt, daß sie für die Praxis im Großen noch nicht zu gebrauchen waren, wenn auch das Grundprinzip sich bei den Versuchsarbeiten als richtig erwies. Es mußten also noch Verbesserungen dieser Flotationsprozesse erdacht werden, um sie im Großen für die Praxis der Erzaufbereitung verwendungsfähig zu machen Der erste Versuch in den Vereinigten Staaten wird aus Marion in Kentucky berichtet, woselbt man den Sanders-Flotationsprozeß probierte, der ein Bad von schwefelsaurer Tonerde als Medium benutzte, um die schwierig zu bewirkende Trennung von Flußspat und Zinkblende, woraus die dortigen Erze bestehen, zu erreichen. Als die Scheidung sich nach diesen Sanders-Versuchen als möglich erwies, errichtete man im Jahre 1906 noch gleich eine größere Versuchsanlage nach dem Sanders-Verfahren in den Erzaufbereitungswerken der Tri-Bullion Smelting and Development-Company zu Kelly in Neumexico. Dort wurde Schwefelkies von Blende mit Erfolg getrennt. Die Sanders-Flotationsanlage zu Kelly umfaßte 2 Tanks von je 100 tons Leistung. Zu Marion in Kentucky fand der Sanders-Prozeß seine erste Anwendung zur Scheidung der Fluorit-Blende-Erze auf den Werken der Sanders-Line-Separation-Comp. Man benutzte hier eine verdünnte Lösung von Tonerdesulfaten, mit einem Ueberfluß an Al2 O3, als Medium, um die Blende zu trennen. Das Ergebnis der Versuche und später der Großpraxis war ein Produkt mit 59 % Zink. Um dieselbe Zeit stellte man auch kritische Versuche mit dem Elmore-Verfahren an und zwar zunächst auf der Lanyon-Hütte zu Salt Lake City in Utah. Zu Rico in Colorado wurde eine ganze Reihe von Versuchen zur Verbesserung der Erzaufbereitung veranstaltet und man ging schließlich 1905/06 dazu über, eine größere Aufbereitungsanlage zu errichten, woselbst das Schwimmverfahren Stallmann-Germer Anwendung fand. Auch im südwestlichen Teile von Missouri bürgerten sich damals schon Konzentrationsmethoden stark ein. Diese Verbesserungen bestanden nicht allein in der Annahme neuerer Aufbereitungsverfahren, sondern vielfach auch in einer sachgemäßsn Vergrößerung der Versuchsanlagen, der Errichtung großer Erzhütten, und deren Ausstattung mit den besten, damals neuesten Maschinen und einer ganz allgemein durchgeführten Vervollkommnung des gesamten Aufbereitungsprozesses. In Australien veranstaltete man in den Jahren 1905 und später ausgedehnte Versuche, um die dort gewonnenen Blei- und Zinksulfide zu trennen. Diese Versuche begegneten in jenem Lande dem regsten Interesse weiter Kreise, da die Scheidung dieser komplexen Blei-Zinkerze sich als besonders schwierig erwies. Neben den schon längere Zeit in Australien üblichen Methoden der magnetischen Trennung wurden in jenem Lande auch verschiedene neue Flotationsprozesse studiert und eingehend geprüft. Der Delprat- und der Potter-Prozeß, deren ersterer Salzkuchen, letzterer freie Säure benutzte, wurden in Australien bald schon in größerem Umfange auf den Erzwerken eingeführt. So hieß es 1906, daß der Delprat-Prozeß erfolgreich auf der Proprietary-Grube eingeführt sei und wöchentlich bereits 4500 tons Tailings (feine Zinkerze) aufbereitet würden. Der unsprüngliche Flotationsprozeß in Australien war aber der Potter-Prozeß, den besonders die Werke der Zinc-Corporation anwandten, bis sie im Jahre 1906 statt dessen den Cattemole-Prozeß einführten. Das Cattemole-Verfahren benutzt ein Oel als Flotationsmedium und stellt in gewissem Sinne eine Modifikation des ursprünglichen Elmore-Prozesses dar. Auf einer anderen australischen Erzhütte führte man um jene Zeit den De-Bavay-Prozeß ein. Man konnte damals bereits feststellen, daß die mit Säure arbeitenden Schwimmverfahren bei den australischen Zinkerzen ein Ausbringen von 40–42 % Zinkkonzentrat ergaben, während das Cattemole-Oelverfahren 43–45 % Konzentrat erbrachte. Als eine Folge dieser ersten Versuche, die Schwimm verfahren in die Praxis der Erzaufbereitung auf den Bergwerken Australiens einzuführen, machte sich zunächst eine lebhafte Interessennahme in der dortigen Zinkindustrie geltend. Die Broken-Hill-Gesellschaft ließ berichten, daß sie Erzhalden besitze, die aus weit über 2 ½ Millionen tons zinkhaltigen Tailings beständen, deren Verarbeitung nach dem Schwimmverfahren sie in einer großen Versuchsanlage in Angriff nehmen würde. Gleichfalls im Jahre 1906 kaufte, in weiser Voraussicht, bereits eine Gruppe australischer und englischer Kapitalisten – die als Zinc-Corporation in Australien handelsgerichtlich eingetragen war, große Berghalden von Zinktailings mit etwa 17–19 % Zn. Bald besaß diese Zinc-Corporation 1275000 tons solcher alter Halden, deren Metallgehalt nach damaliger roher Schätzung auf 900000 tons Zink, 350000 tons Blei und 22 Millionen Unzen Silber angegeben wurde. Den Hauptanstoß in der Entwicklung und Anwendung der Schwimmaufbereitungsverfahren im hüttenmännischen Großbetriebe brachte aber dann das Jahr 1908, das erstmalig zur erfolgreichen Benutzung der Flotationsmethoden in der Praxis verhalf. Wohl waren, wie wir oben bereits kurz schilderten, schon in den letztvorhergehenden Jahren manche Methoden der Schwimmaufbereitung durch Versuche als praktisch lebensfähig erwiesen, aber es fehlte doch vielfach noch an ausgedehnter Anwendung im Großen. Diese Uebernahme der Schwimmverfahren in die Praxis setzte in den Vereinigten Staaten, wie auch gleichzeitig in Australien, erst gegen den Herbst 1907 ein. Die ersten Berichte über erfolgreiche Anwendung datieren jedoch aus dem Jahre 1908, während dessen Verlauf die damals schon bekannten Flotationsprozesse weitverbreiteten Eingang fanden. Ihre technische Hauptausbildung erhielten diese Schwimmverfahren in Australien und auch in Europa, während die Vereinigten Staaten vorher allerdings auch mehrere Versuchsanlagen errichtet hatten, jedoch nur vereinzelt in der Großpraxis zur Schwimmaufbereitung geschritten waren. Das wurde nun mit dem Jahre 1908 wesentlich besser. Obwohl die physikalischen Vorgänge bei der Schwimmaufbereitung der Erze, zumal bei solchen recht komplexer Natur, noch wenig erkannt waren, so gab man doch schon um die Jahreswende 1907/08 der Ueberzeugung Ausdruck, daß die wirksamen Grundprinzipien des Flotationsvorganges auf der mechanischen Einwirkung der freien Oberfläche einer Flüssigkeit im Kontakt mit festen Körpern beruhen müsse. Dazu trete dann noch die Adhäsion, ferner die Oberflächenspannung und die Oberflächenviskosität. Letztere wurde besonders bei dem damals viel erörterten Mc Quisten-Prozeß als wirksam betrachtet. Die in Frage kommende Flüssigkeit bei den Flotationsprozessen ist meistens Wasser. Die freie Oberfläche existiert an der Peripherie, also der Außenhaut von Luftblasen oder Kohlensäuregasbläschen und ferner auch an der oberen Fläche der Flüssigkeit selbst, also an der Oberfläche des Wassers. In beiden Fällen widersteht die filmartig dünne Schicht der Oberfläche des Wassers oder der Gasblase, dem Zerstörtwerden durch Berührung mit den verschiedenen Mineralien in verschieden starkem Grade, der indirekt proportional ist der Adhäsion des Wassers an eben diese verschiedenen Mineralien oder Erze. Je größer die Adhäsion des Wassers an das Mineral ist, um so leichter wird dieses durchfeuchtet; je geringer aber die Adhäsion des Wassers an das betreffende Mineral ist, um so länger widersteht dieses einer Benetzung. Diese Eigenschaft des Widerstands der Erzpartikelchen gegenüber einer Benetzung oder Anfeuchtung ist ein primärer Faktor bei allen Schwimmverfahren, die je zur Aufbereitung von Erzen – und auch Kohlen – ersonnen wurden. So widersteht z.B. die dünne Oberflächenhaut oder der dünne Oberflächenfilm des Wassers infolge der ihm innewohnenden Spannung meist stark einer Durchbrechung seitens sulfidischer Erze, oder mit anderen Worten, die Schwefelerze bleiben recht lange trocken; weit weniger dagegen schon bleiben die gewöhnlichen Gangarten trocken, und besonders kaum noch die Quarzteilchen. Letztere widerstehen einer gründlichen Benetzung somit am allerwenigsten. Man hat nun bei den unendlich vielen Versuchen, die zur Entdeckung geeigneter Flotationsprozesse vorgenommen wurden, sehr bald herausgefunden, daß man diesen, den verschiedenen Erzpartikeln eigentümlichen mehr oder weniger lang andauernden Widerstand gegen eine Benetzung mit Wasser noch dadurch künstlich steigern könne, daß man das Wasser mit einer gewissen Menge Oel mischte. Die Adhäsionskraft solchen Oeles an Sulfiderze und an Gangmineralien ist gerade entgengesetzt derjenigen, welche Wasser auf diese festen Teile ausübt. Da des weiteren das Oel auch stets leichter ist als das Wasser, so bildet schon die geringe Zugabe von irgend einem Oel ein recht aktives Agens im Flotationsverfahren selbst, hilft also ganz wesentlich dazu beizutragen, die Scheidung von Erzen zu erleichtern. Das Oel wirkt nämlich bei der Flotation als Mittel zur Agglomeration – Zusammenballung – der sulfidischen Erzpartikelchen. Wenn man bei der Schwimmaufbereitung von Erzen in die großen Bottiche, in welchen die Erze behandelt werden sollen, dem Wasser Schwefelsäure zusetzt, so daß den beigemengten Gangarten die Kohlensäure entweicht, dann setzen sich diese kleinen aufsteigenden Kohlensäurebläschen eng um die kleinsten Teilchen der metallischen Sulfide, die am Boden des Erzbottichs sich angehäuft haben und treiben mit ihnen zur Oberfläche. Hier sammeln sich dann Erzteilchen, Oelbläschen und Wasserpartikelchen in der Form eines mehr oder weniger dichten Schaumes an, der abgezogen wird, während die Gangartkörnchen unten am Boden des Setzkastens liegen bleiben. Das Adhäsionsvermögen solcher Gangartteilchen, Quarz, Kalkspat, Granit, Grus u.a., an Oel und Wasser ist aber ein ganz wesentlich geringeres als das der Erzteilchen selbst. Das auswählende Bestreben der Gasblasen einzelne, ihrer eigenen Größe entsprechende, Erzpartikelchen zu umhüllen, ist das innere Moment, der physikalische Faktor, – auf welchem der Erfolg der Schwimmaufbereitung und der Konzentration der Erze beruht. Zugleich ist es auch ein Maßstab der Adhäsion von Gasblasen an die verschiedenen Gangartminerialien und Erzteilchen. Im allgemeinen ist nun diese Oeladhäsion an Erzteilchen sowohl wie an Gangartteilchen, umgekehrt wie die Adhäsion des Wassers an solche Teilchen. Solche Schwefelerzteilchen, für welche Wasser die geringste Adhäsionsneigung besitzt, also am kräftigsten einer Wasserbenetzung widerstehen, oder mit welchem Wasser den größten Capillaritätswinkel bildet, die kommen in Kontakt mit den Gasbläschen, werden schließlich immer mehr von solchen Gasbläschen umhüllt, mit dem schließlichen Endresultat einer stärkeren Anhaftung beider aneinander. Unter den Mitteln, welche man schon in den ersten Versuchsjahren anwandte, um die Schwimmaufbereitung von Erzen zu beschleunigen und um eine vollständigere Trennung der Einzelteilchen zu bewirken und so eine mehr perfekte Scheidung zwischen Erzpartikel und Gangart zu erzielen, gehört einmal die Vertiefung der Scheidebottiche, also der Setzkästen, dann ein Erwärmen der Flüssigkeit, und schließlich auch das teilweise Absaugen der Luft oberhalb der Flüssigkeit im Tank, also Arbeiten mittels Vakuum. Die wirksamen Kräfte bei der Schwimmaufbereitung von Erzen müssen sehr vorsichtig gegeneinander abgewogen werden. Um in einem gegebenen Falle, für ein bestimmtes Erz, die Schwimmaufbereitung kontinuierlich durchzuführen, erfordert das Verfahren eine möglichst genaue Anpassung an den Charakter des zu behandelnden Erzes, die nur auf Grund eingehenden Probierens erreicht werden kann. Eine Vernachlässigung dieser sorgfältigen Vorproben führt offenbar recht oft zu lokalen Enttäuschungen bei Flotationsprozessen, die unter gänzlich anderen Verhältnissen und bei anderem Material sich auf anderen Werken als recht befriedigend erwiesen haben. Als ganz besonders geeignetes Objekt zu erfolgreicher Konzentration mittels der Schwimmaufbereitung erwiesen sich schon sehr frühzeitig die zinkhaltigen Tailings in Australien. Es sind dies die kleinen Zinkerzkörnchen, welche in Australien in großen Mengen vorhanden sind und früher aus wirtschaftlichen Gründen nicht aufbereitet werden konnten, sondern vielfach zu enormen Bergehalden aufgeschüttet werden mußten. Versuche, diese Zinkerztailings mittels Schwimmverfahren anzureichern, ließen bald erkennen, daß der Erfolg in hohem Maße von der Größe des Gangartpartikelchens im Verhältnis zum Schwefelerzteilchen abhängig ist, und ferner auch von dem Umstand, ob Mangan und Eisenkarbonate in der Gangart vorhanden sind. Besonders die reinen Zinkkonzentrate erwiesen sich bei Versuchen als recht ungeeignet für Schwimmaufbereitung. Als man jedoch solchem reinen Zinkerz die nötige Menge inerter Gangart zusetzte, dann ließ sich die Flotation sofort mit vollem Erfolg durchführen. War allerdings die Zugabe von Gangart in Ueberfluß erfolgt, so sanken alle Schwefelerzteilchen einschließlich der Zinkblendeteilchen einfach zu Boden. Der Prozeß der Schwimmaufbereitung bei den australischen Zinktailings ließ sich also nur unter ganz bestimmten Bedingungen mit Erfolg durchführen. Lange Zeit war man unter den Fachleuten im Zweifel darüber, ob die Gegenwart einer dünnen Lufthaut, einer dünnen Filmschicht aus Luft, welche die Schwefelerzteilchen umhüllt, anzunehmen sei und ob eine solche feine Luftschicht irgend einen Einfluß auf das Flotationsverfahren habe. Diese Frage ist sehr oft erörtert worden, besonders in den Arbeiten von Swinburne und Rudorf sowie von Huntington, die vielfache Diskussion in der Fachpresse hervorriefen. (J. Swinburne und G. Rudorf: The physics of ore Flotation: Transact. Faraday Society Bd. 1, Teil 4, Seite 336–344. A. H. Huntington: The Concentracion of metalliferous sulphides by Flotation: Transact. Faraday Society, Bd. 1, Teil 4, Seite 346–355) Jedenfalls hat sich erwiesen, daß das Feld der Erzaufbereitung mittels der Schwimmverfahren beschränkt ist auf die Trennung von solchen Mineralien, die nicht gleich feucht werden, sondern längere Zeit noch trocken bleiben – hauptsächlich sind dies sulfidische Erze – und solche Mineralien wie auch Gangarten, die sehr leicht vom Wasser benetzt werden. Wo aber zwei oder mehrere Mineralien zum Schwimmen gebracht sind, da muß noch eine weitere Scheidung erwirkt werden; entweder eine magnetische Scheidung, oder eine andere Art der Aufbereitung stattfinden, je nach dem Charakter solcher zusammengesetzter Erze. Ueber die Anfänge der Schwimmaufbereitung in Australien berichtet in zusammenfassender Weise die Geologische Landesanstalt zu Washington im Jahrgang 1908 der Mineral Resources. Bis zu jenem genannten Jahre hatten sich in Australien große Haldenbestände von zinkhaltigen Tailings angesammelt als Ergebnis des jahrelang betriebenen Bergbaues auf die Zink-, Silber-, Bleierze. Damals schätzten Fachleute diese Erzrückstände auf 6–7 Millionen long tons; der Metallgehalt dieser Halden wurde geschätzt auf etwa 1200000 long tons Zink, 350000 long tons Blei und 40 Millionen Unzen Silber. Manche der australischen Erzbergwerksgesellschaften, die solche komplexe Erze förderten, hatten schon seit einigen Jahren Flotationsverfahren ausgearbeitet und in der Praxis angewandt. Diese Schwimmverfahren in Australien ähnelten sich alle mehr oder weniger, indem sie die Auftriebskraft der Luft oder der Gasblasen von Kohlensäure als wirksames Agens benutzten. Die oxydierten und verwitterten Tailings der alten Haldenbestände erwiesen sich immerhin als etwas schwieriger zu behandeln wie frisch gefallene Zinkerztailings, doch bewirkte der Zusatz von etwas Schwefelsäure zu der Lösung im Erzbottich, daß die dünne Oxydionsschicht der Erzpartikelchen sich ablöste und die verbleibenden Sulfiderzpartikelchen dann ein geeignetes Objekt für die Einwirkung der Flotationskräfte abgaben. Die Bedeutung des australischen Wettbewerbs in der Zinkerzeugung, vor allem zunächst hinsichtlich der Förderung von Zinkerzen, rechtfertigt eine kurze Erörterung derjenigen Schwimmverfahren, welche in jenem Lande schon vor 1908 in Uebung standen. Nach einem derzeitigen Berichte des Londoner Mining Journal belief sich im Jahre 1908 in Australien die Gewinnung von Zinkerzkonzentrat aus alten sowohl wie neuen Tailings im Broken-Hill-Erzgebiete auf folgende Mengen: Erzeugung von aufbereitetem Zinkerz aus Tailings aller Art zu Broken Hill in Neusüdwales Erzgesellschaft Schwimm-verfahren VerarbeiteteTailings GewonneneKonzentrate long tons long tons Sulphide Corporation Ballott-Prozeß 182340 98000 Broken Kill Proprietary Potter-     „ 276703 64373 Zinc Corporation Elmore -   „ 131965 45707 Minerals Separation Co Ballott-    „ – 32197 De Bavays Treatment Co De Bavay „ 74187 22590 Die Broken-Hill-Gesellschaft mit einer Vorratshalde von rund 3 Millionen Tons an Tailings wandte zuerst das Schwimmverfahren Delprat an, indem sie die Tailings in einer verdünnten Lösung von Salz und Schwefelsäure behandelte, Patentstreitigkeiten zwischen dem Delprat-Verfahren und dem Potter-Prozeß, der ebenfalls verdünnte Schwefelsäure als Flotationsagens benutzte, endigten in einem Kompromiß, wonach dann die Broken-Hill-Proprietary-Company das Recht zugesprochen erhielt, den Potter-Prozeß anwenden zu dürfen. Dagegen erhielten die Inhaber des Potter-Verfahrens das Recht, die Delprat-Patente überall in Australien benutzen zu dürfen. So kam der Potter-Prozeß denn endgültig auf den Erzbergwerken der Broken-Hill-Proprietary-Comp. zur Anwendung. Die neue Aufbereitungsanlage 1908 besaß bereits eine Leistungsfähigkeit von jährlich mehr als 50000 tons 42prozentiges Zinkerzkonzentrat. Die Sulphide-Corporation (Limited) betreibt die Central Mine; auch hier hatten sich bis zum Jahre 1908 bereits über 1 Million tons an zinkhaltigen Tailings angesammelt, die damals, als der weiteren Verarbeitung unwürdig, einfach auf die Halde gestürzt wurden. Diese Tailings wurden nun durch die Minerals Separation Company zur weiteren Verarbeitung übernommen, welche damals ein gemischtes Schwimmverfahren anwandte, nämlich den Sulman-Picard-Ballott-Prozeß Bei dieser Art der Aufbereitung werden die zinkhaltigen Tailings Südaustraliens mit einer geringen Menge Oel oder Oelsäure und ebenfalls mit wenig mineralischer Säure gemischt und dann kräftig mit Wasser in dem Flotationstank behandelt; dabei heben sich dann die Schwefelerzkonzentrate nach oben in eine entstehende Schaumschicht. Die Minerals Separation Company besaß schon im Jahre 1908 zur Verarbeitung der alten Haldenbestände, die sie von der Sulphide Co auf deren Werk Central Mine gekauft hatte, zwei solcher Aufbereitungsanlagen. Die eine verarbeitete die alten verwitterten Tailings der Halden, die andere Anlage verarbeitete die täglich frisch anfallenden Tailings der Centralgrube. Die gesamte Leistungsfähigkeit dieser Aufbereitungswerke der Minerals Separation belief sich von Anfang schon auf rund 1200 tons Tailings. Ebenfalls schon um die Zeit des Jahres 1908 wurden die zinkhaltigen Tailings von der Broken Hill Nordgrube mittels Schwimmverfahren aufbereitet, und zwar nach dem De-Bavay-Prozeß. In diesem Verfahren werden die Tailings in der Form einer dünnen Paste „gasifiziert“ mit Kohlensäure und dann auf geneigte Aufbereitungsherde gebracht, von wo aus die Erzmasse in einen Trog rutscht, wo die sulfidischen Bestandteile der Tailings dann aufgeschwemmt werden und mit dem Schaum in den Konzentrationsbottich übergehen. Das notwendige Kohlensäuregas kann auch aus gewöhnlichem Rauchgas bestehen. Dieser De-Bavay-Prozeß verläuft langsamer, ist zudem wesentlich komplizierter, bedarf auch einer größeren Sorgfalt in der Leitung und Beaufsichtigung und endlich erfordert er offenkundig mehr Betriebskosten als andere Schwimmverfahren. Andererseits wurde schon 1908 auf der Broken Hill Nordgrube festgestellt, daß seine effektive Wirkung eine so vorzügliche ist, daß nahezu aller Zinkgehalt der Tailings auch wirklich gewonnen werde. Insofern war der Prozeß also doch, trotz aller sonstigen Einwände, recht günstig. Die De Bavays Treatment Company kaufte 1908 auch 370000 tons Tailings von der Broken Hill Proprietary Block 10 Company, und ferner noch die täglich anfallenden Tailings auf der Broken Hill South Silver Mining Company. Auf diese Weise hatte sich die De-Bavay-Gesellschaft eine reichliche Menge Rohmaterial gesichert. Die Zinc Corporation Ltd. wurde um jene Zeit eigens gegründet, um die Vorräte alter Bestände von Tailings in Neusüdwales zu erwerben. Unter den von dieser Gesellschaft gekauften Haldenbeständen befanden sich jene der Broken Hill Proprietary Block 10 Company, der Broken Hill South Silver Mining Company, der British Broken Hill Proprietary Company und der Broken Hill Proprietary Block 14 Company. Alles in allem beliefen sich diese alten Haldenbestände auf mehr als 2 Millionen long tons (à 1016 kg.) Diese fest gekaufte Menge Altmaterials nebst dem kontraktlich erworbenen täglichen Anfall dieser Bergwerksgesellschaften an neuen Tailings wurde 1908 schon als genügend geschätzt, um der Aufbereitungsanstalt der Zinc Corporation Limited auf reichlich elf Jahre Rohstoff zu sichern. Die Zinc Corporation arbeitete nach einem Schwimmverfahren, welches dem Elmore Vakuum-Prozeß gleichkam oder nahestand; Oel und verdünnte Schwefelsäure wurden angewandt und der Flotationsvorgang selbst noch durch die teilweise Erzeugung eines geringen Vakuum beschleunigt. Die Anlage der Zinc Corp. hatte eine Leistungsfähigkeit von 800 tons Tailings in 24 Stunden. Die Tailings enthielten im Durchschnitt 20 % Zink, 5,75 % Blei und 8 Unzen Silber auf die long ton. Die aus der Vakuum-Schwimmaufbereitung kommenden Konzentrate werden auf 20 Wilfley-Herden weiter behandelt und man erzielt hier zwei verschiedene Endprodukte mit folgenden durchschnittlichen Metallgehalten: a) Zink 46,5 % b) Zink 15% Blei   7,25 % Blei 58 % Silber 16 Unzen Silber 39 Unzen pro lg ton pro lg ton In Europa hatte sich im ersten Jahrzehnt des laufenden Jahrhunderts der Elmore-Vakuumprozeß bereits auf einer ziemlichen Anzahl von Erzgruben Eingang geschaffen. Hauptsächlich fand diese Methode der Schwimmaufbereitung Anwendung bei der Scheidung von Kupfersulfiden von den verschiedenen Gangartmineralien. In einigen Fällen wurde der Elmore-Prozeß in Europa auch angewandt um Zinkblende aufzubereiten. Im allgemeinen jedoch fanden die Flotationsprozesse in den ersten Jahren noch verhältnismäßig wenig Beachtung in Europa. Dagegen war in den Vereinigten Staaten die Entwicklung der Flotationsverfahren schon rüstig auf dem Wege. Verschiedene Methoden der Schwimmaufbereitung fanden in den Ver. Staaten die Wege zu ihrer Entwicklung, insbesondere der Elmore-Prozeß sowie der Mc-Quisten-Prozeß wurden auf vielen Erzbergwerken der Union mit Erfolg eingeführt, teilweise schon während des letzten Jahrzehnts des vorigen Jahrhunderts. So wurde bereits im Jahre 1890 zu Baker City in Oregon der Criley- und Everson-Oelprozeß versuchsweise eingeführt, um sulfidische Erze von ihrer Gangart zu scheiden. (Eng. and Min. Journ. Bd. 50. 15. XL 1890 S. 581.) Das vom Erzbrecher kommende genügend zerkleinerte Erz wurde mit einem schwarzen, dicken Oel gemischt und dann Wasser zugegeben, welches etwas mit Schwefelsäure angesäuert war. Darauf wurde dann die ganze Mischung bis nahe an ihren Siedepunkt erhitzt. Die Sulfide des Erzes stiegen in einem sich bildenden dicken Schaum herauf an die Oberfläche des Bades, während die reinen Gangteilchen, aus Quarz bestehend, am Boden der Sitzwanne liegen blieben. Leider gibt der Bericht in der zitierten Fachzeitschrift keinerlei weitere Einzelheiten hinsichtlich des wirtschaftlichen Nutzeffektes dieses damals schon geübten Criley- und Everson-Schwimmverfahrens. Anscheinend lagen solche Erfahrungsresultate über den kommerziellen Nutzen dieser Methode wohl niemals vor. Einige Zeit später fand der Sanders-Flotationsprozeß Eingang, und zwar zuerst versuchsweise im westlichen Kentucky, woselbst man diese Methode erprobte bei der schwierigen Trennung der Zinkblende vom Flußspat. Das dortige Roherz in Kentucky enthält Blei, Zink und Flußspat; es wird auf Backenbrechern gebrochen und durch Siebe mit 20 Maschen auf den Quadratzoll gesiebt. Darauf geht das gesiebte Gut über Konzentrationsherde des Wilfleytypus und man erhält drei verschiedene Produkte, nämlich 1) Bleikonzentrate, 2) Zink-Flußspat-Middlings und 3) Flußspat-Tailings. Die Middlings wandern in die Flotationstanks und werden hier kräftig in einem Bad von neutralem oder basischem Tonerdesulfat (alum) bei 85–90° behandelt. Kleine Gasbläschen, wohl H2S, steigen an die Oberfläche und schleppen die sulfidischen Bestandteile der Middlings mit nach oben, wo sie in die Absetzkästen abgeschwemmt werden. Die Gewinnung des Zinkgehalts dieser so behandelten Middlings soll nach gleichzeitigen Angaben in amerikanischen Fachzeitschriften bis auf 80–90 % getrieben werden können. Die Kosten dieser Schwimmaufbereitung wurden im Jahre 1890 zu 34 Cents auf die Tonne angegeben. Beide Ergebniswerte wurden in jenem Jahre auf einer Versuchsanlage im westlichen Kentucky festgestellt, wo man Flußspat-Blei-Zinkerze auf einem Werke zu Marion nach diesem Sanders-Prozeß aufbereitete. Diese Versuche müssen wohl genügend günstig ausgefallen, denn sie führten später zur Errichtung einer großen Sanders-Flotationsanlage mit zwei Schwimmertanks, jeder von 100 tons Leistungsvermögen. Diese erste größere Betriebsanlage zur Schwimmaufbereitung wurde erbaut im Jahre 1908 auf der Aufbereitungshütte der Tri-Bullion-Smelting and Refining-Company zu Kelly in Neu-Mexico. Dies Werk dient zur Scheidung von Zinkblende von Schwefelkies. Nächst dem Sanders-Prozeß fand in den Vereinigten Staaten der Mc-Quisten-Prozeß dann schnellen Eingang. Der ursprüngliche Mc-Quisten-Prozeß war eine einfache Wasserschwimm-Methode; erst spätere Patente sahen dabei eine vorhergehende Behandlung der Tailings mit Oel vor. Bei dem Flotationsvorgang selbst spielte keinerlei Säure oder Gasblasen irgend eine Rolle. Die ursprüngliche Ausstattung des Mc-Quisten-Verfahrens bestand aus einem Rohr von 1 Fuß Durchmesser und 4–6 Fuß Länge, welches am Ausgangs- oder Entladungsende ein wenig gebogen ist. Eine nähere Beschreibung dieses Verfahrens, welches mehrfach verbessert worden ist, soll nachher folgen. Eine der ersten amerikanischen Anlagen, welche nach dem Mc-Quisten-Verfahren arbeitete, besaß eine Leistungsfähigkeit von 125 tons und enthielt 100 Rohre, die in Gruppen zu je 4 angeordnet waren. Die Anlage wurde auf der Adelaide-Grube zu Golconda im Staate Nevada erbaut. (Eng. and Min. Journal, Bd. 84, 1907, Seite 765–770.) Nach dem zitierten Bericht erbrachte diese Anlage zu Golconda eine erfolgreiche Trennung von Chalcopyrit (Kupferkies) mit kleineren Beimengungen anderer Sulfide von der dichten quarzigen Gangart, die mit Spinell und Granat durchsetzt war. Um jene Zeit, 1907 oder 1908, fanden auch noch größere experimentelle Versuche mit dem Kupfererz von Ely in Nevada statt, ferner mit Kupfererz von der Newhouse-Grube in Utah und mit Zinkerz von Rico in Colorado. Doch wurden die Ergebnisse dieser Probeverarbeitungen s. Zt. nicht veröffentlicht, nur so viel steht fest, daß man den Mc-Quisten-Prozeß auch hier anwandte. Versuche mit dem Elmore-Vakuumprozeß wurden ebenfalls um jene Zeit auf verschiedenen Blei-Zinkgruben angestellt, so auf den Werken der Empire Zinc Company zu Canon City in Colorado und auf der Lanyon-Hütte zu Salt Lake City in Utah. Die Versuche erwiesen jedoch, daß der damals gehandhabte Elmore-Prozeß in seiner einfachen Apparatur nur für eine ganz beschränkte Zahl amerikanischer Erze sich als tauglich erwies. Dagegen erbrachten Versuche mit siderithaltigen Zinkerzen von den Ruth- und Blue Beil-Gruben in Britisch-Columbia sehr gute Resultate bei Anwendung des einfachen sauren Schwimmverfahrens. (Report of the British Columbia Zinc Commission 1906, Seite 123–128.) Andererseits aber zeigte sich, daß mit Erzen von ähnlichen columbischen Gruben, welche jedoch keinen Siderit enthielten, auch nur geringe Aufbereitungsresultate erzielt wurden. Ohne Zweifel hat demnach bei der Aufbereitung solcher komplexer Blei-Zinkerze wie sie die britisch-columbischen Gruben fördern, deren Gehalt an Eisenspat (Siderit) einen Einfluß auf das Gelingen der Separation. – (Fortsetzung folgt.)