Polytechnische Schau. (Nachdruck der Originalberichte – auch im Auszüge – nur mit Quellenangabe gestattet.) Polytechnische Schau. Eingüsse, Steiger und verlorene Köpfe. Einer der wichtigsten Faktoren für das Gelingen eines guten Gusses ist die Frage der Anordnung und Ausführung der Eingüsse, Steiger und verlorenen Köpfe, die im folgenden behandelt werden sollen, und zwar zunächst beim Gießen kleiner Stücke in grünem und in getrocknetem Sande, dann mittlerer Stücke und schließlich schwerer Stücke im Boden und im Kasten. Dabei sollen kurz noch erörtert werden die lineare Geschwindigkeit des Gußeisens, die Gießzeit zur Formausfüllung und die günstigste Form für die Steiger und verlorenen Köpfe. Es ist dabei wohl selbstverständlich, daß in jedem Fall das Metall chemisch und physikalisch den gestellten Anforderungen einer jeden Stückart anzupassen ist. Das Gießen in grünem und in getrocknetem Sande. Betrachtet man diese beiden Formarten, so kann festgestellt werden, daß bei diesen die einzelnen Gießphasen, Gasentweichungen, Schwindung, Dichte des Eisens sowie die Abkühlung verschieden sind. Nimmt man z.B. zwei Stücke von gleichem Volumen, so ergeben sich zwei verschiedene Erscheinungen hinsichtlich des Gießens und der Abkühlungsgeschwindigkeit. Das Stück in grünem Sand kann langsamer und ohne Steiger gegossen werden, die Gase entweichen durch die Sandporen und die Formwände aus feuchtem Sand nehmen plötzlich eine gewisse Temperatur des Metalls an. Bei einer getrockneten Form sind 1 oder 2 Steiger anzubringen, die das Stück mit Eisen speisen sollen und ferner die Gase und die Luft, die sich in der Form befinden, abziehen lassen. Bei einem Vergleich von in grünem und in getrocknetem Sand gegossenen Stücken ergeben sich in thermischer Beziehung folgene Tatsachen: Gießtemperatur des Eisens 1100°, Temperaturverlust je Sekunde in der ungetrockneten Form 9°, in der getrockneten 3°. Rechnet man mit einer Gießzeit von 12 bis 16 Sekunden, so erhält man im ersten Falle einen Temperaturverlust von \frac{12+16}{2}\times9 = 126^° und im zweiten einen solchen von \frac{12+16}{2}\times3 = 42^°, sodaß die Temperatur der Gußstücke nach dem Gießen 1100°–126° = 974° bzw. 1100°–42°= 1058° beträgt. Werden versuchsweise beide Stücke ohne Steiger gegossen, so ist beim grünen Sand die Metallauflagerung einheitlich und voll, während sie in der getrockneten Form in ihrem oberen Teil, wenn auch in geringem Maße, aber doch sichtlich bogenförmig verläuft. Deshalb müssen auch Stücke in getrockneten Formen stets durch Steiger gespeist werden, bis das Metall in den teigigen Zustand übergegangen ist. Dies beansprucht dreimal soviel Zeit als der Grünsandguß. Dieser Unterschied in der Abkühlung von Grünsand- und von Trockensandguß konnte sowohl bei kleinen Stücken als auch bei Stücken mit großen Oberflächen, aber geringen Wandstärken beobachtet werden. Es gilt dies auch für dickwandige Stücke, jedoch mit der Einschränkung, daß diese Erscheinung sich in viel kleineren Verhältnissen abspielt. Berechnung der Gießgeschwindigkeit. Jeder Gießer sollte die Gießzeit für alle Arten von Gußstücken kennen, da dies eine der Hauptfragen für das Gelingen des Gusses ist. So müssen z.B. Schwungräder, Walzenständer schnell, Maschinenzylinder dagegen bei einer wohl berechneten Geschwindigkeit gegossen werden; für Kondensatoren, die eine reichliche Kernmasse besitzen, gilt dies besonders, damit die Kerne nicht versetzt und vor allem, damit die Gase die nötige Zeit haben abzuziehen. Die Berechnung der Gießzeit und -Geschwindigkeit ist leicht. Nehmen wir folgendes Beispiel an: Gewicht des Gußstückes 6000 kg, Gießzeit 1 Minute oder 60 Sekunden. Das Gußgewicht in Sekunden beträgt demnach 6000 : 60 = 100 kg/sec. Bei einem Eingußquerschnitt von 50 cm2 ist das Gewicht eines 1 m langen Stabes 50 × 1000 × 7,2 = 36 kg. Da das in der Sekunde gegossene Gewicht 100 kg ausmacht, ist die lineare Geschwindigkeit des Eisens 100 kg : 36 kg = 2,800 m/sec für eine Temperatur von 1100°. Bestimmen wir nun den Einguß je cm2 Gewicht und Geschwindigkeit: Für 1 cm2 ist das Gewicht 100 kg : 50 cm2 = 2 kg/sec. Das Gewicht eines Stabes von 1 cm2 auf 1 m Länge beträgt 720 gr, woraus sich ergibt 2 kg : 0,720 = 2,800 m/sec. Dieses Stück wird mit 4,5 oder 8 Eingüssen gegossen, die einen Gesamtquerschnitt von 50 cm2 einnehmen und von einem Eingußtümpel gespeist werden. Diese Erfahrung wurde bei einem hydraulischen Zylinder von 600 mm Durchmesser und 4 m Höhe gewonnen. Gewicht eines Stückes von 9000 kg, Zeit 1 ½ Minuten oder 90 Sekunden. Gußgewicht in der Sekunde 9000 : 90 = 100 kg. Eingußquerschnitt 70 cm2, Stabgewicht von 1 m Länge 70 × 1000'' × 7,2 = 50 kg. Lineare Geschwindigkeit 100 kg : 50 = 2 m/sec. Für 1 cm2 ergibt sich 100 kg : 70 cm2 = 1,430 kg und weiter 1,430 : 0,720 = 2 m Geschwindigkeit. Gießen eines Kondensators: Zeit 1 Minute 50 Sekunden oder 110 Sekunden. Gewicht 4000 kg, also 4000 : 110 = 36 kg/sec. Querschnitt des Eingusses 30 cm2, also für 1 m Länge 30 × 7,2 = 21,6 kg. Lineare Geschwindigkeit 36 kg : 21,6 kg = 1,6 m/sec. Gewicht in der Sekunde je cm2 36 kg : 30 cm2 = 1,2 kg. Bestimmung der Gußzeit. Beispiel 1 Schwungrad von 17 t Gewicht. Gießzeit 2 Minuten oder 120 Sekunden. Gewicht 17000 kg : 120 = 140 kg/sec. Da von zwei Seiten gegossen werden muß, ist der Querschnitt beider Eingüsse zu bestimmen, also Gewicht je Sekunde 140 kg : 2 = 70 kg. Es sind also 70 kg Eisen je Sekunde 2 Minuten lang durch die beiden Eingüsse, deren Querschnitt bestimmt werden soll, zu leiten. Mit den verschiedenen Arten des Eingießens wechselt auch die Geschwindigkeit des Metalles, je nachdem man fallend, steigend oder in Formen mit Kernen gießt, in denen das Eisen mithin auf ein Hindernis und einen gewissen Widerstand stößt, bevor es in die Form ganz eindringt und sie ganz ausfüllt. Bei einem Schwungrad muß das Eisen eine bedeutende Fläche bedecken und durchlaufen, so daß ein derartiges Stück schnell gegossen werden muß, wenn verhindert werden soll, daß das Eisen an einzelnen Teilen des Stückes teigig wird. Infolge des großen Gießweges hätte es bei langsamem Gießen einen Teil seiner Wärme verloren und die beiden Enden des Metalles, die in der Form zusammentreffen, würden schlecht zusammenschweißen. An dieser Stelle würde die Widerstandsfähigkeit des Gußstückes stark vermindert werden. Als eine zweckdienliche Zeit zum Gießen von 17–20 t hat sich eine solche von 2 Minuten bewährt. Bei dem vorgenommenen Beispiel gehen wir von einem Sekundengewicht von 1,2 kg/cm2 Eingußquerschnitt aus, woraus eine lineare Geschwindigkeit des Metalles von rund 1,6 m/sec folgt. Wir erhalten also 140 : 2 Eingüsse = 70 kg; 70 kg : 1,2 kg = 58 cm2. Der Querschnitt von 58 cm2 entspricht einem Durchmesser von 86 mm, so daß 2 Eingüsse von 86 mm Durchmesser anzunehmen sind. Da wir nun im Gewicht von 1,2 kg/cm2 gießen und 1 Meter 720 gr wiegt, so folgt 1,200 : 0,720 = 1,66 m lineare Metallgeschwindigkeit im Einguß. Man muß also an erster Stelle die Gießzeit entsprechend der Art des betreffenden Stückes bestimmen, nämlich 1, 1 ½, 2, 3 Minuten usw. Sobald dies festliegt, lassen sich der Querschnitt und Durchmesser der Eingüsse, wie gezeigt, errechnen. Es entsteht nun die Frage: Soll schnell oder langsam -gegossen werden? Für einzelne Fälle sehr schnell, nämlich 2–3 m/sec, für andere im Anfang schnell und zum Schlüsse sehr langsam. Die Gründe werden weiter unten dargelegt. Für Dampfzylinder, Kondensatoren, Pumpen und Stücke, in denen die Kerne ein großes Volumen einnehmen, dürfte die lineare Geschwindigkeit höchstens 1,5 m bei einem Gewicht von 50–70 kg/sec für Stücke von 2–6000 kg betragen. Bei solchen Stücken muß vermittels Gießtümpels für die Druckverminderung gegossen, dabei aber doch ein großes Volumen Eisen innerhalb einer bestimmten Zeit eingefüllt werden. (La Fonderie Moderne.) Dr.-Ing. Kalpers. Silikasteine. Ein Industriezweig, über den man verhältnismäßig wenig hört und der aber doch in der Metallurgie eine hervorragende Stelle einnimmt, ist die Herstellung der feuerfesten Steine, d.h. der Steine, die zur Ausmauerung hüttenmännischer und stark beheizter Oefen Verwendung finden und so genannt werden, weil sie hohen Temperaturen im Feuer widerstehen, also feuerfest sein müssen. Je nach dem Charakter der im Ofeninnern erfolgenden Vorgänge gibt es eine Reihe von verschiedenen Arbeiten feuerfester Steine, die sich durch ihre Zusammensetzung, ihre Eigenschaften und ihr Verhalten im Feuer voneinander unterscheiden. Zu nennen sind kieselsäurehaltige und kieselsäure-tonerdehaltige Stoffe, tonerdehaltige Stoffe, Magnesit, Dolomit, Graphit, ferner die Sondererzeugnisse Chromit, geschmolzener Bauxit, Corindon, Carborundum, Zirkonsäure, Zirkonsilikat und geschmolzener Quarz. Von diesen Stoffen spielen die kieselsäurehaltigen insofern eine große Rolle, als sie in gewaltigen Mengen für die Ausmauerung von Koksöfen, Martinöfen, Gaswerköfen, sowie viele andere Industrieofenanlagen verwendet werden. Diese aus hochkieselsäurehaltigem Material, den Quarziten, hergestellten Steine führen den Namen Silikasteine. In dem Rohstoff, den Quarziten, ist der wichtigste Bestandteil die Kieselsäure, die mit etwa 97–98% vorhanden ist; es folgen die Tonerde mit 1,01 bis 2,36%, Eisenoxyd mit 0,25–0,75%, Calciumoxyd mit 0,06–0,08%, Magnesiumoxyd mit 0,05–0,12% und Kaliumoxyd mit 0,07–0,3%. Lange Zeit hielt man die Analyse und chemische Zusammensetzung für die geeignetste Beurteilung der Güte und Eigenschaften der Quarzite und fand daher oft keine Erklärung für das verschiedenartige Verhalten von Steinen im Feuer, die annähernd dieselbe Zusammensetzung aufwiesen und von denen die einen Sorten fest und hart blieben, während andere mürbe und locker wurden, andere wieder sich im Ofen ausdehnten, daß das Mauerwerk gefährdet wurde. Vollständige Klarheit brachte hier erst die Untersuchung mit dem Polarisationsmikroskop, mit dessen Hilfe es nun möglich war, das Gefüge der Quarzite genau zu unterscheiden. Es stellte sich dabei heraus, daß die eine Sorte der Quarzite aus mehr oder weniger großen Quarzkristallen besteht, die aneinander liegen oder ineinander greifen. Diese Quarzite werden als Felsquarzite oder wegen ihres kristallförmigen Charakters als Kristallquarzite bezeichnet. Die anderen Quarzite, die Findlingsquarzite, zeigen ein ganz anderes Aussehen, hier sind die Quarzteilchen klein und befinden sich voneinander getrennt in eine amorphe Grundmasse, den Basaltzement eingebettet. Sie heißen daher auch amorphe Quarzite oder Zementquarzite. Die Herstellung der feuerfesten Steine selbst geht folgendermaßen vor sich: Der Rohstoff, der Quarzit, gelangt aus dem Vorratsbunker oder vom Lager zunächst zur Hartzerkleinerungsanlage, die die groben Steine vorbricht und das Aufbereitungsgut in Backenbrechern und Kollergängen weiter zerkleinert und mahlt. Von dort aus führen Förderbänder das Mahlgut in einen großen Bunker, der in mehrere Abteilungen zwecks Entnahmemöglichkeit der verschiedenen Quarzitsorten unterteilt ist. Unter diesem Behälter befinden sich genau einstellbare Vorrichtungen, die den gemahlenen Quarzit in beabsichtigten Verhältnismengen aus dem Behälter auf Bandförderer gleiten lassen. Diese Bandförderer bringen das Aufbereitungsgut zu Mischkollergängen, die es nunmehr mit einer bestimmten Menge Kalkmilch, dem notwendigen Bindemittel, innig vermischen und zu einer formfähigen Masse verarbeiten. Für diese Arbeitsvorgänge, die alle selbsttätig und mechanisch vor sich gehen, werden nur wenig Leute benötigt. So werden in einer unserer größten Fabriken feuerfester Steine, bei der Silikaindustrie-Gesellschaft, Düsseldorf, täglich rund 150 Tonnen Steinmasse mit Hilfe der neuzeitlichen Einrichtungen auf diesem Werk lediglich durch 3 Arbeiter formfähig aufbereitet. Da der Kalkgehalt in dem fertigen Erzeugnis stets die gleiche zulässige Menge betragen muß, wird die Kalkmilch selbstverständlich auch ständig untersucht und gemessen. Von den Mischkollergängen aus gelangt die Masse in die Formerei, in der die Steine entweder durch Maschinen oder von Hand geformt werden. Für die Herstellung der üblichen Größen, die in großen Mengen gebraucht werden und immer gleich sind, dienen die Steinformmaschinen, für schwierigere Stücke die Handarbeit. Wie verschiedenartig die Steine sein können, geht daraus hervor, daß aus deutschen Normalformaten folgende Normalien aufgestellt sind: 1/1 Normalstein, ¾ Normalstein, ½ Normalstein, 4 Arten Ausgleicher, Blocksteine, 4 Arten Gittersteine, Keilsteine, davon 8 Sorten Lang-Widerlager, 14 Sorten Kopf-Widerlager, 12 Sorten Kopfwölber, 6 Sorten Langwölber, ferner verschiedene Größen von Koksofensteinen und von Steinen für Retortenöfen, dazu kommen noch die englischen Normalformate. Sind nun die Steine geformt, so bringen Förder-vorrichtungen sie in die Trocknerei und von da aus in die Brennöfen. Das Brennen der Steine stellt den wichtigsten Vorgang bei der Herstellung der Silikasteine dar und erfolgt aus folgendem Grund: Alle Quarzite haben im Feuer die Neigung, sich auszudehnen oder, wie man sagt, zu wachsen. Würden also die Oefen mit nur getrockneten Steinen ausgekleidet, so wäre die Folge ein Wachsen der Steine in der Hitze und mithin eine gegenseitige Zerstörung der Steine unter sich. Infolgedessen werden die Steine nach dem Trocknen gebrannt, d.h. auf solche Temperaturen erhitzt, denen sie später ausgesetzt werden. In diesem Brennprozeß erleiden sie bereits die nicht zu vermeidende Volumenzunahme, die erhalten bleiben soll und bei der späteren Verwendung in den Schmelz- oder sonstigen Oefen entweder gar nicht oder nur um ein geringes, aber dann in nicht mehr schädlichem Maße vergrößert werden darf. Es ist dabei keineswegs gleichgültig, welche von den beiden oben aufgeführten Quarzitsorten, nämlich dem Felsquarzit und Findlingsquarzit gebrannt werden. Durch den Wärmevorgang erleidet nämlich der Quarzit Umwandlungen, da er nur bis 900° beständig ist; oberhalb dieser Temperatur geht er über in die Formen Kristobalit und Tridymit. Diese Umwandlungen gehen bei den Findlingsquarziten leichter vor sich als bei den Felsquarziten, bei welchen letzteren die Umwandlung langsamer und nicht so gleichmäßig erfolgt. Sie sind also auch nicht so volumenbeständig als die ersteren, da mit der Umwandlung auch die Volumenzunahme verbunden ist. Gleichzeitig mit der Volumenzunahme ist eine Abnahme des spezifischen Gewichtes zu verzeichnen, das beim Quarz 2,65, beim Kristobalit 2,33 und beim Tridymit 2,27 beträgt, während die Volumenvermehrung rund 14 bis 15% ausmacht. Da eine höchstmögliche Volumenbeständigkeit das anzustrebende Ziel bei der Herstellung feuerfester Steine ist, so trachtet man danach, nach Möglichkeit die Tridymitform zu erreichen. Infolgedessen verwendet man bei uns fast ausschließlich Findlingsquarzite, während die Amerikaner nicht über Findlingsquarzite verfügen, dafür Felsquarzite brennen, die infolgedessen auch länger gebrannt werden müssen. So dauert z.B. der Brennvorgang auf einem amerikanischen Werk vom Tage des Einsetzens bis zum Ausnehmen der Steine 28 Tage (Einsetzen 2% Tage, Feuern 12–13 ½ Tage, Höchsttemperatur 1 Tag, Abkühlen 9 Tage, Ausnehmen 2 ½ Tage). Das Brennen braucht aber nicht unbedingt solange durchgeführt werden, bis die Tridymitform erreicht ist, sondern die Brenndauer hängt davon ab, innerhalb welcher schnellsten Zeit die größte Volumenzunahme erreicht ist. Unsere Zementquarzite besitzen eine große Wachstumsgeschwindigkeit und erreichen ihre größte Ausdehnung verhältnismäßig schnell; wenn dann auch die letzte Kristallform, der Tridymit, noch nicht gleichmäßig vorhanden sein sollte, so ist ein weiteres Brennen doch nicht mehr erforderlich, da sich die letzte Umwandlungsform im Schmelz- oder sonstigen Ofen von allein ergibt. Die Ausdehnung der Steine selbst ist dann sehr gering und für die Sicherheit des Ofenfutters ohne Bedeutung. Nach dem Brennen werden die Silikasteine noch mehreren Proben unterzogen, so z.B. Belastungsprobe bei hohen Temperaturen, die ihre Druckfestigkeit feststellen soll, ferner wird das spezifische Gewicht durch Pyknometer und Volumenometer bestimmt, daneben selbstverständlich auch die chemische Zusammensetzung. Die Silikasteine der Silikaindustrie-Gesellschaft, Düsseldorf, besitzen für Martinöfen 95,74 bis 96,18% Kieselsäure, 0,85–1,29% Tonerde, 0,62–0,81% Eisenoxyd, 1,99–2,10% Calciumoxyd, 0,08% Magnesiumoxyd, 0,09 bis 0,17% Kaliumoxyd, für Koksöfen 93,95–94,48% Kieselsäure, 1,27–1,80% Tonerde, 1,01–1,18% Eisenoxyd, 2,65–3,65% Calciumoxyd, 0,11–0,24% Magnesiumoxyd, 0,09–0,31% Kaliumoxyd. Der Erweichungspunkt dieser Steine bei 2 kg/qcm Belastung liegt für Martinofensteine bei 1660° bis 1670°. für Koksofensteine bei 1600° bis 1620°. Von Interesse erscheint es noch zu bemerken, daß die Brennöfen dieser Firma, die in ihren Lagerhallen 15000 Tonnen Steine aufnehmen kann, durch Generatorgas geheizt werden, zu dessen Erzeugung eine auch mit minderwertigen Brennstoffen und mit Abfallkoks beschickbare Generatoranlage dient. Dr.-Ing. Kalpers. Ueber die Verwendbarkeit von phenolreichen Urteerölen für den Betrieb von Dieselmotoren. A. Spilker hat sich der dankenswerten Aufgabe unterzogen, diese viel umstrittene Frage durch eigene Versuche zu klären. Zunächst weist er darauf hin, daß der Heizwert phenolhaltiger Teeröle dem der phenolfreien Oele nur wenig nachsteht und daß dieser Unterschied selbst bei Urteerölen mit 45% sauren Bestandteilen sehr gering ist, weil der hohe Gehalt dieser Oele an hydrierten Verbindungen die durch die Sauerstoffverbindungen bedingte Heizwertverminderung wieder ausgleicht. Ebenso ist es erwiesen, daß reine Phenole die im Motorenbau gebräuchlichen Metalle weder in der Kälte noch in der Wärme angreifen. Wo Korrosionen und Anfressungen beobachtet werden, so sind sie auf Schwefelverbindungen zurückzuführen, nicht aber auf die mit Unrecht gefürchteten sauren Bestandteile der Oele. Da Schwefel bekanntlich auf Kupfer und Kupferlegierungen, besonders bei Gegenwart von Ammoniak stark korrodierend wirkt, sollten Kupfer und seine Legierungen bei Apparaten, die mit schwefelhaltigen Oelen und namentlich mit solchen, die neben Schwefel noch Phenole enthalten, in Berührung kommen, grundsätzlich ausgeschlossen sein. Ebenso werden zinkhaltige Bronzen stark angegriffen, wogegen Gußeisen und Schmiedeeisen und ganz besonders die verschiedenen Sonderstähle, wie V2A- und Nickelstahl, äußerst beständig sind. Praktische Versuche mit feinen Apparatteilen, wie Düsen, Ventilsitzen u.a., die aus solchem Stahl hergestellt waren, ergaben keinerlei Anfressungen oder sonstige Schädigungen. Ebenso unbegründet ist die Befürchtung, daß aus den phenolhaltigen Oelen bei längerer Lagerung oder bei Einwirkung der Luft Harze entstehen, die die Einspritzdüsen der Motoren verschmieren und verstopfen. Die etwa entstehenden Harze lösen sich nämlich in den Oelen auf, und da im Dieselmotor ja keine Vergasung oder Verdampfung des Treiböles, sondern eine Vernebelung stattfindet, so ist die Ablagerung von Harzen nicht zu befürchten. Zur Widerlegung aller dieser Bedenken, die namentlich aus Ingenieurkreisen häufig gemacht werden, stellte Spilker einen praktischen Versuch mit einem vierzylindrigen 500-PS-Dieselmotor an, der ununterbrochen drei Monate hindurch mit einem Urteerdestillat betrieben wurde, das 40% Phenole enthielt. Das Oel hatte das spez. Gewicht 0,995 bei 15°, einen unteren Heizwert von 9100 kcal/kg und eine Viskosität von 1,88 Englergraden bei 20° C; seine Siedegrenzen lagen zwischen 150 und 300°. Ebenso wie beim Betrieb mit schwerem Steinkohlenteeröl wurde gewöhnliches Gasöl als Zündöl benutzt. Die erzielten Ergebnisse waren überraschend günstig. Der Motor lief ohne jede Störung mit ausgezeichnetem Wirkungsgrad und war trotz stark wechselnder Belastung sehr gut regulierbar. Die innere Untersuchung des Motors nach dreimonatigem Betrieb ergab keinerlei Verschmutzungen der Düsen, Anlaßventile oder der Oelzuleitung, ebenso wenig konnten bei peinlichster Untersuchung des Motors irgendwelche Korrosionen festgestellt werden. Während der dreimonatigen Betriebzeit wurden dem Motor 106 t Urteeröl und 14,24 t Gasöl zugeführt, es wurden damit 353270 kWh erzeugt, und zwar betrug der Oelverbrauch für die Erzeugung von 1 kWh 301 g Urteeröl und 40,4 g Gasöl. Aus den zugehörigen Heizwerten von 9100 bzw. 10214 kcal/kg errechnet sich der Wärmeverbrauch für 1 kWh zu 3153 kcal. Somit ist auch durch den praktischen Versuch erwiesen, daß Oele mit hohem Phenolgehalt für den Dieselmotorbetrieb sehr gut verwendbar sind. Ebenso wird auch das Urteerbenzin für den Betrieb von Explosionsmotoren große Bedeutung erlangen, da es heute bereits möglich ist, die darin in großer Menge enthaltenen ungesättigten Verbindungen ohne nennenswerte Verluste und mit erträglichen Kosten in gesättigte Verbindungen umzuwandeln. Da dieses Produkt im Hinblick auf seine Zusammensetzung ziemlich in der Mitte zwischen Benzin und Benzol steht, stellt es einen klopffreien idealen Betriebstoff für Automobilmotoren dar. (Brennstoffchemie 1926, S. 170–173.) Sander. Herstellung von reinem Wasserstoff und reinem Kohlenoxyd aus Wassergas. Zur Zerlegung des Wassergases in seine beiden Hauptbestandteile Wasserstoff und Kohlenoxyd hat die Chemische Fabrik Dr. Hugo Stoltzenberg in Hamburg das folgende neue Verfahren (D. R. P. 414911) vorgeschlagen, das angeblich die beiden Gase in so reinem Zustande zu gewinnen gestattet, daß sie auch für empfindliche Synthesen verwendbar sind. Das Wassergas wird dabei zunächst mit Gasreinigungsmasse von Schwefelverbindungen befreit, worauf das Kohlenoxyd in einer neutralen, Chlorammonium enthaltenden Kupferchlorürlösung absorbiert wird. Aus dieser Lösung wird das Kohlenoxyd danach durch Evakuieren wieder in Freiheit gesetzt; infolge seiner Reinheit soll es für organische Synthesen sehr gut geeignet sein. Der von Kohlenoxyd nahezu befreite Wasserstoff soll sodann über erhitztes Eisenoxyd geleitet werden, das hierbei zu metallischem Eisen reduziert wird. Ueber dieses wird schließlich Wasserdampf geleitet, wobei in bekannter Weise reiner Wasserstoff gebildet wird. Das entstandene Eisenoxyd wird wieder in das Verfahren zurückgeführt und von neuem durch unreinen Wasserstoff reduziert. Diese Arbeitsweise soll einen besonders reinen Wasserstoff liefern, wie er für Hydrierungen und Synthesen bisweilen erforderlich ist. Sander. Verringerung und Verhalten des im Generatorgas enthaltenen Schwefels im Siemens-Martin-Ofen. J. Bronn hat beachtenswerte Versuche über die Entschweflung von Generatorgas angestellt, indem er der zu vergasenden Steinkohle geringe Mengen gebrannten und frisch gelöschten Kalks beimengte. Die im Generator verarbeitete Kohle war eine Saarkohle, die im Mittel 12,7% Asche und 1,43% Gesamtschwefel enthielt. Der benutzte Generator war ein Morgan-Gaserzeuger mit stehendem, treppenförmigem Rost und dicht schließender Haube. Der Kohle wurde vor der Aufgabe frisch gelöschter Kalk in einer Menge von 2–3 vH zugesetzt. Dies hatte zur Folge, daß die Schlacke, die vorher geschmolzene Klumpen gebildet hatte, nunmehr 2–4% metallisches Eisen enthielt, das in Form von Kügelchen die Schlacke adernartig durchzog und das bis zu 15% Schwefel enthielt. Die Verteilung des Schwefels in der Gaserzeugerschlacke wurde eingehend untersucht, wobei sich ergab, daß durch den Kalkzusatz im Durchschnitt eine Zunahme des Schwefels von 1,54 auf 2,79% eingetreten war. Berücksichtigt man aber noch, daß zugleich der Aschegehalt der Kohle um die Menge des zugesetzten Kalks sich erhöht hat, so zeigt sich, daß die Schlacke mehr als das Doppelte ihres vorherigen Schwefelgehaltes aufgenommen hat. Anderseits erfuhr der Schwefelgehalt der Siemens-Martinschlacke eine Abnahme von 0,27 auf 0,19%. Die günstige Wirkung, die der Kalkzusatz zur Kohle zeigt, wurde auch von anderer Seite bestätigt. Auch der Vergasungsvorgang selbst wird durch den Kalkzusatz günstig beeinflußt, denn das Zusammenbacken der Kohle wird hierdurch verringert und die Schlacke wird mürber. Eine Abkühlung der Gase durch den Kalkzusatz tritt nicht ein, da bei der Aufnahme des Schwefels durch den Kalk Wärme frei wird. Auch bei der Vergasung von schwefelreicher Braunkohle kann ein geringer Zusatz von gebranntem Kalk von Vorteil sein, obwohl Braunkohle mitunter schon von Hause aus ziemlich viel Kalk enthält. Dieser gebundene Kalk kann jedoch nur in den tieferen Schichten des Gaserzeugers Schwefel aufnehmen, während er auf die im oberen Teile des Generators entstehenden Gase ohne Einfluß ist. (Stahl u. Eisen 1926, S. 78–80.) Sander. Verwendung von Preßluft bei Rohrlegungen. Ueber die Verlegung einer Hochdruck-Gasleitung von 24 Zoll Durchmesser in Washington macht E. H. Paull interessante Mitteilungen. Die Verlegung einer Leitung von derartigem Querschnitt und von 5 Meilen Länge durch die belebten Straßen einer Großstadt bereitet mancherlei Schwierigkeiten, zumal der Gasgesellschaft auferlegt war, daß der Straßenverkehr durch die Rohrverlegung auf keinen Fall unterbunden werden durfte. Ferner durfte das Netz der Wasserleitungen und Kanalisationsrohre nicht gestört werden, aber gerade die zahlreichen senkrecht zur Richtung des Rohrgrabens verlaufenden Hausanschlüsse erschwerten die Arbeit und namentlich das Herablassen der Rohre ganz erheblich, ebenso mußte man beim Ausheben des Grabens sehr vorsichtig sein, weil die Hausanschlüsse sich in verschiedener Tiefe befanden. Bei den Arbeiten wurde in weitestem Umfang von Preßluftwerkzeugen Gebrauch gemacht. Zur Erzeugung der Preßluft dienten vier fahrbare Kompressoren, die von Benzinmotoren angetrieben wurden. Abnehmbare, auf dem Dach der Kompressoren angebrachte Schlauchtrommeln ermöglichten es, daß nicht der ganze Schlauch abgewickelt zu werden brauchte, sondern nur so viel, wie jeweils nötig war. Diese Einrichtung erwies sich bei dem häufig notwendigen Standortwechsel der Kompressoren als sehr zweckmäßig. Das Asphaltpflaster wurde mit Betonbrechern, die mit meißelartigen Schneiden versehen waren, in Blöcke geschnitten, die dann herausgehoben wurden. Auch das Ausheben des Grabens erfolgte mit besonderen Preßluftwerkzeugen (clay diggers) von hoher Leistung. Der Graben war 8 bis 12 Fuß tief bei einer Breite von 34 Zoll. Das Hinablassen der Rohrstücke war aus den oben angeführten Gründen recht schwierig. Zum Dichten der Muffen wurden Hanfstricke und Zement benutzt; dieses Verfahren verdient vor der Bleidichtung den Vorzug. Um die Muffenränder vor der Verbindung blank zu machen, wurden etwaige Ansätze von Rost und Hammerschlag wiederum mittels Preßluftwerkzeugen vor dem Dichten entfernt. Um das Einsinken des Pflasters über dem Rohrgraben zu verhüten, wurde das Erdreich vor dem Zuschütten des Grabens durchnäßt und hierauf um das Rohr herum festgestampft. (Ztschr. österr. V. Gas- u. Wasserfachm., Bd. 65, S. 22–23.) Sander. Die Kohlenförderung Rumäniens zeigt seit Beendigung des Weltkrieges, der dem Lande einen nicht unbeträchtlichen Zuwachs an Kohlenfeldern gebracht hat, folgende Entwicklung: Jahr Steinkohle u. Anthrazitt Braunkohlet Zusamment 1919 205700 1353630 1559330 1920 187526 1400049 1587575 1921 210968 1594719 1805687 1922 254642 1861579 2116221 1923 291983 2229410 2521393 1924 294255 2479083 2773338 (Stahl u. Eisen 1926, S. 906.) S. Die Kohlenförderung Italiens hat im Jahre 1925 eine Zunahme von mehr als 11% erfahren, sie stieg von 1044476 t auf 1163150 t. Wie sich die Gewinnung in den letzten drei Jahren auf die einzelnen Kohlenarten verteilte, zeigen folgende amtliche Förderziffern: 1923t 1924t 1925t Steinkohlen   164060   115160   176000 Anthrazit       9640     11825     15450 Braunkohlen   953460   917491   971700 ––––––––––––––––––––––––––––––––––– Zusammen 1127160 1044476 1163150 Die Erzeugung von Hüttenkoks stieg von 275235 t im Jahre 1923 auf 309971 t im Jahre 1924; die Zahlen für das letzte Jahr liegen noch nicht endgültig vor. Bemerkenswert ist, daß im Zusammenhang mit der Steigerung der einheimischen Kohlenförderung die Einfuhr von Stein- und Braunkohlen sowie von Koks von 11,22 Mill. Tonnen im Jahre 1924 auf 10,52 Mill. Tonnen im Jahre 1925 zurückgegangen ist. S. Abänderung der Bestimmungen über Anmeldung von Gebrauchsmustern. (Nachrichtenstelle des Reichspatentamtes.) Als Abbildungen können jetzt wieder Lichtbilder dienen. Sie müssen scharfe dunkle Linien auf weißem Grunde zeigen und im übrigen den für die Zeichnungen auf Papier oder Leinen bestehenden Bestimmungen entsprechen, insbesondere die für Zeichenpapier vorgeschriebene Größe (297/210 mm) besitzen.