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Friedr. Arntz, Ingenieur bei Wever & Co., Barmen.

Pfalz-Saarbrücker Bezirksverein.

Aug. Dieckhoff, Ingenieur des Eisenwerkes Neunkirchen, Reg.-B.
Trier.

C. Ernstmeier, Betriebsführer der Hochöfen der Henrichshüttė,
Hattingen.

Th. Kleckl, Hütteningenieur, Bielen bei Nordhausen.

Eugen Mondt, Ingenieur der Dingler'schen Maschf., Zweibrücken.
Pommerscher Bezirksverein.

Carl Müller, kgl. Gewerberat, Stettin.

Bezirksverein an der niederen Ruhr.

R. v. Baumbach, Ingenieur, Uerdingen a/Rh.

K. Stöcker, Ingenieur d. Maschinenbau-A.-G. Union, Essen a/Ruhr.
Thüringer Bezirksverein.

J. Scheinhütte, Ingenieur bei Hugo Franken & Co., Düsseldorf.
Westfälischer Bezirksverein.

Wilh. Potthoff, Fabrikbesitzer, Lünen.

Keinem Bezirksverein angehörend.

Fritz Beuther, Ingenieur, Veza, Pr. Almeria, Spanien.

H. Bracker, Ingenieur, Berlin N., Gartenstr. 80.

V. Broschmann, Ingen. bei C. W. Julius Blancke & Co., Merseburg.
A. Kaempfe, Ingenieur bei Escher, Wyfs & Co., Ravensburg.

B. Klofs, Ingenieur, Kreuzberg O/Schl.

H. Latzel, Gerant der société de la sucrerie, Mezenovka pr. Trostianetz, Gouvernement Charkow.

Carl Müller, Ingenieur, Wien, Franzgasse 8.
Georg Nottebohm, Ingenieur, Saarbrücken.
Dr. Max Pöpel, Chemiker, Dresden.

Pritsch, Reg.-Maschinenbauf., Altona, Humboldtstr. 13.
Oskar Raaz, Ingenieur der Gasanstalt, Calbe a/S.

R. Rissmann, Ingenieur, Hannover, Wolfstr. 1.

Jul. Schulz, Civilingenieur, Potsdam.

Joh. Schwarzer, Ingenieur, Jauernig, Oesterr. Schles.

J. Siegert, Maschineninspector, Köln.

No. 19.

Georg Stohn, Bergingenieur der Grube »Güte Gottes«, Scharfenberg bei Meifsen.

R. Ziomczynski, Chemiker, Magdeburg-Sudenburg.

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Beitrag zur Frage über die Festigkeit des Eises.
Von A. Frühling, Stadtbaurat in Königsberg i/Pr.

Vor die Aufgabe gestellt, in einem bestimmten Falle die Wirkung des Eises auf ein Bauwerk näher zu untersuchen, vermisste der Unterzeichnete in der technischen und physikalischen Litteratur genügende Angaben über die Festigkeit dieses Körpers. Es wurden deshalb einige Versuche angestellt, deren Ergebnisse hier kurz mitgeteilt werden mögen.

A. Zugfestigkeit des Eises. Die Ermittlung erfolgte unter Benutzung des bekannten Zerreifsungsapparates für Cementproben, indem die -Metallform mit Wasser gefüllt und alsdann der Einwirkung des Frostes ausgesetzt wurde. Die so hergestellten 9 Eiskörper von 59cm kleinstem Querschnitte wurden eingespannt und bei 5o C. zerrissen. Sie zeigten eine Zugfestigkeit von bezw.

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10,0 13,0 12,5 15,5 14,5 14,2 15,7 12,6 11,4kg/qcm durchschnittlich also 13,3kg/qcm ̧

Es ist zu bemerken, dass die Eiskörper nicht immer an der schwächsten Stelle rissen, was vielleicht darauf zurückzuführen ist, dass sie bei zunehmender Belastung aus den hakenförmigen Backen des Apparates herauszugleiten suchten und deshalb seitlich etwas gehalten werden mussten; doch ist der dadurch entstandene Fehler ohne wesentlichen Einfluss auf das Ergebnis.

B. Druckfestigkeit des Eises. 5 rechtwinklige Probekörper der Grundflächen

7570, 63 × 53, 58,5 × 57, 58 × 57, 55 × 56mm und der Höhen

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Bei stärkerer Belastung wurden die Risse deutlicher sichtbar und ihre Zahl nahm zu, so dass sie nach und nach den ganzen Probekörper durchsetzten. Entsprechend den meisten anderen Materialien hätte nun ein Zerbröckeln eintreten müssen; dies geschah aber nicht, vielmehr behielten die Körper auch unter verstärktem Druck ihren Zusammenhang, fingen aber an, ihre Gestalt zu verändern. Die Höhe wurde geringer und die Grundfläche gröfser, bis allmählich ein völliges Zerquetschen eintrat.

Von den verschiedenen Stufen dieses Vorganges ist nur diejenige genauer beobachtet, in welcher der Körper anfing, seine Höhe zu verringern; dies geschah bei einem Drucke von bezw.

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Die Biegungsfestigkeit des Eises war demnach unterhalb des Gefrierpunktes erheblich grösser als oberhalb desselben. Leider fand sich keine Gelegenheit, zu ermitteln, ob eine fernere Zunahme der Festigkeit bei noch niedrigerer Temperatur eingetreten wäre.

Die ermittelten Durchbiegungen (f) sind nachfolgend mit den betreffenden in der Mitte des Stabes angebrachten Belastungen (P) und den zugehörigen Werten des Elasticitätsmoduls (E) zusammengestellt; letztere wurden berechnet aus der Formel

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Auf vollständige Genauigkeit können die Werte von E allerdings keinen Anspruch machen, weil die Bruchteile der Zehntel eines Millimeters nicht mehr direct gemessen werden konnten, sondern geschätzt werden mussten. Bei den Zugund Druckversuchen hatte sich jedoch bereits eine so grofse Verschiedenheit in der Beschaffenheit des Eises selbst bemerkbar gemacht, dass die Erstrebung einer gröfseren Genauigkeit in der Ermittlung der Werte für ƒ weniger notwendig schien. Ferner wurde mit der fortschreitenden Belastung die Elasticitätsgrenze des Eises überschritten, was sich dadurch bemerkbar machte, dass nach Entfernung der Gewichte der Eisbalken nicht wieder genau in seine ursprüngliche Lage zurückkehrte.

Immerhin aber können die gefundenen Werte als Anhaltspunkte bei denjenigen Untersuchungen gelten, für welche die eine oder andere Art der Festigkeit des Eises in Frage kommt. Beispielsweise ist dies der Fall bei der Ermittlung der oft sehr bedeutenden Kraft, welche von den Brückenträgern aus.geübt werden muss, um die eingefrorene Dilatationsfuge einer Brücke wieder zu öffnen; ferner bei der Bestimmung der Schubkraft des Eises, welche von den Umfassungsmauern eines mit Wasser gefüllten Behälters aufzunehmen ist; bei der Ermittlung der Stärke eines Brückenpfeilers, wenn dieser zugleich als Eisbrecher zu dienen hat, usw.

Zum Schlusse sei noch die kleine Zahl derjenigen Versuchsresultate erwähnt, welche beim Durchforschen der bezüglichen Literatur aufgefunden wurden.

Moseley in Bristol (Philosophical Magazine 1870, Januarheft) ermittelte im August 1869 bei 21 bis 24° C. die Zugfestigkeit des Eises zu 5,9 kg/qcm, indem er vier cylindrische Stäbe von 305 mm Länge und 38m Länge und 38 mm Stärke zerriss; im Oktober desselben Jahres dagegen ergaben vier weitere Versuche einen Wert von 8,0 kg/qcm. Die Scheerfestigkeit wurde von ihm zu 7,9 kg und die Druckfestigkeit zu 21,6 kg/qcm gefunden; auch diese Versuche wurden im August 1869 angestellt.

Fabian in Lemberg (Carl's Repertorium für Experimentalphysik, Bd. 12, S. 403 und Bd. 13, S. 447) fand bei +1o C. durch Zerreifsen eines Eiscylinders von 54mm Durchmesser nur 2,42 kg Zugfestigkeit. Seine übrigen Versuche sind bemerkenswert durch die Genauigkeit, mit welcher die Längenausdehnung eines cylindrischen Stabes bei eintretender Belastung gemessen wurde. Durch Anwendung einer sinnreichen Messvorrichtung fand Fabian, dass ein Eiscylinder von 50mm Durchmesser und 500mm Länge durch ein angehängtes Gewicht von 10kg durchschnittlich um 0,0135 mm verlängert würde. Da nach Entfernung des Gewichtes keine bleibende Verlängerung zurückblieb, so ist man berechtigt, anzunehmen, dass jene Ausdehnung innerhalb der Elasticitätsgrenze stattgefunden habe, und berechnet sich der Elasticitätsmodul daraus zu rund 18800 kg/qcm, was mit den diesseits gefundenen Ergebnissen der zweiten Versuchsreihe No. V bis IX (Gesammtdurchschnitt 17914) ziemlich gut übereinstimmt, diejenigen der ersten Versuchsreihe No. I bis IV aber erheblich übertrifft.

9. Mai 1885.

Fabian ist der Ansicht, dass, so lange die Aufsenwärme nicht über +10° C. hinausgeht, die Dehnbarkeit und Festigkeit des Eises diesseits des Gefrierpunktes keine Aenderung erleide.

Zabel in Breslau (Wochenblatt für Baukunde 1885,. No. 11) belastete eine 1000mm weit freiliegende, 850mm breite und 130mm starke Eistafel von gutem kernigem Eis in der Mitte bis zum Bruche, welcher bei 388 kg eintrat. Unter Berücksichtigung des Eigengewichtes ergiebt sich daraus eine Biegungsfestigkeit von 4,6 kg/qcm ̧ Die Temperatur, bei welcher die Belastung vorgenommen wurde, ist nicht angegeben.

An sonstigen Mitteilungen über die Eigenschaften des Eises ist die Literatur der physikalischen Wissenschaften zwar keineswegs arm (es sei nur an die Arbeiten von Tyndall und Bianconi erinnert), doch beziehen sich dieselben mehr auf die Veränderungen des Aggregatzustandes, die Art der Kristallbildung, die Ausdehnung des Eises bei verschiedenen Temperaturen, das specifische Gewicht, die Durchlässigkeit für Wärmestrahlen usw. In technischer Beziehung dürften

nur noch die Versuche von Tresca Erwähnung verdienen (Comptes rendus de l'académie de Paris, Bd. 60 [1865], S. 398). Dieselben haben die Ermittlung des Druckes zum Gegenstande, bei welchem das Eis anfängt, sich wie eine Flüssigkeit zu verhalten. Es wurde ein Eiskörper in einen Metallcylinder eingeschlossen und vermittels eines Stempels so lange gedrückt, bis das Eis durch eine Oeffnung im Boden des Cylinders auszutreten begann. Dies geschah bei 36 kg/qcm, welcher Wert von Tresca der Fluiditätscoëfficient genannt wird.

Aehnliche Versuche sind von demselben Gelehrten und Techniker übrigens auch mit Blei, Zinn, Zink, Kupfer und Eisen vorgenommen und in den Mémoires présentés à l'académie de Paris Bd. 18 und 20 näher beschrieben. Tresca findet als Fluiditätscoëfficienten für

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Metallhüttenwesen. Silber 1).

Ueber kein Metall ist im Laufe des Jahres 1884 in den metallurgischen Zeitschriften soviel geschrieben worden, wie über das Silber. Die Gewinnung desselben auf trockenem sowohl wie auf nassem Wege spielt in denselben, besonders in den amerikanischen, eine bedeutende Rolle. Auch sind mancherlei Bestrebungen zur Verbesserung der Silbergewinnungs-Methoden, besonders der Amalgamations-Processe und der Processe auf nassem Wege, zu Tage getreten und haben auch teilweise günstige Ergebnisse geliefert. Im nachstehenden sollen nun alle Erscheinungen der Litteratur des Jahres 1884, soweit sie sich auf Silbergewinnung beziehen und allgemeineres Interesse bieten, dargelegt werden. Dabei sollen, der gewöhnlich beliebten Reihenfolge entsprechend, zuerst die Schmelzprocesse, dann die Amalgamationsprocesse und schliesslich die Extractions-Methoden besprochen werden.

Schmelz-Processe.

Le Hanne giebt im Berggeist (1883, No. 50) Nachrichten über die Silbergewinnung in Siebenbürgen. Nach demselben werden auf der Hütte zu Zalathna Erze mit den nachstehenden Gehalten verarbeitet:

1. arme Schliche mit 0,008 bis 0,030 güldischem Silber in 100 kg,

g

2. mittelreiche Schliche mit 0,031 bis 0,060 % güldischem Silber in 100 kg,

3. reiche Schliche mit 0,061 bis 0,120 güldischem Silber in 100 kg,

g

4. doppeltreiche Erze mit 0,161 8 güldischem Silber. Die Erze enthalten geringe Mengen von Kupferkies, Schwefelkies und Bleiglanz.

Die armen Schliche werden in Bode'schen Röstöfen abgeröstet. Die hierbei entweichende schweflige Säure wird auf Schwefelsäure verarbeitet. Das Röstgut gattirt man mit mittelreichen Schlichen und verschmilzt dasselbe auf Rohstein, welcher mit verdünnter Schwefelsäure (von 22o B.) behandelt wird. Die Schwefelmetalle des Eisens und Kupfers lösen sich unter Entwicklung von Schwefelwasserstoff in der Schwefelsäure auf, während Gold und Silber ungelöst bleiben. Der entbundene Schwefelwasserstoff wird nach Schaffner's Methode mit Hilfe von schwefliger Säure auf Schwefel verarbeitet. Der verbliebene gold- und silberhaltige Rückstand wird zusammen mit den erwähnten reichen und doppeltreichen Erzen verbleit, indem man auf 1 kg güldisches Silber 2,33 Meterctr. Blei vorschlägt. Man erhält hierbei Werkblei, Kupferstein und Schlacken. Das Werkblei wird der Zinkentsilberung unterworfen, der Kupferstein mit Hilfe von Schwefelsäure auf

1) Z. 1883 S. 710; 1884 S. 687.

Kupfervitriol verarbeitet, die Schlacken beim Rohschmelzen zugeschlagen. Jedenfalls wird der bei der Auflösung des Kupfersteins verbliebene Rückstand, welcher aus Kupfer, Silber und Gold bestehen dürfte, auf Edelmetalle verarbeitet.

Nach Kerl (Grundriss der Metallhüttenkunde 1881 Seite 361) wird ein derartiger Lech-Rückstand zu Zalathna mit 60 grädiger Schwefelsäure in gusseisernen Kesseln behandelt, wodurch das Kupfer und ein Teil des Silbers ausgezogen werden, während ein anderer Teil Silber mit Gold legirt im Rückstande verbleibt. Aus der Lösung wird zuerst das Silber durch Kochsalz, darauf das Kupfer durch Eisen ausgefällt.

Aufser Zalathna sollen noch 7 kleinere Hüttenwerke in Siebenbürgen im Betriebe stehen. Die Gesammtproduction der Metallhütten in Siebenbürgen während des Jahres 1881 war die nachstehende: Gold 1063,8kg, Silber 1626,9kg, Kupfer 1028 t, Blei 297 t, Kupfervitriol 3,13, Eisen-Vitriol 362,5 t, Glaubersalz 10,2t, Schwefel 10,6t, Schwefelsäure 787,5*, Salpetersäure 16t.

Das Silberwerk zu Innai in Japan ist yon dem HüttenInspektor B. Rösing zu Friedrichshütte O/S., welcher sich drei Jahre daselbst aufgehalten, in der Preufs. Zeitschrift für Berg-, Hütten- und Salinenwesen 1884 Bd. 32 S. 126 beschrieben worden. Die Erze sind ein Gemenge von Bleiglanz, Kupferkies, Blende mit Manganglanz, Silberglanz, Sprödglaserz und Rotgültigerz. Dieselben enthalten im Durchschnitt 2,35 pCt. Silber und gewisse Mengen von Gold. Nach dem älteren japanischen Hüttenprocesse werden die Erze roh oder geröstet mit Blei und bleiischen Vorschlägen auf Werkblei verschmolzen, welches abgetrieben wird. Das Rösten der Erze geschieht, nachdem dieselben mit 10 pCt. Kochsalz zu Kugeln von 2,5kg Gewicht angebatzt worden sind, in freien Haufen oder in Stadeln. Das Schmelzen geschieht unter Anwendung von Holzkohlen in kleinen Herden mit Gebläsewind, welcher durch mit Menschenkraft betriebene Kastengebläse erzeugt wird. Bei dieser Verbleiungsarbeit erfolgen Werkblei, Kupferstein und Bleistein. Das Werkblei enthält 42/3 pCt. Silber und wird in kleinen Herden abgetrieben. Kupfer- und Bleistein werden beim Erzschmelzen zugeschlagen. Das beim Abtreiben erhaltene Blicksilber wird in einem Thontiegel im Windofen umgeschmolzen. Das hierbei erhaltene Feinsilber enthält 981,6 Tausendteile Silber, 9,723 Tausendteile Gold und 8,7 Tausendteile Verunreinigungen.

Der durch Rösing eingeführte neue Hüttenprocess__ist ein modificirter Augustinprocess mit darauf folgender Verschmelzung der Rückstände. Das bis zu 1 mm 1 Dm Korngröfse zerkleinerte Erz wird einer chlorirenden Röstung in einherdigen Fortschaufelungsöfen unterworfen. Sind die Erze antimonhaltig, so wird das Kochsalz zu Anfang der Röstung zugesetzt. Die Menge desselben beträgt 5 pCt. vom Gewicht der Erze. Antimonfreie Erze werden erst 2 Stunden oxyAus dirend und dann 6 Stunden lang chlorirend geröstet.

dem Röstgute wird durch concentrirte kalte Kochsalzlösung das Silber ausgelaugt, das in der Lauge als Chlorsilber enthaltene Silber aus derselben durch Kupfer als Metall ausgefällt (für später wird die Ausfällung des Silbers aus der Lauge mit Hilfe der Electrolyse beabsichtigt). Das ausgefällte Silber wird in Thontiegeln eingeschmolzen und dann nach der Münze zu Tokio geschickt, wo die Scheidung desselben vom Golde durch Schmelzen mit Schwefel (Percy Metallurgie, Silber and Gold, S. 55) erfolgt. Das ausgelaugte Erz enthält noch 0,01 pCt. Silber. Man beabsichtigt, dasselbe mit schwefelhaltigen Zuschlägen auf Rohstein zu verschmelzen, den Rohstein zu concentriren und dann mit Blei zu entsilbern. Das erhaltene Werkblei soll im Rösing'schen Treibofen (D. R.-P. No. 22610) abgetrieben werden.

Nach Rösing (Reisenotizen aus den Vereinigten Staaten von Nord-Amerika, Berg- und Hüttenmänn. Zeitung 1884 No. 39) findet die Entsilberung des Werkbleis auf den meisten Hütten im Osten der Union durch Zink statt, z. B. auf den Omaha smelting and refining works zu Omaha in Nebraska, auf den Aurora smelting and refining works zu Aurora in Illinois, auf den Hornsilver works sowie auf den American smelting and refining works zu Chicago und den Balbach's smelting works zu Newark in New-Yersey. Das Werkblei wird zuerst in Flammöfen raffinirt, dann in gusseisernen Kesseln durch Zink entsilbert und schliefslich in Flammöfen entzinkt. Die gedachten Apparate sind, der Reihenfolge der Verrichtungen entsprechend, in 3 Stufen untereinander aufgestellt. Diese Einrichtung, welche man nur auf wenigen Entsilberungsanstalten in Deutschland getroffen hat, ist eine sehr zweckmälsige. Die Raffiniröfen sind aus Kesselblech genietet und besitzen auf vielen Werken seitliche Wasserkühlung, auf manchen Werken (in Omaha und Newark) auch Bodenkühlung durch Wasser. Dieselben arbeiten ohne Gebläsewind lediglich als Zugflammöfen. Die Gröfse der Einsätze beträgt 12 bis 65 t. Durch ein Loch im Boden der Flammöfen wird das raffinirte Werkblei in die unter denselben befindlichen Entsilberungskessel abgelassen, welche aus grauem Roheisen (Bessemer-Coquillen-Eisen) bestehen. Da in denselben nur die Entsilberung vorgenommen wird, welche keine hohe Temperatur bedingt, so können darin bis 400 Einsätze entsilbert werden, ehe sie ausgewechselt werden müssen. Die Einsätze schwanken gewöhnlich zwischen 12 und 26 Werkblei. In der Regel werden bis zur vollständigen Entsilberung 4 Portionen Zink in das Bleibad eingerührt. Das Einrühren des Zinkes geschieht meistens mit Hilfe von Wasserdampf, auf einigen Werken auch durch Rührer, welche durch Dampfkraft bewegt werden.

t

Das entsilberte Blei wird entweder durch Heber oder durch ein am Boden des Kessels angebrachtes Stichloch in einen unter dem Kessel aufgestellten Flammofen abgelassen. Dieser Flammofen hat die nämliche Construction wie der oben erwähnte Raffinirofen, und findet darin das Raffiniren des entsilberten Bleies statt. Die Entfernung des Zinks aus demselben geschieht durch Wasserdampf, diejenige des Antimons durch die atmosphärische Luft oder mit Hilfe von Bleioxyd (Aurora). Das raffinirte Blei lässt man durch Heber oder durch ein Stichloch in Mulden fliefsen. Das Gerinne, durch welches das Blei in die Mulde fliefst, ist entweder beweglich, so dass es jeder einzelnen Mulde zugeführt werden kann, oder unbeweglich, in welchem Falle die Mulden unter das Gerinne gebracht werden können. Entweder ist dann jede einzelne Mulde für sich beweglich oder die sämmtlichen Mulden stehen im Halbkreise auf einem drehbaren Tische. Auf dem AuroraWerke, welches Werkblei mit 1/3 bis 1/2 pCt. Silber verarbeitet, erfordert eine Batterie von 2 Oefen und 4 Kesseln, welche in 60 bis 70 Stunden 26t Werkblei verarbeitet und jährlich 7500t Werkblei durchsetzt, 3 Mann gleichzeitig zur Bedienung.

Auf dem Balbach'schen Werke zu Newark wird das entsilberte Blei zuerst in einem Raffinirofen durch die atmosphärische Luft und dann in einem Kessel durch Polen mit Holz entzinkt. Die Blei-Zink-Silber-Legirung (Zinkschaum) von der Entsilberung des Werkbleies wird zuerst ausgesaigert. Diese Saigerung geschieht entweder auf durch Wasser gekühlten Herden oder in wassergekühlten Flammöfen.

Die durch Saigerung von überschüssigem Blei befreite Legirung wird der Destillation in Graphitretorten nach der

deutscher Ingenieure.

bekannten Balbach'schen Methode unterworfen. Die Retorten liegen entweder parallel neben einander, oder, wie in Omaha, radial um eine Esse. Eine Retorte soll 30 Sätze, deren Verarbeitung je 7 bis 12 Stunden Zeit erfordert, aushalten. Das überdestillirende Zink wird entweder als solches aufgefangen (doch wohl nur teilweise als Metall) oder ganz zu Oxyd verbrannt und in leinenen Säcken zurückgehalten. Das bei der Destillation in den Retorten zurückbleibende Werkblei, welches 6 bis 15 pCt. Silber enthält, wird in englischen Treiböfen abgetrieben. Die Verschmelzung der armen Oxyde und sonstiger Zwischenproducte geschieht in Schachtöfen. Die Krätzen von der Entsilberung werden auf dem Balbachschen Werke zu Newark auf Hartblei verschmolzen. Dasselbe wird gesaigert und soll dann 20 bis 25 pCt. Antimon enthalten. Die Rückstände von dieser Saigerung werden in einem kleinen Schachtofen auf Kupfer verschmolzen, welches mit Hilfe der Elektrolyse raffinirt wird. Das goldhaltige Blicksilber wird der Goldscheidung vermittels Schwefelsäure unterworfen, während das Silber aus der hierbei erhaltenen Sulfatlösung vermittels des erwähnten raffinirten Kupfers ausgefällt wird. Das Gold soll auf 970, das Silber auf 999 Tausendteile Feingehalt gebracht werden.

George T. Dougherty (Engin. and Min. Journal 36 S. 274. Berg- u. Hüttenm. Ztg. 1884 No. 15 S. 164) hat beobachtet, dass das Silber, welches nach der Entsilberung des Werkbleies noch im Blei verblieben ist, sich bei der hohen Temperatur, welche das Blei bei der Entzinkung desselben durch Wasserdampf hat, in dem oberen Teile des Bleibades concentrirt. Er schlägt deshalb vor, den oberen Teil des durch Wasserdampf entzinkten Bleibades (ungefähr 1/4 der ganzen Bleimenge) in einen zweiten Kessel überzuheben und einer nochmaligen Entsilberung durch Zink zu unterwerfen. Dieser Vorschlag würde sich, falls eine erhebliche Concentration des zurückgebliebenen Silbers im oberen Teile des rotglühenden Bleibades stattfindet, ohne Schwierigkeiten ausführen lassen und eine Erhöhung des Silberausbringens herbeiführen. Meistens hält das gut entsilberte Blei nur 0,0005 pCt. Silber zurück, so dass die Silberconcentration jedenfalls keine allzubedeutende sein kann. Bei schlecht entsilbertem Blei dagegen würde eine Concentration des Silbers auf die gedachte Weise Anlass zur Ausgewinnung desselben geben können. Jedenfalls dürften weitere Versuche nach dieser Richtung anzuempfehlen sein.

Elektrolytische Processe.

Die

Die Entsilberung des Werkbleies mit Hilfe der Elektrolyse ist nach einem Vortrage von N. S. Keith auf der Philadelphia Versammlung im September 1884 (Transactions of the Americ. Instit. of Mining Engineers) zu Rome im Staate NewYork in grofsartigem Massstabe versuchsweise zur Ausführung gebracht worden und hat günstige Ergebnisse geliefert. Das Werkblei wird in einem Flammofen eingeschmolzen und dann in 4kg schwere Platten von 0,61m Länge, 0,152m Breite und 0,0032m Dicke gegossen. Diese Platten werden in Musselinsäcke eingehüllt und bilden dann die Anoden des durch eine dynamoelektrische Edisonmaschine erzeugten Stromes. Als Elektrolyt dient eine durch Auflösen von Bleisulfat in Natriumacetat dargestellte Flüssigkeit. Die Zersetzungszellen sind cylindrische Bottiche von 1,83m Dmr. und 1m Tiefe. Kathoden sind concentrisch in diese Bottiche hineingestellte Cylinder von Messingblech. Die Entfernung der einzelnen Cylinder, deren Durchmesser sich von 1,828m beim äussersten Cylinder bis auf 0,61m beim innersten Cylinder verjüngen, von einander beträgt 5cm. Diese Kathoden, welche 0,61m tief in den Bottich eintauchen, stehen auf Leitungen aus Kupfer. Die Werkbleiplatten werden in der Zahl von 276 in concentrischen Ringen an den Anodenrahmen angehängt. Derselbe besteht aus einer kupfernen Nabe mit 6 radialen Armen, an welche in gewissen Entfernungen vermittels Messingplatten und Messinghaken die gedachten Bleiplatten befestigt werden können. Der Anodenrahmen wird vermittels eines Fahrkranes so über die als Kathoden dienenden Messingcylinder gesenkt, dass jede Bleiplatte zwischen je zwei Messingkathoden schwebt. Die als Electrolyt dienende Flüssigkeit wird durch eine Holzröhrenleitung von unten in die Bottiche geführt und fliesst am oberen Rande derselben ab, von wo sie zuerst in einen

9. Mai 1885.

Sammelbehälter und dann in einen Druckbehälter gelangt, in welchem letzteren sie durch eine kupferne Dampfschlange auf 38o C. erwärmt wird und dann wieder den einzelnen Bottichen zufliefst. Auf diese Weise wird die Lösung in stetigem Umlauf erhalten, welcher ein Haupterfordernis für das Gelingen des Processes bildet.

Der Strom geht durch eine Röhre bis zur Mitte des ersten Bottichs, von dort nach der Seite desselben und an dieser herab nach dem nächsten Bottich, welchen er wieder in der nämlichen Weise durchfliefst. Von diesem wandert er durch den dritten und dann der Reihe nach durch die sämmtlichen 30 Bottiche. Der Strom hat 21/2 bis 3 Volt und 3000 Ampère. In der Stunde werden 4kg Blei auf der Kathode jedes Bottichs niedergeschlagen, so dass die Verarbeitung einer Tonne Werkblei 10 Tage (10×24 Stunden) Zeit erfordert. Das Blei schlägt sich in Dendritenform an den Kathoden nieder und wächst allmählich zu den Anoden herüber. Um zu verhindern, dass durch diese Dendriten eine metallische Verbindung zwischen Anoden und Kathoden hergestellt werde, wird das Anodengestell von Zeit zu Zeit gedreht, wobei durch besondere Schaber die Bleikristalle abgeschabt werden und sich auf dem Boden des Bottichs ansammeln. Die edlen Metalle bleiben in den Musselinsäcken. Der Rückstand derselben wird in Tiegeln mit Salpeter geschmolzen, wodurch man die edlen Metalle als König erhält. Die Einwendungen, welche auf der gedachten Versammlung gegen den beschriebenen Process gemacht wurden, waren die des langsamen Ganges der Zersetzung des Werkbleies und die dadurch bedingte Notwendigkeit eines ganz bedeutenden Betriebskapitals und andrerseits die Schwierigkeit der Verarbeitung des in den Musselinsäcken verbliebenen Rückstandes auf seine einzelnen Elemente. Inbezug auf den ersten Punkt war Hr. Keith der Ansicht, dass die Zeit der Auflösung der Bleiplatten durch geeignete Mittel, besonders durch richtigen Umlauf der Lauge durch die Musselinsäcke, ganz bedeutend (von 168 Stunden auf 60 Stunden) abgekürzt werden könnte. Hinsichtlich der Verarbeitung des Rückstandes erklärte er die Versuche noch nicht für abgeschlossen.

Der Verfasser ist der Ansicht, dass die Entsilberung des Werkbleies durch Zink wohl niemals durch die elektrolytische Scheidung des Bleies vom Silber verdrängt werden dürfte, da die Zinkentsilberung sehr schnell verläuft, geringe Kosten verursacht und sehr einfach ist. Es ist zu bedenken, dass bei der elektrolytischen Scheidung die Verarbeitung des die Edelmetalle enthaltenden Rückstandes teuer und schwierig ist, und dass dieser Process ebenfalls mit Schmelzkosten für das Umschmelzen des Bleies und das Zusammenschmelzen des niedergeschlagenen Bleies verbunden ist. Verluste an Lauge werden ebenfalls unvermeidlich sein. Auch werden Kohlen für das Eindampfen der durch das Auswaschen des Bleies und des Rückstandes verdünnten Lauge, falls die Menge des beim Processe verdampfenden Wassers geringer sein sollte als die Menge des Waschwassers, entstehen. Ein endgiltiges Urteil über das Keith'sche Verfahren muss bis zum Bekanntwerden der wirtschaftlichen Ergebnisse desselben verschoben werden.

Amalgamations-Processe.

Das Wesen der Silbergewinnung durch Amalgamation ist durch die verdienstvollen Untersuchungen von Rammelsberg in der letzten Zeit in vieler Hinsicht aufgeklärt worden. Die Ergebnisse dieser Untersuchungen sind in der Metallurgie des Silbers und des Goldes von Percy, übertragen und bearbeitet von Rammelsberg, niedergelegt. Besonders sind die Einwirkungen der Chlorverbindungen des Kupfers auf Silber und dessen Verbindungen mit Schwefel, Arsen und Antimon klargestellt worden.

Der Patioprocess wird bekanntlich in Mexiko und in Süd-Amerika in grofsem Masse angewendet. Derselbe beruht auf der Einwirkung der Chloride des Kupfers sowohl wie des metallischen Quecksilbers auf Silber, Schwefelsilber und die Verbindungen des Silbers mit Antimon und Arsen, auf der Einwirkung des Quecksilbers auf Chlorsilber und der Einwirkung von Kochsalzlauge auf Chlorsilber. Nach Rammelsberg wird das als gediegenes Silber in den Erzen vorhandene Silber vom Quecksilber sofort aufgenommen; ebenso

wird ein Teil des Schwefelsilbers, besonders bei Gegenwart von Eisen, vom Quecksilber unmittelbar zerlegt und das Silber von demselben aufgenommen. Der gröfsere Teil des Schwefelsilbers sowie Arsen und Antimonsilberblende werden durch die Chloride des Kupfers in Chlorsilber verwandelt nach den Formeln:

1. CuCl2 + Ag2 S2 AgCl, CuS 2. Cu2 Cl2 + Aga S AgCl, Cu2 S

3. Ag3 As S3 + 3 Cu Cl2 = 4 Ag3 As S2+ 12 Cu Cl2 = S2 8 Ag Cl 2 Age S, 2 Cu S, As2 S3, 5S

4. Aga Sb S3+2 Cu Cl2 = 2 Ag3 Sb S3+ 4 Cu Cl2 = 6 Ag Cl, 2 Cu S, Sb2 S3 S

5. 3 Ag3 As S3+ 7 Cu Cl = 7 Ag, 2 Ag Cl, 3 Cu2 S, A 82 S3 6. 2 Ag3 Sb S3+ Cu2 Cl2 = 2 AgCI, 2 Aga S, Cu2 S Sb2 S3.

Das so gebildete Chlorsilber wird durch das Quecksilber unter Bildung von Quecksilberchlorür zersetzt und das Silber vom Quecksilber aufgenommen. Das auf die gedachte Art gebildete Amalgam wird der Destillation unterworfen.

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Nach dem Engin. and Min. Journal vom 29. Decbr. 1883 (S. 394) ist das grofsartigste Werk für den Patioprocess in der ganzen Welt die Hacienda Nueva bei Zacatecas in Mexico, welche wöchentlich 900 Erze verarbeiten kann. Die Betriebsvorrichtungen dieses Werkes bestehen aus 314 · arrastras (Mühlen), 12 Stempelpochwerken, den erforderlichen Magistralöfen, Waschapparaten, Destillirapparaten sowie Stallungen für 1500 Maultiere. In dem Patio (gepflasterter Hof) können 64 Tortas von zusammen 3840 t auf einmal verarbeitet werden. Das unter Stempelpochwerken zerkleinerte und in den arrastras gemahlene Erz wird im Patio zu Haufen von je 60t vereinigt. Zuerst werden 21/2 pCt. Kochsalz und nach 24 Stunden 1 bis 2 pCt. Magistral (gerösteter kupferkieshaltiger Schwefelkies) unter das Erz gemengt und durch 8 bis 15 Maultiere durchgetreten. Darauf wird allmählich Quecksilber zugesetzt. Die Dauer des Processes beträgt je nach der Jahreszeit und dem Verbindungszustande des Silbers 15 bis 40 Tage. Der Silberverlust soll 20 pCt. betragen.

Stetefeldt hat auf der Philadelphia-Versammlung im September 1884 (Transactions of the Americ. Institute of Mining Engineers) einige Notizen über den Patioprocess auf der Hacienda Sauceda gegeben. Dieselbe liegt ebenfalls in der Nähe von Zacatecas in Mexico. Das Silber findet sich teils gediegen, teils als Silberglanz in den Erzen, welche aufserdem Schwefelkies, Kupferkies, Bleiglanz, Zinkblende und Quarz enthalten. Das Erz wird zuerst trocken gepocht und dann unter Zusatz von Wasser in arrastras gemahlen. Die durch den Patioprocess nicht zersetzten Sulfurete werden von den Rückständen getrennt und durch Waschen concentrirt, darauf mit Kupfercarbonat enthaltenden Erzen in Flammöfen geröstet und als Magistral beim Patioprocess verwendet. Im Jahre 1883 sind auf der Hacienda Sauceda 17726t Erz verarbeitet worden mit einem durchschnittlichen Silbergehalt von 17,11 Unzen in 1t. Hiervon wurden 4,37 Unzen 25,5 pCt. nicht ausge bracht. Der Quecksilberverlust betrug 1 Pfund auf 7,4 Unzen Silber.

Ueber den Patioprocess im Cerro de Pasco in Peru findet sich eine Abhandlung von Rammelsberg in der Preufs. Zeitschrift für Berg-, Hütten- und Salinenwesen Band 32, Jahrgang 1884, S. 120. Dieser Process hat hauptsächlich die Verarbeitung von Erzen, welche gediegen Silber und Haloidsalze desselben enthalten, zum Gegenstande und unterscheidet sich vom gewöhnlichen Patioprocess dadurch, dass man nur zeitweise und geringe Mengen von Magistral zusetzt. Man soll bei diesem Process zwei Drittel des Silbergehaltes ausbringen.

Ueber die Amalgamation der Silbererze im Grubenbezirk Yauli in Peru hat Pflücker y Rio in der Berg- und Hüttenm. Ztg. 1844 No. 4 einige Angaben veröffentlicht. Dieser Bezirk producirt jährlich 4000 kg Silber aus Erzen mit einem durchschnittlichen Silbergehalte von 0,21 pCt. Nach dem älteren Verfahren werden die reicheren Erze mit bleiischen Vorschlägen (Glätte und Bleiglanz) in einem kleinen Flammofen unter Anwendung von getrocknetem Schafdünger als Brennmaterial auf Werkblei verschmolzen, welches nach der Entfernung der Schlacke in dem nämlichen Ofen abgetrieben wird. Die Verarbeitung von 200 kg Beschickung bis zum Blicken des Silbers

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