Titel: Ueber Neuerungen im Hüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1883, Band 250 (S. 79–88)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj250/ar250030

Ueber Neuerungen im Hüttenwesen.

(Patentklasse 40. Fortsetzung des Berichtes Bd. 249 S. 29.)

Die Verhüttung agglomerirter Beschickungen in Zinköfen wird von J. Binon in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1883 S. 198 u. 211 besprochen (vgl. 1880 235 281). Während man die Beschickungen sonst pulverförmig, ja selbst porös hält, vielfach in der ausgesprochenen Absicht, damit das zur Reduction erforderliche Kohlenoxyd überall eindringen könne, empfiehlt Binon das Gemenge in stark gepreſsten Stücken einzuführen. Er stützt sich hierbei auf die Untersuchungen von F. Fischer (1880 237 * 390), nach welchen die Reduction wesentlich durch den Kohlenstoff bewirkt wird. Von dem gepreſsten Gemenge kann man leicht eine um 50 Procent gröſsere Beschickung in die Destillirröhren bringen, als von der pulverförmigen Reductionsmischung, um so mehr als man 10 bis 15 Proc. Reductionskohlen weniger zu verwenden braucht. Die Reduction erfolgt in derselben Zeit und vollständiger als nach dem bisherigen Verfahren.

Der Kohleüberschuſs im Gemenge des gewöhnlichen Prozesses ist ein nothwendiges Uebel, dessen Folgen Raum- und Kohlenverlust sind. Man hat dasselbe nachgewiesen und überall erkannt, ohne indessen Abhilfe schaffen zu können, und es ist unvermeidlich, wenn man, um das Gemenge porös zu machen, meint, eine gröbere Kohle verwenden zu müssen. In diesem Zustande ist sie ungeeignet zu reagiren, ein ziemlich bedeutender Theil bleibt in den Gefäſsen unwirksam und es ist nicht überraschend, wenn man in den Rückständen so bedeutende Mengen wiederfindet. Die Vergröſserung der Beschickung ist demnach in jeder Weise gerechtfertigt und wird zur unmittelbaren Folge haben, arme Erze mit Gewinn verarbeiten zu können, welche bei der gewöhnlichen Verhüttungsmethode nur Verluste bewirken würden. Verarbeitet man Agglomerate, so ist die Einwirkung des Kohlenstoffes ferner so lebhaft, daſs die Zerlegung der Oxyde und selbst der Säuren bei ziemlich niedriger Temperatur und früher erfolgt, als die Silicatbildung sich vollziehen kann. Aus diesem Grunde bemerkt man beim Ausräumen, daſs die Rückstände vollkommen pulverförmig sind und die Destillirgefäſse auſserordentlich rein lassen, was wiederum eine geringere Abnutzung derselben zur Folge hat.

Tellur in Kupfer wirkt nach T. Egleston (Chemical News, 1883 Bd. 47 S. 51) sehr schädlich. Schwarzkupfer aus Colorado-Erzen entwickelte |80| beim Raffiniren dichte weiſse Dämpfe von Tellurigsäure. Der Kupferstein, zwei Proben Schwarzkupfer und das raffinirte Kupfer hatten folgende Zusammensetzung:

Stein Schwarzkupfer Raffinirtes Kupfer
Kupfer 55,02 97,120 98,090 99,705
Gold 0,06
Silber 0,40 0,132 0,128 0,135
Blei 17,87 0,777 0,757 0
Zink und Nickel 2,22 0,070 0,100 0,024
Eisen 4,18 0,130 0,080 0,031
Schwefel 20,02 0,236 Spur
Tellur 0,12 0,093 0,097 0,083
Arsen 0,006 0,091
Schlacke u. dgl. 1,270 0,192
––––– –––––– –––––– ––––––––
99,89 99,834 99,444 100,069.

Das erhaltene raffinirte Kupfer hatte das Aussehen des gewöhnlichen Barrenkupfers; beim Walzen zu 30mm starkem Bleche entstanden aber feine, durch das ganze Blech gehende Risse und, als es zu 8mm ausgewalzt werden sollte, zerfiel es in Stücke. Bei gewöhnlicher Temperatur war das Kupfer dicht und hämmerbar.

H. W. in Freiberg erinnert in einem Schreiben an das Engineering and Mining Journal, 1883 Bd. 35 S. 376 daran, daſs die Verwendung von Gasfeuerungen zum Schmelzen von Kupfer keineswegs neu sei, vielmehr schon seit 1867 auf den Mansfelder Kupferwerken ausgeführt werde.1)

Auf die Behandlung des Kupfersteins in der Bessemerbirne erhielt bereits im J. 1866 A. Raht zu Ducktown ein Patent. A. Jossa (vgl. 1869 191 39) und N. Laletin (vgl. Wagner's Jahresbericht, 1871 S. 154) führten entsprechende Versuche in Ruſsland, Stridsberg und Kollberg solche zu Vestanfors in Schweden aus (vgl. Engineering and Mining Journal, 1883 Bd. 35 S. 250). J. Holway (vgl. 1879 232 433) wendete das Verfahren auf Kiese an, während P. Manhes (1882 244 220) auf diese Weise in Eguilles und Vedenes die Leche verarbeitete (vgl. Wagner's Jahresbericht, 1882 S. 132).

Nach neueren Mittheilungen von P. Manhes2) wurden die ersten Versuche in einer kleinen, etwa 200k fassenden Bessemerbirne ausgeführt, mit einem Windkasten am Boden und zahlreichen senkrechten Düsen, welche die Luft von unten her in das Metallbad einführten. Bei Verarbeitung von gewöhnlichem, in einem Tiegel eingeschmolzenen Leche wurden Schwefel und Eisen rasch oxydirt; ersterer entwich als Schwefligsäure und das Eisenoxydul bildete mit der Kieselsäure des thonigen Futters der Birne eine flüssige Schlacke. Zu Anfang des Prozesses ging alles gut- die durch Oxydation des Eisens und Schwefels entwickelte Wärme reichte hin, das Metallbad und die Eisen haltige Schlacke flüssig zu erhalten. Gegen Ende der Operation aber verdickte sich die Schlacke |81| durch allmähliche Umwandlung eines Theiles des Eisenoxyduls in Eisenoxyduloxyd, welches sich aus dem Eisensilicate ausschied; in Folge dessen konnte die Luft nicht mehr gut die Masse durchdringen, die Schlacke wurde gehoben und schlieſslich in groſsen Mengen ausgeworfen. Andererseits sammelte sich in dem Maſse, als der Schwefel verbrannte, das metallische Kupfer vermöge seiner gröſseren Schwere am Boden der Birne und erkaltete dort, da keine oxydirbaren Stoffe mehr vorhanden waren. Die Düsen verstopften sich durch Erstarren des Kupfers, so daſs man genöthigt war, das Metall auszugieſsen, bevor die oberen Schichten desselben vollständig gereinigt waren.

Manhes brachte nun statt der senkrechten horizontale Düsen an, welche die Luft in einer gewissen Höhe über dem Boden der Retorte in das Metallbad eintreten lieſsen. Der Apparat arbeitete nun zufriedenstellend, indem man den ganzen Lech umwandeln und ein Kupfer erzeugen konnte, welches höchstens 1,5 Proc. fremde Beimengungen enthielt. Bei armen, nur 25 bis 30 Proc. Kupfer enthaltenden Lechen theilte man den Prozeſs. In der ersten Birne Wurde so lange geblasen, bis der Lech auf einen Gehalt von 60 Proc. angereichert war; dann trennte man denselben von den Schlacken und vollendete die Operation in einem zweiten Apparate.

Es wurden nun in der alten Hütte Des Eguilles bei Sorgues, Vaucluse, wo eine bedeutende Wasserkraft zur Verfügung steht, 3 Halbhochöfen zum Schmelzen der Erze und Umschmelzen der Leche aufgestellt, ferner 3 Bessemerbirnen von 1m,4 innerem Durchmesser und 2m ganzer Höhe. Statt der Windkästen am Boden erhielten sie einen ringförmigen Luftkanal mit 20 kleinen wagrechten Düsen, welche etwa 0m,3 über dem Boden der Birne in diese einmünden.

Die Leche und die Kupfererze werden von verschiedenen Orten bezogen: von der Grube Saint-Georges des Hurtieres in Ober-Savoyen, von den Gruben des Var bei Puget-Téniers und vorzüglich aus Italien und Spanien. Die Erze werden durch ein einfaches Rohschmelzen direkt in Lech umgewandelt und die von verschiedenen Orten kommenden Leche in einem Halbhochofen von 3 bis 4m Höhe umgeschmolzen. Der geschmolzene Lech wird in die rothwarm gemachte Birne gefüllt und dann beginnt der Prozeſs ganz wie in den Bessemerhütten, nur können bloſs 1500 bis 2000k auf einmal verarbeitet werden, da sich eine viel gröſsere Menge Schlacke bildet als bei Darstellung von Bessemereisen und auch die zähen Schlacken Auswürfe veranlassen würden, wenn man die Beschickungen auf 3000k steigern wollte.

Wie bei den Vorversuchen ist die Arbeit je nach dem Gehalte des Leches eine verschiedene. Bei 50 bis 60 Proc. Kupfergehalt ist der Prozeſs leicht in etwa 20 Minuten beendet; man stellt das Gebläse ein, sobald sich an der Mündung der Birne keine schwefligen Dämpfe mehr zeigen; sodann gieſst man das Metall allein in guſseiserne Formen und |82| läſst die Schlacke auf die Hüttensohle laufen. Ist dagegen der Lech arm, so unterbricht man die Operation, um die Eisen haltige Schlacke zu entfernen, nach einer ersten Periode des Blasens; sobald der Lech angereichert ist, gieſst man denselben sammt der Schlacke in eine conische guſseiserne Form, in welcher beide Stoffe sich in Folge des Unterschiedes ihrer specifischen Gewichte absondern. Ist die Masse vollständig erkaltet, so wird der Lech umgeschmolzen, in einer anderen Birne wie früher behandelt und dadurch die Entschwefelung vollendet. Mit einer genügenden Anzahl von Birnen könnte man selbst den flüssigen Lech nach dem Ausgieſsen aus dem ersten Apparate unmittelbar weiter verarbeiten. Wird die Schlacke teigig, so setzt man, um das Auswerfen zu vermeiden, Quarz oder an Mangan reiches Roheisen zu.

Auſser reinen Lechen verarbeitet man auch solche, welche Arsen, Antimon, Blei, Zink u. dgl. enthalten, sogar alte Bronze, Messing u.s.w. Die fremden Bestandtheile werden verflüchtigt oder verschlackt- doch ist es in diesem Falle besonders angezeigt, dem unreinen Kupfer etwas Ferromangan zuzusetzen, um die Schlacke dünnflüssiger zu machen. Die Eisen haltige Schlacke, welche gewöhnlich 2 bis 3 Proc. Kupfer enthält, wird mit den Erzen im Halbhochofen wieder aufgegeben. Mit einer Birne werden jetzt täglich 22 bis 24 Hitzen ausgeführt. Das Verfahren ist besonders dort wichtig, wo die Brennstoffe theuer sind und eine billige Wasserkraft zur Verfügung steht.

P. Johnsson macht im Engineering and Mining Journal, 1883 Bd. 35 S. 118 den Vorschlag, zur Verhüttung Schwefel haltiger Kupfererze dieselben in einem Raschelte- oder in einem Pilz-Mansfelder Ofen (vgl. 1862 165 * 270) mit 6 bis 8 Düsen niederzuschmelzen und das erhaltene, etwa 35 Proc. Kupfer und 26 Proc. Schwefel enthaltende Product in einem Siemens'schen Ofen auf Schwarzkupfer zu verarbeiten. Derselbe ist auf jeder Langseite mit 4 bis 5 unter 35 bis 40° geneigten Düsen versehen und wird mit 10t Kupferstein, reichen oxydischen Erzen und Raffinirschlacken beschickt. Man schmilzt mit oxydirender Flamme, entfernt die Schlacke, setzt Kieselsäure haltige Zuschläge hinzu, bläst heiſse Luft hinein, stellt, sobald sich eine hinreichende Menge Schlacke gebildet hat, das Gebläse ab, entfernt die Schlacke, bläst weiter u.s.f., bis die Bildung von Schwarzkupfer vollendet ist, welches dann in einem Siemens'schen Ofen raffinirt wird.

Die Verarbeitung der Kupfer haltigen Riotinto-Kiese wird in der Allgemeinen metallurgischen Zeitung, 1883 Nr. 1 besprochen. Die sogen. Versenderze mit 3 bis 3,5 Proc. Kupfer werden namentlich in England und Deutschland zur Herstellung von Schwefelsäure verwendet, die Abbrände werden in bekannter Weise auf Kupfer und Silber verarbeitet.3)

|83|

Kiese mit 10 Proc. Kupfer werden an Ort und Stelle in Haufen von 200t Inhalt geröstet und mit Silicaten beschickt unter Zusatz von in Batzen gerösteten Cementschlämmen von der nassen Kupfergewinnung in einförmigen Tiegelöfen von 3m Höhe, 1m Breite und 1m,2 Tiefe auf verkäuflichen Stein mit etwa 40 Proc. Kupfer verschmolzen. Die tägliche Durchsetzmenge beträgt 30t Beschickung mit 16 Proc. englischen Kokes.

Bleiische Kiese mit 5 bis 7 Proc. Kupfer, 10 Proc. Silber und 90g Silber in 1t werden in Haufen von 200t geröstet und mit Silicaten im Schachtofen verschmolzen; man erhält Kupferstein mit 40 Proc. Kupfer und Werkblei mit 60 bis 90g Silber in 1t.

Schwefelkiese mit 1,5 bis 2 Proc. Kupfer werden in kleinen Haufen mit kreisförmiger Grundfläche oder in groſsen Haufen mit länglicher Grundfläche geröstet. Erstere bilden Kegel von 3m,5 Höhe und 8m Durchmesser, fassen 200t Erz, haben auf der Sohle einen aus gröſseren Erzstücken oder aus Thonschiefersteinen mit Zwischenräumen gebildeten Kreuzkanal und stehen in der Mitte mit einem etwa 0m,3 weiten Schornsteine in Verbindung. Das Ganze wird mit Grubenklein gedeckt. An der Sohle wird zwischen je 2 Kanalmündungen ein Loch eingegraben und aus diesen Löchern mit Reisig und alten Eisenbahnschwellen etwa 10 Stunden lang gefeuert, bis das Erz von selbst fortbrennt. Dasselbe pflegt nach 2 Monaten ausgebrannt zu sein, bei einem Verbrauche von 0,68 Festmeter Schwellenholz für je 100t Erz.

Die groſsen Haufen sind 17m lang, 10m breit und 3m,5 hoch, enthalten 1500t Erz und haben am Boden einen aus groſsen Erzstücken gebildeten Kanal von 17m Länge mit 3 Querkanälen von 10m Länge und 15 × 30cm Querschnitt mit 3 Schornsteinen auf den Kreuzungspunkten. Das Anfeuern geschieht durch 8 Löcher, indem zwischen 2 Kanalmündungen je ein Loch gegraben wird. Bei etwa 6 Monaten Röstzeit verbraucht man auf 100t Erz 0,18 Festmeter oder 0,26 Raummeter Schwellenholz, während man auf anderen Hütten beim Haufenrösten viel mehr verbraucht (auf 100t Rammelsberger Bleierze z.B. 16cbm, am Oberharz auf 100t Kupferkies 36cbm). Dieses günstige Resultat ist bedingt theils durch die leichte Entzündlichkeit und das lebhafte Fortbrennen der Riotinto-Kiese und die Construction der Rösthaufen, welche eine sehr gleichmäſsige und recht vollständige Röstung zuläſst. Kiese anderer Fundorte sind oft schwer entzündlich und brennen schwer fort; andere zerfallen im Feuer zu Pulver, zuweilen mit Detonationen, andere mit Gangarten durchwachsene brennen schlecht oder sintern. Nur bei armen Kiesen mit 1 bis 2 Proc. Kupfer läſst sich durch Rösten der gröſste Theil des Kupfers löslich machen; bei reicheren Erzen findet eine Art Kernröstung mit reicherem Kerne von Schwefelkupfer statt. Alkalische Erden verwandeln das Kupfer beim Auslaugen in Oxyd, so daſs das meiste Kupfer im Rückstande bleibt. Durch Anbatzen des Erzkleins |84| mit Eisenvitriollaugen wird beim Rösten die Bildung von Kupfersulfat begünstigt.

Das Auslaugen des Röstgutes geschieht in 30m langen, 10m breiten und 1m,5 tiefen gemauerten und cementirten Behältern mit gemauerten Circulirkanälen am Boden, auf denen der falsche Boden aus lose zusammengelegten Brettern ruht, durch deren Fugen die Filtration stattfindet. Nach einer Längsseite haben die Gefäſse schwache Neigung; in den beiden Ecken dieser tieferen Seite sind Zapflöcher angebracht und diese beiden Ecken durch aufgemauerte Wände von den Hauptbehältern getrennt, wodurch ein Verstopfen der Zapflöcher nach dem Füllen der Behälter verhütet wird. Man füllt bei geschlossenen Zapf löchern die Behälter bis einige Centimeter über das Erz mit Wasser oder Endlaugen, zapft nach 10 Stunden ab und läſst noch etwa 10 mal wieder neue Flüssigkeit zulaufen, bis die Probe kein Kupfer in der Lauge mehr nachweist. Die Laugen mit etwa ¾ des Kupfergehaltes des Erzes flieſsen durch offene Rinnen in groſse Sammelbehälter.

Die durchschnittlich 0,4 bis 0,5 Proc. Kupfer enthaltenden Laugrückstände werden feucht mit 0,5 bis 1 Th. Grubenklein zu 3,5 bis 4m hohen Haufen mit Kanälen im Inneren und Schornsteinen aufgestürzt, worauf alsbald eine lebhafte Erwärmung eintritt und nach 6 bis 8 Wochen sich so viel Sulfat gebildet hat, daſs man zum Auslaugen schreiten kann, wobei man den Haufen mit 0m,5 hohen Wällen eindämmt. Nach 1½ bis 2 Monaten wird abermals ein Auslaugen vorgenommen und ist ein Haufen nach etwa 12 Jahren erschöpft. Die Anfangslaugen enthalten durchschnittlich 5k Kupfer; sinkt der Gehalt auf 1k, so leitet man die Laugen in den nächsten Behälter.

Die Kupferfällung geschieht in langen, 1m,5 breiten und 1m tiefen cementirten und asphaltirten Kanälen, welche mit Roheisen vollgesetzt sind. An diese tieferen Kanäle schlieſsen sich flachere, ebenfalls mit Roheisen gefüllte an, in denen der Durchfluſs rascher geschieht. Die Laugen müssen an 600m Weg zurücklegen, bevor sie hinreichend entkupfert sind. Das Eisen wird in den flachen Kanälen täglich vom Kupfer durch Abkratzen mit stumpfen Eisen gereinigt, die tieferen Kanäle nach dem Trockenlegen zeitweilig. Das Cementkupfer wird in auf die Ränder der Kanäle gestellte Strohkörbe gethan und gelangt nach dem Abtropfen, in Wagen ausgestürzt, noch naſs zu den Oefen. Die Endlaugen werden nach dem Klären durch Pumpen nach den Auslaugeplätzen geschafft und wieder zum Laugen benutzt. Die Pumpentheile bestehen aus einer Legirung von 80 Kupfer, 15 Blei und 5 Zinn. Das feuchte Cementkupfer wird in einem Röstofen getrocknet, dann unter Umrühren geglüht, um einen Theil des Arsens zu verflüchtigen, und nach dem Erkalten auf der Hüttensohle als Oxyd mit 70 bis 75 Proc. Kupfergehalt in Säcken versendet. Die Rückstände aus den Schlammbehältern werden nach dem Abtrocknen zu Batzen geformt, an der Luft |85| getrocknet, in Haufen geröstet und mit den reichen Erzen verschmolzen. Der hohe Verbrauch von 2t Roheisen auf 1t raffinirtes Kupfer bezieh. 140 Th. Roheisen auf 100 Th. Cementkupfer hat zur Fällung des Kupfers mit Schwefelwasserstoff (vgl. Weltz 1862 164 289) Veranlassung gegeben, hier Hartmann-Prozeſs genannt, weil das Gas nach dem Verfahren von Hartmann erzeugt wird (vgl. 1880 237 * 143). Die Endlaugen, welche aber keinen überschüssigen Schwefelwasserstoff enthalten dürfen, können wegen ihres Gehaltes an freier Säure zweckmäſsig zum Laugen wieder verwendet werden.

Um das Röstender Erze zu ersparen, wird auf den Riotinto-Werken in zwei Versuchsanstalten der Dötsch-Prozeſs ausgeführt, welcher dem Verfahren von E. Kopp (1871 199 400) und O. Chalandre (1871 200 335. 1879 231 261) ähnlich ist.

Diesem Kupfergewinnungsverfahren können nach E. Cumenge und R. Wimmer (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1883 S. 292) Kiese von etwa 2,68 Proc. durchschnittlichem Kupfergehalte ohne vorhergehende Röstung unterworfen werden. Die Kiese enthalten das Kupfer als CuS und Cu2S. Beim Behandeln der Kiese mit Eisenchlorid zersetzen sich dieselben nach folgenden Gleichungen: CuS + Fe2Cl6 = 2FeCl2 + CuCl2 + S und Cu2S + Fe2Cl6 = 2FeCl2 + Cu2Cl2 + S. Die praktische Brauchbarkeit dieser Reactionen beruht darin, daſs das Eisenchlorid in Lösung vorzugsweise den Kupfer haltigen Pyrit oder vielmehr die Kupfersulfüre angreift, während der Eisenkies fast ganz unverändert bleibt. Statt des Eisenchlorides verwendet man eine Lösung von Eisenoxydsulfat und Kochsalz, welche sich zu Natriumsulfat und Eisenchlorid umsetzen.

Die Eisenchloridlösung wird gleichmäſsig über die horizontale Kopffläche der Haufen vertheilt. In letzteren sind senkrechte Züge und wagrechte Kanäle, welche durch trockne Mauerung hergestellt werden, ausgespart und hierdurch wird Luftbewegung in dem Haufen erzielt. Die Lösung durchsickert den Haufen und läuft in einen Behälter, wo sie sich klärt, worauf sie in die Fällbehälter geleitet wird. Vor dem Aufschütten der Haufen wird dem Kiese 0,5 Proc. Kochsalz und eine gleiche Menge von Eisenoxydsulfat beigemengt. Die Höhe der Haufen wechselt von 4 zu 5m. Bei methodischer Auslaugung wird in 4 Monaten dem 2,68 Proc. Kupfer enthaltenden Kiese durchschnittlich die Hälfte, also 1,34 Proc. in 2 Jahren 2,2 Proc. entzogen, während man in derselben Zeit nach dem alten Verfahren des Röstens in freien Haufen und der Auslaugung mit reinem Wasser nur 1,1 Proc. erhalten hat. Durch Vervollkommnung des Prozesses wird man bei gleichem Kupfergehalte der Kiese 0,32 bis 0,5 Proc. Kupfer schon in 10 Tagen gewinnen können. Wenn man für möglichst günstige regelmäſsige Durchtränkung des Haufens sorgt, ist es wahrscheinlich, daſs sich das Ausbringen noch erhöht, und man wird zweifellos fast den ganzen Kupfergehalt in noch geringerer Zeit als 2 Jahren auslaugen können. Beim Hervortreten aus dem Haufen enthält 1cbm der Lauge 5 bis 7k Kupfer.

|86|

Aus den Chlorkupferlösungen wird das Kupfer durch Eisen gefällt: CuCl2 + Fe = Cu + FeCl2 und Cu2Cl2 + Fe = 2Cu + FeCl2. Da die Lauge fast nur Kupferchlorür enthält, so ist der Eisen verbrauch sehr gering, wodurch die Gestehungskosten erheblich vermindert werden. Nach 2jähriger Beobachtung stellt sich der Verbrauch an Guſseisen für 1t Fällkupfer auf 1t,12, während er sich bei dem alten Verfahren auf 1,56 bis 1t,7 belief. Die Lauge wird von den Haufen in lange Behälter geleitet, wo sie allmählich auf- und absteigt und dabei mit Stücken von Guſseisen oder alten Schienen in Berührung kommt. Die 0m,75 tiefen und 2m breiten gemauerten Behälter sind mit Gyps und Asphalt oder mit Portlandcement ausgekleidet. Man erhält so ein Fällkupfer von 80 bis 85 Proc. Kupfergehalt. Kupfer haltige Schlämme von geringerem Gehalte werden in den letzten Behältern als sogen. Papuchas aufgefangen und in Hochöfen mit verschmolzen.

Die entkupferte Lauge enthält in 1cbm nur noch 20g Kupfer. Um dieselbe wieder zur Auslaugung und Zersetzung verwenden zu können, muſs das gebildete Eisenchlorür durch Einleiten von Chlor wieder in Chlorid übergeführt werden. Das Chlor wird durch Glühen eines Gemenges von Seesalz mit Eisensulfat unter Luftzutritt hergestellt: 2FeSO4 + 4NaCl + 3O = Fe2O3 + 2Na2SO4 + 2Cl2. Man verwendet zu diesem Zwecke sowohl das Oxydulsulfat des Eisens, wie es als Vitriol an den Ufern des Riotinto-Flusses ausblüht, als auch das Oxydsulfat, welches durch langsame Verwitterung in gewissen Partien alter spanischer Kieshaufen sich gebildet hat. Das Gemenge der Salze wird in einem Flammofen mit 3 Thüren geglüht und durch die Feuerbrücke ein Luftstrom zur Erzielung einer höchst oxydirenden Atmosphäre den Verbrennungsgasen zugeführt. Man füllt auf ein Mal 100k Salz und fast ebenso viel Sulfate ein. Um die Bildung von Salzsäure zu verhüten oder diese zu zerlegen, gibt man an die hintere Seite einen Zuschlag von Braunstein, welcher sich nahe bei der alten Fabrik Los Planes findet, wo man eben diesen Prozeſs ausführt. Das Gas strömt aus dem Ofen in einen Thurm, in welchem die hinauf gepumpten Eisen haltigen Laugen herabrieseln. Die Pumpen waren früher aus einer sehr haltbaren Bronze, bestehend aus 80 Proc. Kupfer, 15 Proc. Blei und 5 Proc. Zinn, hergestellt; man hat sie jetzt aber durch solche aus Hartgummi ersetzt.

Nach den Resultaten einer 4monatlichen Betriebszeit, während welcher 224t Cementkupfer mit 85 Proc. Kupfer erzeugt wurden, stellen sich die Kosten für 1t desselben folgendermaſsen:

Auslaugung: Seesalz für Chlorentwickelung und zum Ein-
mengen in die Haufen 0t,62 zu 22,40 M

13,65 M.
Eisensulfat 0t,2 zu 9,60 M 2,40
Kohle, Pumpe, Handarbeit 51,00 67,05 M.
–––––––
Fällung: Eisenverbrauch 1t,12 83,20 M.
Handarbeit 61,60 144,80
–––––––––––––––––
Vortrag 211,85 M.
|87|
Uebertrag 211,85 M.
Ferner Materialien 4,20 M.
Nachbesserung der Behälter 9,50
Transport der Materialien, Maschinen 3,20
Unterhaltung der Wege 0,96
Gehalt und Wohnung der Beamten 4,58 22,44
––––––––––––––––
Summe der Kosten 234,29 M.
oder für 1t Handelskupfer 276 M.

Das Ausbringen war nach den 4 Monaten 1,34 Proc. des Kupfergehaltes; man muſs daher auf 1t Handelskupfer 75t Kies rechnen:

Kosten von 75t Kies zu 3,20 M 240 M.
Kosten der Verarbeitung nach Obigem 276
Transport über Huelva nach England u. a 24
––––––
Summe 540 M.

Diese 75t Kies, welche also nach 4 Monaten 1t Handelskupfer gaben, würden nach 2 Jahren, wie erwähnt, 1t,65 Kupfer liefern. Für diese 0t,65 Kupfer mehr würde man also nur die Verarbeitungskosten mit 276 × 0,65 = 179,40 M. nebst den Transportkosten mit 15,60 M. anzusetzen haben, so daſs man nach 2 Jahren 1t,65 Kupfer für 735 M. oder 1t zu 440 M. erzielt, somit bei einem Kupferpreise von 1300 M. für 1t 860 M. Gewinn.

Ein nach diesem Verfahren hergestelltes Cementkupfer hatte folgende Zusammensetzung:

Silber 2,35 Proc.
Kupfer 51,90
Blei 1,45
Wismuth 4,95
Eisen 7,00
Antimon 0,50
Arsen 2,95
Schwefel 5,10
Kalk 0,60
Natriumchlorür 0,40
Natriumsulfat 1,40
Sand 5,00
Kohle aus dem Guſseisen 0,40
Sauerstoff und Verlust 16,00
––––––
100,00.

Bezüglich des Verfahrens, Antimon haltige Erze chlorirend zu rösten, bemerkt F. M. Lyte in London (D. R. P. Nr. 22131 vom 20. Mai 1882), daſs beim Rösten von Erzen, welche Blei, Silber, Kupfer oder Nickel und Antimon oder Arsen enthalten, mit Kochsalz neben Chlorantimon u. dgl. auch Dämpfe von Chlorsilber und Chlorblei entweichen. Um diesen Verlust zu vermeiden, setzt man die gerösteten oder ungerösteten Metallsulfide in einem Flammofen oder einer Muffel der Einwirkung von Chlorwasserstoffsäure bei einer Temperatur von 250 bis 400° aus. Die weniger flüchtigen Chloride des Silbers und Bleies bleiben vollständig zurück, während Chlorantimon entweicht, dessen Dämpfe mittels einer Salzlösung condensirt werden. Aus der Lösung wird durch Eisen oder Zink metallisches Antimon abgeschieden. Mittels heiſser Kochsalzlösung werden Chlorblei und Chlorsilber ausgelaugt; beim Erkalten scheidet sich Chlorblei |88| zum Theile krystallinisch ab. Aus der abgegossenen Flüssigkeit werden das Silber und die Reste des Bleies durch Zink als Metalle gefällt und beide auf bekannte Weise getrennt.

|80|

Vgl. Berggeist, 1867 S. 268. Kerl: Grundriß der Metallhüttenkunde, 1881 * S. 180.

|80|

Revue universelle des Mines, 1882 Bd. 12 S. 213. Berg- und Hüttenmännisches Jahrbuch, 1882 S. 359. Engineering and Mining Journal, 1883 Bd. 35 S. 376.

|82|

Vgl. Clapham 1871 199 302. G. Lunge 1872 204 288. 1874 214 467. 1875 215 231. 1876 219 * 323. Ch. Jetzler 1875 217 478. Bräuning 1878 228 142. F. Bode 1879 231 254. 428. Flechner 1882 243 482.

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