Titel: Neuerungen im Hüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1888, Band 269 (S. 392–402)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj269/ar269091

Neuerungen im Hüttenwesen.

(Patentklasse 40. Fortsetzung des Berichtes S. 289 d. Bd.)

Mit Abbildungen auf Tafel 19.

Aluminium bezieh. Natrium und Zink.

Da die Aluminium haltigen Mineralien in der Natur sehr verbreitet sind und das Aluminium als reines Metall wie auch als Legirung immer gröſsere Bedeutung in der Industrie gewinnt, wie neuerdings in der Eisenerzeugung zur Erzielung sehr dichten Materiales (vgl. Engineering and Mining Journal, 1887 S. 109), so wendet sich das Interesse der Erfinder immer von Neuem der Darstellung dieses Metalles zu. Die Franzosen Reillon, Montagne und Bourgerel stellen aus der Thonerde mit Hilfe von Kohlenstoff und Schwefelkohlenstoff bei einem geeigneten Hitzegrade Schwefelaluminium dar, welches dann zwischen Roth- und Weiſsglühhitze mit Kohlenwasserstoffgasen behandelt wird, wodurch es seinen Schwefel abgibt und reines Aluminium zurückbleiben soll.

Zur Erzeugung des Schwefelaluminiums wird zunächst die bereits bekannte Thonerde haltige Kohle erzeugt, indem 100 Gewichtstheile Thonerdepulver und 40 Gewichtstheile pulverisirter Kohle oder Ruſs unter Zusatz einer hinreichenden Menge beliebigen Oeles, oder Thonerdepulver mit Theer zu einem dichten Teige angemacht werden und diese Masse behufs Zersetzung des Oeles oder Theeres in geschlossenen Gefäſsen aus Thon oder Metall bei lebhafter Glühhitze calcinirt wird. Auf diese Weise erhält man eine zusammenhängende feste Masse von Thonerde haltiger Kohle, welche nach dem Erkalten zu kleinen Bruchstücken zerkleinert wird. Diese werden dann in ein Gefäſs b gebracht (Fig. 1), welches dem vorher benutzten ähnlich und mit zwei Oeffnungen zur Aufnahme von Röhren oder röhrenförmigen Ansätzen versehen ist.

Die eine dieser Röhren (d) dient dazu, einen Strom von gasförmigem Schwefelkohlenstoff dem Inhalte der Retorte bezieh. des Gefäſses so lange zuzuführen, bis die beabsichsigte Reaction vollendet ist, während das sich hierbei entwickelnde Kohlenoxydgas durch die andere Röhre e abgeführt und aufgefangen wird.

Die chemische Formel der Umwandlung von Thonerde in Schwefelaluminium ist:

2Al2O3 + 3C + 3CS2 = 2Al2S3 + 6CO.

Die Reduction des Schwefelaluminiums, welches bereits früher als Ausgangsproduct zur Aluminiumgewinnung von Niewerth vorgeschlagen wurde, geschieht durch Kohlenwasserstoffgas, insbesondere durch dasjenige Kohlenwasserstoffgas, welches bei der Destillation der Steinkohle entsteht.

Die Zersetzung des Schwefelaluminiums kann nun gleichfalls in |393| dem in Fig. 1 dargestellten Apparate erfolgen, indem dann der Kohlenwasserstoff durch Röhre d eintritt und der sich bildende Schwefelwasserstoff und Schwefelkohlenstoff durch e abgeleitet werden, während Aluminium in reinem Zustande in der Röhre zurückbleibt.

Im Gegensatze zu diesem chemischen Verfahren schlägt Dr. E. C. Kleiner-Fiertz in Zürich ein Verfahren nebst einem Apparate zur Herstellung von Aluminium oder anderen Leichtmetallen aus ihren Doppelfluorverbindungen und einem Alkali mit Hilfe des elektrischen Lichtbogens vor. Das Wesentliche dieses Verfahrens besteht darin, daſs sowohl das Schmelzen wie auch das Zersetzen der Masse ohne äuſsere Erwärmung durch den elektrischen Lichtbogen zwischen den, in der pulverisirten Masse eingebetteten Elektroden erfolgt, wobei sich das Leichtmetall an der negativen Elektrode abscheidet und das Doppelfluoralkali des Rohmateriales aus der Behälterauskleidung regenerirt wird.

Zur Herstellung, insbesondere von Aluminium, wird in der Regel der natürliche Kryolith verwendet. Die Verbindung der Masse mit den Chloriden von Alkalien, wie sie von Lossier in Genf vorgeschlagen ist, wird dabei ausdrücklich vermieden. Es kommt nämlich nicht darauf an, das Bad zu einem besseren elektrischen Leiter zu machen. Vielmehr ist es zweckmäſsig, in dem Bade einen gewissen Widerstand aufrecht zu erhalten, der für den Erfolg des Verfahrens wesentlich ist. Auch findet, wie bereits bemerkt, eine äuſsere Erhitzung des Gefäſses, um die Masse in demselben flüssig zu erhalten, nicht statt. Die Zersetzung wird durch den zwischen den Elektroden entstehenden Lichtbogen bewirkt, der die Masse schmilzt; eine Trennung der Elektrode durch eine Scheidewand wird nicht vorgenommen, ebenso wenig wie nach den chemischen Vorgängen Vorkehrungen zur Abführung des Fluors getroffen werden brauchen. In gleicher Weise wird die Anwendung von Aluminiumsilicat oder eines Silicium enthaltenden Stoffes als Fluſsmittel oder zur Bekleidung der Anode vermieden. Das nach dem Verfahren hergestellte Aluminium oder andere Leichtmetall sammelt sich in metallischen Kügelchen um die negative Elektrode an dem Boden des Bades, wodurch vermieden wird, daſs sich das frei werdende Fluor mit dem ausgeschiedenen Aluminium wieder verbindet.

Fig. 2 zeigt den zu dem vorliegenden Zwecke construirten Apparat.

Das Gestell A dient zum Tragen des mit Bauxit u.s.w. ausgefütterten Behälters B. Die Halter b der negativen Elektroden a sitzen auf einem in senkrechter Richtung durch Schnecke und Schneckenrad verstellbaren Brette D. Der Strom von der Elektricitätsquelle geht zuerst durch die Widerstandsspule E, dann nach dem Schalter e, dem Indicator d, der Spule F und von hier zu dem bei k drehbar gelagerten Hebel G und dem Halter f der positiven Elektrode g. Der Halter f ist an einem Solenoid H befestigt, an dessen oberem Ende ein Rahmen oder eine Stange h angebracht ist, die einen Kolben i trägt, welcher |394| sich in einem Cylinder J lose auf und ab bewegen kann. Der Cylinder ist an der Wand oder dem Gestelle des Apparates befestigt und mit Wasser oder einer anderen Flüssigkeit gefüllt, in welche der Kolben eintaucht. Der Zweck dieser Anordnung ist, die Bewegung des Solenoides H und der damit verbundenen Elektrode g (wenn eine solche Bewegung überhaupt eintritt) zu verlangsamen; diese Wirkung wird durch das adjustirbare Gewicht j auf dem Hebel G unterstützt. Auf diese Weise kann ein gleichmäſsiger, ruhiger Lichtbogen erhalten werden; die Stromstärke wird so regulirt, daſs die Masse gerade noch flüssig erhalten wird. Ist die Zersetzung der Doppelfluorverbindung an einem Paare Elektroden beendet, so wird der Strom bei e unterbrochen und die Masse abkühlen gelassen, worauf sie zerkleinert und das metallische Aluminium u.s.w. davon getrennt werden kann.

Eine besondere Intensität und Quantität des Stromes dürfte für den Erfolg des Verfahrens sehr wesentlich sein. Vor Allem muſs darauf gesehen werden, daſs die zur Darstellung des Aluminiums verwendete Doppelfluorverbindung von Natrium und Aluminium frei von Eisen, Schwefel und anderen bekannten, das Verfahren beeinträchtigenden Substanzen ist. Da nach der Abscheidung des Aluminiums eine Doppelfluorverbindung von Natrium in der Masse übrig bleibt, so dürfte sich hieraus durch Zusammenschmelzen mit reiner Thonerde oder Bauxit wieder das ursprüngliche Rohmaterial herstellen lassen.

Die Schweizerische Metallurgische Gesellschaft in Neuhausen, welche einen Apparat (vgl. Illustrirtes österreichisch-ungarisches Patentblatt, 1887 S. 194) angibt, der zur Herstellung von Aluminiumbronze benutzt werden soll, arbeitet wie Cowles mit einem starken elektrischen Strome. Der Apparat hat zum positiven Pole ein Bündel B von Kohlenstäben b, während flüssiges Kupfer am Boden eines Kohlentiegels A den negativen Pol bildet. Zur Ermöglichung eines continuirlichen Betriebes befindet sich am Boden des Tiegels der Auslauf oder das Abstichloch C, welches mittels Kohlenstabes c verschlossen wird.

Fig. 3 zeigt den Apparat im Längsschnitte, nur das Kohlenbündel B ist nicht im Schnitte gezeichnet.

Ein auf dem Boden isolirt aufliegender oben offener Kasten a aus Eisen oder anderem Metalle wird mit einer starken Ausfütterung A von Kohlenplatten versehen, welche unter sich durch einen Kohlenkitt verbunden werden. Dieser Verbindungskitt kann beispielsweise Theer, Zuckersyrup oder Fruchtzucker sein. Der das Bassin A umschlossen haltende Kasten a soll auch gut leitend sein; will man eine sehr günstige Leitungsfähigkeit erzielen durch innigste Berührung der äuſseren Bassin-Kohlen wände mit der Innenwand des Kastens a, so wird derselbe um den Kohlentiegel A herum gegossen, um durch das Erkalten die innigste Berührung mit der Kohle zu erzielen.

Im Kasten a befinden sich eine Anzahl Stifte a1 aus Kupfer, welche |395| den negativen elektrischen Strom mit geringstem Widerstände nach innen zum Bassin A führen. In dieses taucht die genannte positive Elektrode B, deren einzelne Kohlenstäbe entweder auf einander gelegt oder mit Zwischenräumen versehen sind, welche dann mit leitendem Materiale (Kupfer oder weicher Kohle) ausgefüllt sein müssen.

Am oberen Ende sind die Kohlenplatten b durch das Rahmenstück g zusammengefaſst, dessen Oese e zum Einhängen in eine Kette dient, mittels welcher das Kohlenbündel B eingestellt (d.h. in seine Stellung gebracht) und höher oder tiefer gestellt werden kann. Das die Peripherie des Kohlenbündels umschlieſsende Rahmenstück h ist mit den nöthigen Klemmvorrichtungen, wie Schrauben u. dgl. zur Fixirung des positiven Kabels versehen.

Mit Ausnahme eines für die senkrechte Bewegung des Kohlenbündels nöthigen Spielraumes i wird die Oeffnung des Bassins B durch Graphitplatten k überdeckt, worin einige Oeffnungen n zur Materialeinführung sind. Entsprechend diesen Oeffnungen n sind an den Seitenwänden des Bassins nöthigenfalls auch die Aussparungen m. Diese Kanäle m n dienen auch für die Ableitung der sich im Bassin entwickelnden Gase. Die mit einer Einfassung o1 sammt Griff o2 versehenen beweglichen Platten o dienen zum Zudecken der Löcher n während der verschiedenen Phasen des Schmelzprozesses. Zwischen der Graphitplatte k und dem Rande des Kastens a ist eine Ausfüllung k1 von Holzkohlenpulver.

Zum Beginne der Operation bringt man zuerst Kupfer, und zwar vortheilhafter Weise in zerkleinertem Zustande in das Bassin A; das Kohlenbündel B wird hierauf dem Kupfer entgegen gebracht, der Strom geht durch das Kupfer und bringt dasselbe zum Schmelzen. Sobald das als negativer Pol dienende Bad aus flüssigem Kupfer vorhanden ist, bringt man auch Thonerde in das Bassin und hebt das Bündel B noch etwas höher. Nun geht der Strom durch die Thonerde, welche schmilzt und sich zersetzt. Der Sauerstoff geht an die Kohle b und verbrennt dieselbe, so daſs Kohlenoxydgas aus dem Bassin entweicht. Das Aluminium scheidet sich aus seiner Sauerstoffverbindung ab und geht ans Kupfer, so daſs direkt Aluminiumbronze erzeugt wird. Man speist nun das Bassin ganz nach dem Fortschreiten der elektrolytischen Metallgewinnung weiter, und zwar stetig oder mit Unterbrechungen, sowohl mit Kupfer als mit Thonerde.

Das Kohlenbündel muſs, wie bereits erwähnt, entsprechend dem Widerstände höher oder tiefer gestellt werden. Diese Höhenregulirung kann übrigens auch automatisch stattfinden, indem man die das Kohlenbündel B tragende Kette z.B. mit einem reversibleu-dynamoelektrischen Motor (der vom Ampèremeter aus regulirt wird) in Verbindung setzt, Welcher als elektrischer Regulator wirkt.

Zum Ablassen der angesammelten flüssigen Aluminiumbronze wird |396| die mit Kohle ausgefütterte Blockform l unter das sogen. Stichloch C gebracht und der Kohlenstab c so lange aus dem Stichloche entfernt, bis die Form gefüllt ist.

Bekanntlich findet bei der Darstellung des Aluminiums aus Kryolith oder anderen Halogensalzen mittels Natriums, dem alten Deville'schen Verfahren, eine so stürmische Einwirkung statt, daſs der Vorgang einen explosionsartigen Charakter trägt und der ganze Apparat oder Ofen erzittert. Diesem Uebelstande wollen Thompson und White (D. R. P. Nr. 42578 vom 26. Juli 1887) dadurch abhelfen, daſs sie eine Mischung der genannten Salze mit dem metallischen Natrium bewerkstelligen, sobald letzteres seinen Schmelzpunkt erreicht hat. Die Erfinder legen 5 Gewichtstheile Natrium auf den Boden eines Tiegels, überschütten dasselbe mit 16 Gewichtstheilen fein gepulverten Kryoliths und erhitzen auf etwa 100° C. Sobald das Natrium weich geworden ist, wird mit einem Eisenspatel umgerührt und die Masse zur Abkühlung hingestellt. In Folge der so bewirkten innigen Mischung der beiden, nur bei höherer Temperatur auf einander reagirenden Substanzen findet bei der nachfolgenden Reduction eine explosionsartige Erscheinung nicht statt, vielmehr soll dieselbe glatt und ruhig verlaufen.

Obiges Mischungsverhältniſs wird indessen nur angewendet, wenn es sich um Darstellung von Aluminiumbronze handelt, bei welcher das zugesetzte Kupfer während der Reduction schmilzt und sich mit dem frei gewordenen Aluminium legirt. Zur Herstellung reinen Aluminiums nehmen die Erfinder 3 Th. Natrium und 4 Th. gepulverten Kryolith, welche Mischung nach dem Erhitzen und Abkühlen noch mit 4 Th. Chloraluminium überschüttet wird, um eine recht leichtflüssige Schmelze zu erhalten.

Zum Erweichen des mit Kryolith überschütteten Natriums dient zweckmäſsig ein Wasserbad. Der Reductionsofen (Fig. 4) jedoch ist ein Flammofen, dessen Reductionsherd mit einer halbkugelig vertieften Sohle D und mit nach der Seite abgeführtem centralem Abstiche G versehen ist, welch letzterer während der Arbeit mit einem feuerfesten Pfropfen zu verschlieſsen ist. Im Gewölbe des Reductionsherdes ist oberhalb der Sohle D die mittels feuerfester Platte H1 zu verschlieſsende Beschickungsöffnung H angeordnet. In letztere paſst genau ein Auffüllkasten J, der oben mit Deckel j und unten mit einem Schieber j1 versehen ist. Der Kasten faſst gerade eine Beschickung.

Sobald der Ofen auf Hellrothglut gebracht ist, hebt man die Platte H1 ab, setzt den beschickten Kasten J in H ein und zieht den Schieber zurück, so daſs die Beschickung in die Sohle fällt. Wenn die Reaction beendet ist, öffnet man den Abstich und fängt die ausflieſsende Masse in einem geeigneten Gefäſse auf. Bei der Darstellung von Aluminiumbronze sinkt diese rasch zu Boden und kann leicht von der anhaftenden Salzschmelze getrennt werden, bei reinem Aluminium dagegen wird das Salz durch heiſses Wasser ausgelaugt.

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Unzweifelhaft ist obiges Verfahren, da es sich auf die bewährte Methode von Deville stützt, ausführbar und wird die Höhe des zu erhoffenden Gewinnes vorzugsweise von der möglichst billigen Darstellung des Natriums abhängen. Für die Darstellung des letzteren haben dieselben Erfinder ebenfalls ein neues Verfahren nebst Apparat in Vorschlag gebracht. Nach dem D. R. P. Nr. 43235 vom 26. Juli 1887 besteht dieses Verfahren darin, Natrium bezieh. Kaliumcarbonat, am zweckmäſsigsten in möglichst trockenem Zustande innig mit einer an Kohlenstoff reichen Substanz gemischt, höherer Temperatur auszusetzen. Als solche Kohlenstoff haltige Substanz werden benutzt: flüssige oder lösliche Kohlenstoffverbindungen, welche sich unter der Einwirkung von Wärme zersetzen, schwere Kohlenwasserstoffe, Glucose und ähnliche, sowie auch Theer, welcher des billigen Preises wegen vorzugsweise Anwendung finden sollte. Ein sehr zweckmäſsiges Mischungsverhältniſs ist:

2 Gewichtstheile trockenes Natriumcarbonat,
Theer.

Man mischt die beiden Stoffe zu einem Teige zusammen und erhitzt letzteren langsam auf dunkle Rothglut, wobei man sich eines Tiegels oder anderen Gefäſses aus Guſseisen oder sonst passendem Materiale bedient. Sobald alles Flüchtige entwichen ist, läſst man erkalten; dann stürzt man um und zerkleinert die Schmelze.

Die Reduction läſst sich vortheilhaft in dem in Fig. 5 und 6 im Längs- bezieh. Querschnitte dargestellten Ofen ausführen.

Die zerkleinerte Schmelze füllt man in einen bis zu 10cm tiefen und mit einer Schnauze versehenen Eisenblechkasten b und schiebt ihn in eine auf helle Rothglut gebrachte irdene gebrannte (auch D-förmige) Gasretorte derart ein, daſs seine Schnauze sich zunächst der alsdann luftdicht aufzusetzenden Retortenthüre c befindet. Hinter dem Deckel steht die Retorte durch die Oeffnung e in freier Communication mit einer unterhalb gelegenen und mittels Thüre f luftdicht zu verschlieſsenden Kammer g, in welcher unterhalb der Schnauze des Kastens b ein Aufgangsgefäſs g1 eingestellt ist. Zweckmäſsig enthält letzteres behufs Erzeugung einer nicht oxydirenden Atmosphäre etwas Paraffin öl. Aus der Kammer g führt ein Rohr h nach auſsen, durch welches das in Folge der Reduction sich bildende Kohlenoxyd frei entweicht. Letzteres sollte angezündet werden; das Erlöschen der Kohlenoxydflamme zeigt dann die Beendigung der Reaction an. Das durch letztere reducirte Metall tropft nach dem Auffangegefäſse ab. Man nimmt dasselbe heraus, sobald die Kohlenoxydflamme erloschen ist, und setzt ein leeres Gefäſs ein, worauf man sodann den Kasten b herauszieht und einen frisch beschickten Kasten einschiebt.

In gleicher Weise verfährt man mit Natrium- bezieh. Kaliumhydrat.

Während man die Reduction in der beschriebenen Weise vornimmt, |398| bereitet man die Schmelze für weitere Operationen, indem man das Gemisch von Carbonat bezieh. Hydrat und Kohlenstoff reicher Substanz, in eiserne Töpfe A gefüllt, durch die mit feuerfesten Platten bedeckten Oeffnungen B in den zu diesem Zwecke vergröſserten Abzugskanal für die Feuergase einsetzt und so deren Hitze für die Herstellung der Schmelze ausnutzt.

Das offenbare Bestreben von Thompson und White, ein billiges Aluminium dadurch zu gewinnen, daſs die Methode der Herstellung des Natriums verbessert werde, theilt auſser Castner (vgl. 1887 265 595) auch Curt-Netto in Dresden (vgl. Engineering, 1888 S. 546), dessen Verfahren auf dem Krupp'schen Werke in Essen erprobt und durch die „Alliance Aluminium Company“ von King's Head Yard, E. C. in England eingeführt wird. Das Verfahren Curt-Netto's besteht ebenfalls in der Ausscheidung des Aluminiums aus natürlichem oder künstlichem Kryolith mittels Natriums. Das Rohmaterial wird als feingemahlenes Pulver mit Kochsalz vermischt und in einem Flammofen geschmolzen. Nachdem die Masse flüssig ist, läſst man sie in ein Gefäſs laufen und führt Stückchen von Natrium bis auf den Boden des Gefäſses, wo dieselben so lange gehalten werden, bis das Natrium flüchtig wird, was nach wenigen Augenblicken geschieht. Das gasförmige Natrium steigt in dem geschmolzenen Kryolith empor und verdrängt das Aluminium aus seiner Verbindung. Letzteres sammelt sich am Boden des Gefäſses. Der gröſsere Theil der Schlacke wird abgeschöpft und das Uebrige in einen eisernen Tiegel gegossen, damit es abkühle. Am Grunde desselben findet sich später ein schöner Regulus von Aluminium. Da nicht alles Aluminium aus der Beschickung mit einem Male erhalten wird, so wird die Schlacke wieder mit einer gröſseren Menge von Kryolith in den Ofen zurückgegeben. Nur bei der ersten Beschickung ist Kochsalz erforderlich, später dient die Schlacke als Fluſsmittel. Zu jedem Pfunde Aluminium sind 3½ Pfund Natrium erforderlich, welches auf den Werken der Gesellschaft gleichfalls nach bekanntem Verfahren hergestellt wird.

Die Productionskosten von Aluminiummetall nach Curt-Netto's Verfahren werden vom Engineering auf 6 Schilling das Pfund angegeben. Auch meint das genannte Blatt, daſs, da Stahl und Eisen nur mit 0,1 Proc. legirt zu werden brauche, um ein ausgezeichnetes Material zu geben, der Preis von 10 Schilling das Pfund schon ein äuſserst günstiger sein würde.

Ein besonderer Vortheil des Curt-Netto'schen Verfahrens soll noch darin bestehen, daſs das erzeugte Aluminium viel reiner ist, als das durch den elektrischen Strom von Cowles niedergeschlagene. Wir werden später ausführlich auf dieses Verfahren zurückkommen.

Auf dem Gebiete des Zinkhüttenwesens sind gleichfalls einige Neuerungen zu verzeichnen. Paul Heil in Breslau hat einen Ofen angegeben, |399| welcher vorzugsweise eine bessere Verwerthung der Zinkerze mittels Verwendung stehender Retorten, die eine ununterbrochene Destillation gestatten, bezweckt. Aus einer solchen Retorte r (Fig. 7), welche bei g mit doppeltem Gichtverschlusse versehen ist, entweichen die Metalldämpfe, dem Siedepunkte der Metalle entsprechend, in verschiedenen Höhen derselben auf kürzestem Wege durch die Oeffnungen oo nach gesonderten Vorlagen ss, wo sie sich zu flüssigem Metalle verdichten, welches sich bei c ansammelt und durch i nach untergestellten Gefäſsen abflieſst, während die in der Retorte verbleibenden Schmelzproducte – regulinisches Metall, Stein, Speise oder Schlacken – durch ein Stichloch a nach Kippwagen entfernt werden.

Die Retorte r hat eine länglich ovale Form und wird an den beiden Breitseiten und an der einen Stirnwand von Gasen umstrichen, welche, mit Luft gemischt, durch die Kanäle pp zuströmen (D. R. P. Nr. 40768 und Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888 S. 116 u. f.). Bei e wird zweckmäſsig ein Saugapparat angesetzt, um die entstandenen Gase durch das Metallbad hindurchzusaugen, damit der Wärmeüberschuſs aus der Reductionskohle nicht verloren geht. Wenn mehrere Metalle gleichzeitig überdestilliren, so kann das specifisch schwerere durch a1 abgestochen werden.

Das bisher geübte Verfahren der Zinkdestillation hat zahlreiche Mängel, von denen nach Dr. Kosmann die folgenden angeführt werden sollen:

1) Von dem analytisch ermittelten Zinkgehalte wird in Folge der Metallverluste, welche theils aus den entweichenden und nicht aufgefangenen Zinkdämpfen, theils aus der Beschaffenheit der Erze entstehen, oder welche in den Muffelrückständen verbleiben, den Erfahrungen der Praxis gemäſs ein Viertel bis ein Drittel als nicht ausbringbar angesehen. Das unvollkommene Ausbringen des Zinkgehaltes ist zunächst dem ruhigen Verharren der Beschickungssäule innerhalb der Muffel zuzuschreiben, welches verhindert, daſs nach geschehener Entzinkung gewisser Erztheilchen nicht neue Partien derselben mit der glühenden Kohle in Berührung gelangen. Sodann müssen die Erze sehr lange in der Muffel verweilen.

2) Der Beruhungszustand, sowie die räumliche und materielle Beschaffenheit der Muffeln, endlich die Oekonomie des Verfahrens selbst verlangen, daſs die Erze in der durch ihre Natur bedingten Zusammensetzung zur Verhüttung gelangen und schlieſst jede Verwendung von Zuschlägen aus, welche durch die Zersetzung störender vererzter Verbindungen oder durch eine leichtere Versinterung Schlacken bildender Bestandtheile das Ausbringen zu erhöhen vermöchten. Deshalb wird bei der Werthberechnung der Erze ein gewisser Gehalt an Kieselzinkerz, Eisen, Schwefel und Blei mit Recht als Werthverminderung in Rechnung gezogen. Während die Mitgewinnung von Blei (Silber), Eisen |400| und Cadmium zur Erhöhung des Erzwerthes beitragen sollten, bilden gegenwärtig die ersten beiden Begleiter eine Quelle von Verlegenheiten. Wegen der unumgänglichen Abröstung und der Beseitigung der schwefligen Säure sind auſserdem bei der Blendeverhüttung kostspielige Vorbereitungsanlagen u.s.w. erforderlich.

3) Die gegenwärtige Unterbrechung und der zeitweise Stillstand des Betriebes, die Entstehung von Zinkoxyd und Zinkstaub nach dem Wiederbesetzen der Muffeln oder Röhren, die Abkühlung des Ofens und der Destillirgefäſse und die hierdurch bedingte Brennstoffvergeudung, die Verstopfung der Vorlagen durch erkaltete Halbproducte, die Belästigung der Arbeiter durch Dämpfe und Staub, dies alles sind Schattenseiten des gegenwärtigen Verfahrens.

Alle diese Uebelstände sollen durch die Arbeit in den Keil'schen continuirlich arbeitenden stehenden Retorten und bei Anwendung geeigneter Vorlagen vermieden werden, zumal das Herabgehen der Beschickung und die dadurch bedingte Umlagerung ihrer einzelnen Theilchen durch die Anwendung entsprechender Zuschläge befördert werden kann. Kalkstein und Dolomit würden sich bei Galmeierzen, metallisches Eisen, bezieh. seine Sauerstoffverbindungen oder Braunstein bei Verhüttung roher Zinkblenden empfehlen. Auch Kalkerde, Magnesia, Fluſsspath, Natriumcarbonat könnten nach Umständen nützlich verwendet werden.

Schlieſslich ist noch eine Einrichtung getroffen, um Cadmium, Arsen, Antimon u.s.w. zu gewinnen, indem auſser den schon genannten Vorlagen ss noch besondere Vorlagen vorhanden sind, welche durch Kanäle ff mit dem oberen Theile der Retorte in Verbindung stehen.

In zweiter Reihe soll der Ofen auch sanitäre Vortheile bringen, da keine schädlichen Gase in die Arbeitsräume und in die Umgebung der Hütten entweichen. Sodann kann der Ofen als stehende Retorte auch zur Destillation von Stein- und Braunkohlen zur Leuchtgas- bezieh. Paraffinbereitung und anderen Zwecken verwendet werden.

Ein anderes Verfahren nebst Vorrichtung zur Zinkgewinnung ist von E. Walsh in St. Louis angegeben worden. Das Verfahren fuſst darauf, daſs, wenn Zinkdämpfe und Kohlensäure, beide bei einer Temperatur zwischen 760 und 820° C. durch Kohle oder Kohlenstoff haltiges Material streichen, welches auf der gleichen Temperatur gehalten wird, die Kohlensäure sich sofort in Kohlenoxyd verwandelt und der Zinkdampf eine weitere Oxydation nicht eingehen soll. Auf diesen Anschauungen baut der Erfinder auf, um gleichzeitig Zinkdämpfe und Kohlenoxyd zu gewinnen. Er benutzt (vgl. D. R. P. Nr. 43471) einen Cupolofen, der bereits früher, aber mit wenig praktischem Erfolge zur Zinkgewinnung vorgeschlagen wurde, weil die den Cupolöfen anhaftenden Eigenthümlichkeiten und die Temperatur, bei welcher die verschiedenen Reactionen stattfinden, nur schwierig richtig beurtheilt werden |401| konnten. Nach dem vorliegenden Verfahren von Walsh wird nun auf die mit Brennmaterial gemischte Beschickung von calcinirten Zinkerzen, welche durch den Trichter B dem Ofen A (Fig. 8 und 9) zugeführt werden, noch durch die Hilfstrichter D eine besondere Lage C von Kohle oder Kohlenstoff haltigem Materiale aufgegeben. Das Rohr B ist so angeordnet, daſs sein unteres Ende in den Ofen A weit genug hineinreicht, um eine Abgabe des gemischten Brennmateriales und Erzes an einem Punkte des Ofens zu sichern, wo die Temperatur der Beschickung 820° C. oder etwas mehr beträgt, jedoch nicht so tief, daſs das Beschickungsrohr der intensivsten Hitze des Ofens ausgesetzt würde, um es vor Zerstörung zu bewahren.

Sobald nun in dem angefeuerten Ofen A das Gemisch von Brennmaterial und Erz und das nachgeschickte Brennmaterial C eine Temperatur von etwa 820° C. erreicht haben, gehen die Zinkdämpfe und die aus der Reduction des Zinkoxydes mit Kohle gebildete Kohlensäure durch die Schicht C, wo die Kohlensäure durch Berührung mit der glühenden Kohle in Kohlenoxyd verwandelt wird. In Folge dessen werden Zinkdämpfe und Kohlenoxyd erzeugt, welche beide durch ein oder mehrere Leitungsrohre zum Condensator abgehen, aus welchem die Zinkdämpfe zu flüssigem Zinke condensirt werden, während das Kohlenoxyd zusammen mit dem Stickstoffe u.s.w. von hier durch passende Rohre weitergeleitet wird, um beliebig verwendet zu werden.

Der Condensator muſs zwischen 420 und 650° C. gehalten werden, weil bei einer Temperatur von 420° C. das Zink fest werden, dagegen nach Ansicht des Erfinders bei einer Temperatur von 650° zu verdampfen anfangen würde. Der Apparat besteht aus zwei guſseisernen Kesseln oder Kammern G G1 (Fig. 10) von passender Länge und eiförmigem Querschnitte. Letztere sind durch die syphonartigen, parallel zu einander angeordneten Rohre J, welche nach oben in den Feuerkanal H reichen, verbunden. Die Kammer G communicirt durch Rohr K mit dem Cupolofen, während von Kammer G1 ein Auslaſsrohr L durch das Mauerwerk I nach auſsen führt. Die Befeuerung des Condensators geschieht mittels der Heizkanäle O, welche von dem Feuerraume M auslaufen. Das flüssige Zink verläſst den Apparat bei N.

Ob das Verfahren wesentliche praktische Erfolge nach sich ziehen wird, bleibt noch abzuwarten.

Zum Schlusse möge noch eine mehr wissenschaftliche Mittheilung, die jedoch auch den praktischen Hüttenmann im hohen Grade interessiren wird, hier Platz finden.

Dr. W. Stahl in Altenau (Oberharz) berichtet nämlich in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1888 S. 207, von hexagonal krystallisirtem Schwefelzinke, welches er unter Zwischenproducten von der Sophienhütte am Unterharze entdeckte. Bekanntlich ist der Dimorphismus des Schwefelzinkes, welches als regulär krystallisirendes Mineral Zinkblende |402| heiſst, an künstlich dargestellten Krystallen schon von St. Claire Deville und Troost nachgewiesen worden. Friedet und Troost fanden auch in der Natur hexagonales Schwefelzink, den sogen. Wurtzit. Die Krystalle stammten aus Oruro in Bolivia. Die chemische Zusammensetzung entsprach nach der bisherigen Ansicht der Forscher der Formel 6ZnS + FeS. Die von Stahl untersuchten Krystalle bestanden aber nur aus fast reinem ZnS, da ganz geringe Mengen von Schwefelblei nach der mikroskopischen Untersuchung sich als grauliche Einlagerungen in die Schwefelzinkmasse darstellten.

Kt.

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