Titel: Neuerungen im Hüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1888, Band 269 (S. 529–544)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj269/ar269122

Neuerungen im Hüttenwesen.

(Patentklasse 40. Fortsetzung des Berichtes S. 392 d. Bd.)

Mit Abbildungen auf Tafel 27 und 28.

Gold und Silber. Vorkommen und Erze.

a) Gold. Hinsichtlich des Goldes, welches bekanntlich entweder auf ursprünglicher Lagerstätte, in Gängen, Lagern, Nestern und eingesprengt im Gebirgsgesteine, oder auf secundärer Lagerstätte als Waschgold, im Goldseifengebirge und im Sande vieler Flüsse vorkommt, ist nur zu berichten, daſs die Fundstätten sich zwar in neuerer Zeit vermehrt, die Art des Vorkommens jedoch im Wesentlichen dieselbe geblieben ist. In Schlesien, wo seit dem Jahre 1885 der Goldbergbau in den Sudeten wieder in Angriff genommen ist, sind es Quarzgänge, die das Gold führen. Der Träger des Goldes ist der Markasit, die rhombische Varietät des Schwefelkieses. In Südafrika findet sich das Gold im Gangquarz, welcher meist in Begleitung von Eruptivgesteinen aus der Klasse der Grünsteine oder von metamorphischen Schiefern vorkommt, in den Betten der Flüsse und im Alluvialsande. Zu Rauris in den hohen Tauern trifft man das Golderz in Gängen von Gneis, mit Quarz, Kupfer und Schwefelkies vergesellschaftet.

Nach The Engineering and Mining Journal, 1888 S. 435, findet sich in Arizona das Gold, welches in Yavapai County häufig in Kupferkiesen und anderen Schwefel Verbindungen des Kupfers und im Arsenkiese angetroffen wird, auch in oxydirten Kupfererzen. Diese Erze bestehen aus einer Mischung von Oxyden des Eisens, des Kupfers und gewöhnlich auch des Mangans, und sind mehr oder weniger Kieselsäure oder Kalk haltig.

Ferd. W. Taylor berichtet in The Engineering and Mining Journal, 1887 S. 465, daſs im Kingston-Districte eine schwach gelblich gefärbte Legirung von Gold und Silber gefunden worden sei, wie ähnliche Legirungen von der Sheridanmine, San Juan, Col., bereits bekannt sind, Zwei Analysen ergaben folgende Resultate:

I II
Gold 61,69 Proc. 58,10 Proc.
Silber 34,41 41,90

Da diese Legirungen nur in Gesellschaft mit gediegenem Silber vorkommen, so nimmt Taylor an, daſs der höhere Silbergehalt der zweiten Analyse von einer Einlagerung gediegenen Silbers herrühre. Vielleicht soll damit angedeutet werden, daſs das Gold und Silber sich in bestimmten stöchiometrischen Verhältnissen legire, eine Ansicht, die durch G. Rose bis jetzt widerlegt zu sein scheint.

In der Olekma, jenem von der Lena, dem Witim und der Olekma umschlossenen Gebiete Ostasiens mit lang sich hinziehenden kahlen Kuppen, bis 1200m Höhe, steil ansteigenden Bergabhängen und 50 bis |530| 100m breiten Thälern, die mit der Tundra (Moos und Torfschichten) bedeckt und gut bewaldet sind, besteht das Grundgebirge aus Silursandstein und Schiefern.

In den Thälern wird das Grundgebirge überlagert von Alluvium, bestehend aus Wechsellagerungen von Bergschotter, Geschiebe, Lehm, Quarzsand, durchzogen von Eislagen und bedeckt mit Moosen, Flechten und der Tundra.

Diese zumeist bis auf das Grundgebirge hart gefrorenen Thalablagerungen sind nun Gold führend. Das Gold findet sich hier überall, ist aber am Grundgebirge am meisten concentrirt. Im Hangenden tritt dasselbe nur sporadisch auf. Dort, wo das Grundgebirge sehr uneben, rauh und zackig ansteht und von bläulich und röthlich gefärbten Lehmschichten unmittelbar überlagert wird, findet man reichlich Gold, aber ungemein ungleich vertheilt. Diese Gold führenden Schichten enthalten in der Tonne gewöhnlich 2,5 bis 7g,8, mitunter auch 25g Gold. (Straka's Vortrag über Goldvorkommen und Goldgewinnung in Ostasien, Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, Beilage Nr. 4 1888.)

Die Ansicht, daſs das Gold nie chemisch gebunden, sondern stets als Element gediegen oder mit Silber legirt vorkomme, ist neuerdings wankend geworden. Es mehren sich die Anzeichen, daſs das in Schwefelkiesen u. dgl. vorkommende Gold als Schwefelgold auftrete, welches sich durch Behandeln der fein gepulverten Erze mit Cyaniden (Cyankalium) extrahiren lasse.

b) Silber. Eines der vorzüglichsten Silbererze ist das Silberhornerz oder Hornsilber, welches nach seiner chemischen Zusammensetzung (AgCl) 24,7 Chlor und 75,3 Silber enthält, wenn es nicht durch fremde Beimengungen, wie z.B. Eisenoxyd, verunreinigt wird. In mineralogischen Sammlungen pflegt man dieses regulär krystallisirende Mineral nicht gerade häufig anzutreffen, da es nur in den oberen Teufen und im Allgemeinen in Europa spärlich vorkommt. Freiberg, Johanngeorgenstadt, Kongsberg werden in der Regel als Fundorte genannt. Dagegen tritt es in zahlreichen Fundstätten Südamerikas auf.

So berichtet auch Carl Barth (Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1888 Nr. 19), daſs bei Batopilas in Mexico auf dem der Consolidated Batopilas-Silbergruben-Gesellschaft gehörigen Werke zu „San Miguel“ an der Tagesoberfläche Chloride von Silber angetroffen werden. Da es nur ein Chlorsilber gibt und Bromsilber mit jenem isomorph ist, so ist anzunehmen, daſs Barth unter Chloriden wohl verschieden aussehende Mineralien versteht, welche als isomorphe Mischungen jener beiden Endglieder aufgefaſst werden können. Breithaupt hat bereits derartige Mineralvorkommen unter den Namen Embolit, Megabromit und Mikrobromit beschrieben. Vorzugsweise finden sich aber zu San Miguel bis zu einer Tiefe von 60m die geschwefelten Erze, wie Stephanit (Schwefelsilber | Schwefelantimon) und Freieslebenit (Schwefelsilber | |531| Schwefelantimon + Schwefelblei | Schwefelantimon). Tiefer als 60m liegen gediegenes Silber, Brosa (⅔ Silber, ⅓ Kalkspath), Chispeadosilber (⅓ Silber, ⅔ Kalkspath), Clavosilber, bei welchem die Tonne 800 Unzen enthält, und Azogeneserze. Mit den letzteren Specialbenennungen werden wahrscheinlich mehr mit Kalkspath durchsetzte Varietäten des gediegenen Silbers bezeichnet. Sie eignen sich besonders zum Amalgamiren. Wenn Barth die die Chloride enthaltenden Schichten als sehr geringhaltig bezeichnet, so hat dies offenbar seinen Grund darin, daſs das Auftreten derselben im Vergleiche zur Gangmasse ein sehr spärliches sein wird.

Ueber ein sehr interessantes Vorkommen gediegenen Silbers in den Silberlagerstätten von Leadville in Colorado berichtet Robert Wimmer (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1887 S. 423). In dem sogen. Olivebranch-Schachte wurde im J. 1886 ein bis dahin noch intactes Feld aufgeschlossen, bei welchem der Durchschnittsgehalt der nutzbringenden Erze, die mit 17 Fuſs Mächtigkeit im Schachte anstehen, 52 oz. Silber für die Tonne beträgt.

An der Grenze der Oxydationszone gegen die Schwefelungen von Metallen tritt Dolomit auf, in dessen Höhlungen eine Concentration des Silbergehaltes stattfand. Theils auf, theils in und theils unter dem Dolomite und auch in dem umliegenden Eisensteine treten von einigen Linien bis etwa 2 Fuſs breite Höhlenzüge auf, die buchstäblich mit gediegenem Silber und Silberglanze angefüllt sind. Beigemischt sind thonige Eisensteinmassen, eisenschüssige Quarzsande und Brocken von härterem Eisensteine, alle vollständig mit Drähtchen und Flitterchen von Silber durchzogen. Dann finden sich feste Stücke gediegenen Silbers bis zu Faustgröſse in den Höhlungen, die ganz aus rudimentären Octaëdern zusammengesetzt sind. Das Interessanteste aber sind in losen Sanden, die 60 bis 70 Proc. Silber halten, eingebettete Massen schwammigen Silbers, die so locker sind, daſs sie federleicht erscheinen und einen Filz aus den feinsten Silberdrähtchen repräsentiren. Sie laufen bis 25000 oz. für die Tonne.

Stellenweise sind solche Filz brocken im Inneren hohl oder thonig. Auch umkleidet diese Masse die Eisensteinbrocken, sowie die Wände der Höhlen. Meist sind die Höhlungen lose mit diesen Substanzen gefällt. Das umgebende Eisenerz zeigt ebenfalls Einschlüsse von gediegenem Silber in Drahtform. Probeposten der ganzen Masse gaben 3320 oz. für die Tonne Gehalt. Diese reichen Höhlenzüge breiten sich last wagerecht vom Schachte aus und sind bereits nach mehreren Richtungen hin verfolgt.

Durch den Einfluſs der Atmosphärilien, besonders durch Kohlensäure haltiges Wasser, wurde jedenfalls der obere Theil der Sulfide zersetzt und in Mangan haltige Brauneisensteine mit gediegenem Silber umgewandelt, Silber haltige Lösungen wurden in dem Dolomit zersetzt, |532| wodurch sich der ungemein reiche Silbergehalt in den letzteren erklärt. Die Umwandelungen der Schwefelungen des Eisens in Brauneisenstein müssen durch die Stadien des Sulfates und Carbonates gegangen sein. Der Silberglanz wird, zu Sulfat umgewandelt, im Contacte mit Dolomit sein Silber freigegeben haben.

Die Oxydationsstufe würde also durch Mangan haltige Brauneisensteine mit gediegenem Silber repräsentirt sein, wenn nicht auf gewisse Theile derselben Mutterlaugen von Chlor- und Bromsalzen einwirkten, die unter Einfluſs der Manganoxyde das Silber in Chlorsilber und Embolit überführten. Diese Chlorsilberzone ist zwar im Olivebranch-Schachte nicht vorhanden, wohl aber in der auf demselben Lager, jedoch höher gelegenen Robert- und Lee-Grube und anderen Gruben.

Gewinnung des Goldes bezieh. Silbers.

A) Waschprozeſs. Hierher gehört die Gewinnung des Schwemmgoldes aus den Geschiebelagen in Russisch-Asien, beschrieben von G. A. Vogt in Petersburg, mitgetheilt und durch zahlreiche Zeichnungen veranschaulicht in der Oesterreichischen Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1887 S. 322, welcher wir Folgendes entnehmen:

Die Gewinnung des Goldes aus den Kies, Thon u.s.w. enthaltenden Geschieben zerfällt in zwei Operationen: das Abschlämmen und das eigentliche Waschen des Sandes.

Das Abschlämmen hat zum Zwecke, die Bruchstücke der Gesteinsarten vom Thone zu trennen und die Masse in zwei Sorten zu scheiden, in den groben Kiessand, der nach dem Sortiren auf die Halde gelangt, und in den Grus, welcher dem Waschen unterworfen wird, d.h. einer allmähligen Reduction der Geschiebe zu grauem Schliche und des grauen Schliches zu schwarzem, aus welchem dann das Gold in reinem Zustande oder als Amalgam gewonnen wird.

Die Gold wasch Vorrichtungen unterscheiden sich von einander im Grunde nur dadurch, daſs bei den einen das Abschlämmen von Arbeitern mit Hilfe von Hauen, bei den anderen durch mechanische Vorrichtungen erfolgt, welche je nach der Beschaffenheit des Waschgutes, d.h. dem Verhältnisse des Thones, Kieses und Gruses im Gold haltenden Geschiebe, mehr oder weniger complicirt sind.

Nach der Wirkungsart der Goldwaschvorrichtungen kann man sie eintheilen in: a) Maschinen mit unbeweglichen Sandsieben, b) Maschinen mit beweglichen Sandsieben und c) Maschinen ohne Sandsiebe.

Zur Abtheilung a) gehören verschiedene Gestelle mit eisernen Sandsieben, das Abschlämmen der Geschiebe durch die Hand erfordernd; der Trog mit Egge und der runde Waschherd mit Maschinenbetrieb zum Schlämmen der Geschiebe.

Zur Abtheilung b) gehören alle Waschtonnen.

Zur Abtheilung c) werden die sogen. amerikanischen Waschrinnen |533| gerechnet, welche immer häufiger Dicht allein zum Abschlämmen oder Doch mehr zur vortheilhaften Reduction der Abschlämmproducte auf den Schlämmvorrichtungen, sondern auch zur nicht unvortheilhaften Goldgewinnung aus den Zwischenschichten, die in tauben Geschiebemassen verwickelt sind, angewandt werden; ein Wegschwemmen, welches unter angehenden Bedingungen der Wasserwirthschaft auch bei armen Grushalden möglich ist, indem das Unterspülungsproduct in passend angerichtete Rinnen geleitet wird; beide Verfahren werden in ziemlich groſsem Maſsstabe an der Lena und auf den Berezow'schen Werken angewandt.

Das Verwaschen der Sande, d. i. des durch Abschlämmung erhaltenen Gruses wird auf allen vorgenannten Maschinen gleichartig bewirkt, indem der Waschtisch auf gleichen Grundlagen hergerichtet ist. Der Waschprozeſs besteht daher in Folgendem:

Der während des Abschlämmens der Geschiebe durch die Oeffnungen des Gatters des Handgestelles, des runden Waschherdes oder der eigentlichen Waschtonne hindurchgegangene Grus fällt auf das obere Ende des Waschtisches. Das zugleich mit demselben hindurchflieſsende Wasser führt die zu verarbeitende Masse den Waschtisch entlang, wobei der von den aufliegenden Schwellen zurückgehaltene Theil dieser Masse unter fortwährendem Einschlagen des Wassers verwaschen, d.h. reducirt oder angereichert wird. Der an Goldgehalt möglichst erschöpfte Grus gelangt in die Grusluken; die leichteren lehmigen Theile aber flieſsen in Gestalt von Schlamm durch Ableitungskanäle fort, auf ihrem Wege vorsätzlich verschiedene Satzrinnen mit auf dem Boden niedergelegten diversen Fallen fürs Gold passirend, um das ganz feine Gold, welches sich auf dem Waschtische nicht absetzen konnte, aufzufangen. Als Fallen dienen Tuch, Matten, Reisig aus feinen Zweigen, Rasen u.s.w., welche von Zeit zu Zeit, jedoch nicht täglich, zur Extraction des Goldes aus denselben durch Waschen auf dem Reductionswaschherde herausgenommen werden. Das Abnehmen des angereicherten Gruses, welcher von den Schwellen, Trafareten (hölzernen, ausgestochenen Gattern), trogartigen Vertiefungen (Taschen) u. dgl. Vorrichtungen auf dem Waschtische zurückgehalten worden ist, geschieht ein- oder zweimal täglich, wobei man erhält: 1) den grauen Schlich, der zur nächstfolgenden, wiederholt beschriebenen Verarbeitung gelangt, 2) den armen Grus (Haldengrus), welcher aus den Grusluken auf die Halde geführt wird, und endlich 3) den Schlamm, der sich aus der oben angeführten, die Satzrinnen durchpassirenden Trübe absetzt. Abhängig von der Gröſse des Waschtisches und der Menge des täglich verwaschenen Kieses erhält man ungefähr 320 bis 1600k grauen Schlich, was den 300. bis 400. Theil der ganzen Masse des verarbeiteten Geschiebes ausmacht.

B) Amalgamation. Da das Gold mit wenigen Ausnahmen im Quarze und den anderen Gold führenden Mineralien nur in sehr kleinen Partikeln |534| auftritt und mit Hilfe der gewöhnlichen Erzaufbereitungsapparate nicht gewonnen werden kann, so benutzt man bekanntlich Quecksilber, wodurch man bezweckt, die Goldkörnchen zum Anhaften an einander, oder am Quecksilber, oder zum Eingehen einer Verbindung desselben mit dem Quecksilber, d.h. zur Bildung eines Amalgames zu bringen. Das Gold muſs jedoch in freiem, metallischem Zustande und nicht in Verbindung mit Arseniden und Sulfiden vorhanden sein. Schwefel und Arsen müssen durch Röstung gänzlich entfernt werden, da diese beiden Elemente das Quecksilber und das Amalgam zersprengen und es mit einer schmutzigen Haut überziehen. Sind Silber, Zink, Wismuth vorhanden, so werden dieselben noch leichter als Gold von dem Quecksilber aufgenommen. Um einen durchschlagenden Erfolg in der Amalgamation zu erzielen, muſs mit Rücksicht auf die Eigenthümlichkeit des Quecksilbers, welches, reibenden oder quetschenden Einwirkungen ausgesetzt, einen feinen Staub bildet und seine Fähigkeit zu amalgamiren und sich zusammenzuhalten verliert, der Amalgamationsprozeſs in folgender Weise durchgeführt werden (C. Wagemann, Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888 S. 16): „Das Gold haltige Mineral, welches bis auf die Gröſse der kleinsten darin enthaltenen Goldpartikel gebracht ist, muſs in das Innere einer Masse von metallischem Quecksilber geführt und in dieser unter dem Einflüsse einer Kraft aus einander getrieben werden, welche genügt, um die den Gold führenden Schlamm bildenden Theile von einander zu trennen und Gold und Quecksilber unter sich zu vereinigen, immerhin aber nicht so stark ist, das letztere zu zerstäuben. Wenn sehr fein vertheiltes Gold gewonnen werden muſs, so sollte das Quecksilber nicht länger als bis zu seiner Sättigung mit Gold benutzt werden.“

Die meisten der gewöhnlichen Amalgamirapparate (Wheeler'sche Pfannen, Arrastras, chilenische Mühlen, Berdans und Fässer) sind nicht von solcher Beschaffenheit, daſs eine durchweg befriedigende Leistung erzielt werden könnte. Einen wesentlichen Fortschritt bekundet dagegen Schlichting's Amalgamator. Nach Wagemann's „Amalgamtion of Gold“ und Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888 S. 41 und 42, hat derselbe folgende Einrichtung:

In einem eisernen Bassin A (Fig. 1) mit conischem Boden befindet sich ein falscher Boden B. Ein senkrechtes Aufgeberohr C ist mit seinem unteren Ende in der Mitte des falschen Bodens befestigt und führt den Schlamm in den Raum D zwischen den beiden Böden. Ein zweites Rohr E umgibt das Aufgeberohr, ist an einem hölzernen Läufer F befestigt und trägt nahe an seinem oberen Ende ein conisches Zahnrad G, welches durch ein Vorgelege getrieben wird, wodurch der Läufer etwa 9 bis 12 Umdrehungen in der Minute macht. Die Mitte H des Bodens ist mit einem Rohre J mit Hahn versehen, um das Bassin zum Theile oder ganz entleeren zu können. Quecksilber füllt den Raum D zwischen dem wahren und falschen Boden und bedeckt den letzteren |535| ungefähr ½ Zoll hoch. Es müssen eventuell Gewichte auf den Läufer gelegt werden, um das Schwimmen desselben im Quecksilber zu verhindern und ihn zur Berührung mit dem falschen Boden zu bringen. Während des Arbeitens ist das ganze Bassin mit Schlamm, welcher durch eine Rinne zuflieſst, gefüllt. Der Apparat wirkt continuirlich.

Das wesentlich Neue des Apparates besteht also in der Verwendung einer durchlöcherten, im Quecksilber befindlichen Platte, durch welche die Schlammstrahlen gepreſst werden. Da nun die Löcher in dem falschen Boden nicht genügend eng gemacht werden können und die Schlammstrahlen daher dicker als wünschenswerth ausfallen, so vertheilt er die Schlammstrahlen durch eine kräftig wirbelnde Bewegung mittels eines auf der durchbrochenen Platte ruhenden Läufers. Dieser schlieſst sämmtliche Löcher derselben mit Ausnahme derjenigen, welche unter einer Anzahl in der Unterseite des Läufers angebrachter Rillen liegen. Diese Rillen sind so gekrümmt, daſs sie in der Drehungsrichtung des Läufers verlaufen. Der Querschnitt der Rillen ist dreieckig und vermindert sich in seiner Gröſse von der Mitte zur Peripherie. Die Rillen gehen nicht bis zu derselben. Die Schlammstrahlen, welche durch die Löcher des falschen Bodens m (Fig. 2) aufwärts steigen, werden plötzlich durch die Fläche hi der Rille umgestoſsen. Hierdurch entsteht ein Wirbel, welcher unter dem hydraulischen Drucke des Zuführungsrohres gegen die Peripherie sich vorbewegt und die Gestalt einer zugespitzten Schraube, aus Schlamm und Quecksilber bestehend, annimmt. Eine Partie derselben findet in dem engeren Theile der Rinne nicht genügenden Platz und geht zu der nächsten Furche, indem dieselbe zwischen dem ungefurchten Theile des Läufers und dem falschen Boden (also von i nach k) hindurchgeht, wobei sie einem gelinden Drucke ausgesetzt ist. Der Rest geht von dem Ende der Rinne ebenfalls zwischen dem falschen Boden und dem glatten Theile des Läufers in den Raum zwischen dem letzteren und dem Bassin.

Der Preis des Apparates beträgt 30 bis 40 Pf. St., sein Durchsetzquantum etwa 3t,5 im Tage, während Arbeit und Betriebskraft gering sind.

Bei dem Amalgamirapparate von Thomas David Williams in East London (Südafrika) sind folgende Einrichtungen (Fig. 3) gleichzeitig vorhanden (vgl. D. R. P. Nr. 40879 vom 8. Januar 1887):

a) eine liegende, rotirende Amalgamirtrommel B mit innerer amalgamirter Kupferbekleidung und Ringen zum Zurückhalten des Quecksilbers;

b) eine, amalgamirte Schwimmkugeln enthaltende, Pfanne C, in deren Quecksilber durch Röhren e mit Düsen Dampf eingeführt werden kann;

c) ein um eine wagerechte Achse F sich drehender Stufenamalgamator D mit gewellter amalgamirter Kupferbekleidung d1 und Kanälen d zum Aufsammeln des Amalgames beim Durchführen des Erzschlammes |536| durch Trommel und Pfanne und über die Stufen von D hinweg;

d) der fest liegende ringförmige Sammel- und Abführungskanal K.

Das Amalgamiren mittels dieses Apparates erfordert zunächst, daſs Quecksilber in die Trommel B und in die Pfanne C eingebracht wird. Darauf wird durch die Antriebswelle die Trommel und die Pfanne mit dem stufenförmigen Amalgamator in langsame Drehung versetzt. Sodann läſst man den aus den Stampfwerken abflieſsenden Schlamm durch den Behälter A in die Trommel B einflieſsen. Die feineren Theile des Schlammes haften hier und werden durch das Herumnehmen durch das unten befindliche Quecksilber geführt.

Das Quecksilber in der Pfanne C wird durch Einleiten von Dampf aus den Düsen e1 beständig in Bewegung erhalten und diese Bewegung wirkt auf die Verquickung der Metallpartikel ebenso wie die Bewegung der in dem Quecksilber schwimmenden Kupferhohlkugeln äuſserst fördernd.

Das Material, das weiter über den Pfannenrand und an der Bekleidung d1 an den Wellenformen der Stufen D1 D2 D3 des Amalgamators D herabflieſst, passirt auch das Quecksilber in den ringförmigen Kanälen d, die den Uebergang von der einen nach der anderen Stufe bilden, und gelangt endlich in den fest liegenden Ringkanal K, nachdem die wesentlichsten Metallbestandtheile vom Apparate zurückbehalten worden.

Während der Drehung des Amalgamators D kann ein Arbeiter das auf der Bekleidung d1 angesammelte Metall entfernen, dem Schlamme werden auf diese Weise immer reine Absetzflächen auf dem Amalgamator D geboten. Auch von den Kupferdüsen e1, die als Ansammler wirken, kann nach Bedarf das Metall entfernt werden. Da die Wände der Bekleidung d1 sehr steil sind, so wird durch Adhäsionswirkung der leichtere Schlamm unmittelbar daran festgehalten, während die leichteren oder suspendirten Goldpartikel naturgemäſs vom Amalgame absorbirt werden. Die Kanäle halten das von der Bekleidung sich entfernende Amalgam zurück.

Der genannte Thom. Dav. Williams hat auch eine Neuerung an Stampfwerken zum Zerkleinern von Goldquarz u.s.w. behufs des Auffangens und Amalgamirens des zerkleinerten Materiales erfunden, welche unter Nr. 40627 vom 25. Juli 1886 in Deutschland patentirt worden ist. Bei diesem Stampfwerke ist ein mit einem Cylinderkolben direkt verbundener Zerkleinerungsstempel N (Fig. 4) vorhanden. Derselbe übt auf das durch Kanal R aus einer intermittirend getriebenen Trommel nach dem Zerkleinerungsblocke geführte Erz schnell auf einander folgende Schläge aus. Um ein gänzliches Herausfliegen des zerkleinerten Materiales aus dem Apparate zu verhindern und eine direkte Amalgamirung zu veranlassen, ist der Block in eigenthümlicher Weise von schrägstehenden |537| Auffangwänden, sowie von den mit Quecksilber angefüllten Becken S umgeben.

Die auf diese Weise gebildete Zerkleinerungskammer ist auf drei Seiten mit Abtheilungen Z1 versehen. In diesen sind oben die Siebe T aufgehängt, deren Drahtgeflecht zwischen zwei Rahmen eingespannt ist. Auſserhalb dieser Siebe sind noch weitere Quecksilberbecken S1 angeordnet. Die inneren und äuſseren Becken sind durch convexe Wände getrennt. Letztere sind mit verzinkten Kupferblechen U belegt. Ueber den Quecksilberbecken S1 sind Auffangwände V aufgehängt und ganz auſsen am Fuſse des Untergestelles befinden sich liegende Siebe W mit aufgebogenen Auſsenrändern zum Zurückhalten von gröberem Erze. Unterhalb der Siebe T verbleibt so viel freier Ranm, daſs der Erzschlamm über die convexen Wände abflieſsen kann. Die Siebe T und Wände V sind mittels Stellhebel unter passenden Winkeln gegen das beim Zerkleinern aus einander fliegende Material einzustellen.

Dasjenige Material, welches durch die Siebe T nicht hindurchdringt, fällt bei der Schnelligkeit der Bewegung des Zerkleinerungsstempels in beständigem Strome in die Quecksilberbecken S zur Amalgamirung nieder. Hierbei verhindern die Wände V das durch das Sieb T fliegende Material daran, gänzlich aus dem Apparate herauszulangen.

Von den Wänden V fällt das durch die Siebe gedrungene feinere Material in die äuſseren Becken S1, während der feinere Erzschlamm durch Wasser über die Wände U fortgeschwemmt wird und dann in die Becken S1 mit hineingelangt. Ueber den letzteren liegen perforirte Rohre v (Fig. 5), aus welchen Wasser unter Druck auf die Quecksilberflächen getrieben werden kann, um das in dem Schlamme enthaltene Gold zur leichteren Amalgamirung zu bringen. Die über den Sieben W liegenden perforirten Rohre v1 dienen dazu, den Schlamm durch diese Siebe mittels Wassers fortzuspülen, worauf er durch die unter W aufgehängten Rinnen X abflieſst.

Die Art und Weise der Zerkleinerung des Materiales mit Hilfe der beschriebenen Einrichtung dürfte kaum hinreichend sein, eine erfolgreiche Amalgamation zu ermöglichen.

Der Amalgamirapparat mit Rührwerk von v. Krohn in Gotha (D. R. P. Nr. 43118 vom 13. Juli 1887) ist in Fig. 6 in Seitenansicht und in Fig. 7 in Ansicht von oben dargestellt. Die Quickschale A (58 × 50cm Bodenfläche), welche etwa 20cm hohe senkrechte Wände und auf ihrer vorderen abgerundeten Seite am oberen Rande einen Ausfluſs für die Trübe hat, wird durch ein mit der Hintenwand parallel stehendes, nicht ganz das Quecksilber erreichendes Brett b in zwei Theile getheilt, einen gröſseren f (Fig. 7) und einen kleineren e, der die Trübe aufnimmt. Der Boden der Schale vertieft sich in der Mitte c dieses gröſseren Theiles um 10mm und in einer Ausdehnung von 10mm Radius um den Mittelpunkt herum.

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Die Quickschale hängt an einer aus zwei Theilen bestehenden, mit einem Excenter i verbundenen Stange h und ist in der Mitte des Bodens der gröſseren Abtheilung der Schale verschraubt.

Die Schale ist, um die seitliche Bewegung, die das Excenter verursacht, zu verhindern, am Fuſsboden mit Federn, im vorliegenden Falle durch vier Spiralfedern m, befestigt und läſst sich aus diesen, sowie von dem oberen Theile der Hubstange durch Entfernung der Bolzen leicht lösen.

Der Rührapparat B besteht aus einem Kreuze mit 24cm langen, halbkreisförmig gebogenen Armen n, an deren unteren Seite so lange dünne Metallstäbe g befestigt sind, daſs sie gerade nur ins Quecksilber eingreifen. Die vier Kreuzarme n sind an einem Ringe o befestigt, der sich um die eisernen Stangen h, an der die Quickschale hängt, dreht. Die Drehung wird dadurch erreicht, daſs von der Welle k, die das Excenter i treibt, eine Uebertragung durch Räder oder Riemenscheiben p auf eine Parallelwelle q stattfindet, und von dieser wieder durch eine elastische Schnur auf eine Rolle r, die sich oberhalb eines Rostes s um die Hubstange h dreht. An der Rolle r sind unten drei eiserne Stäbe t, die sie mit dem Ringe o verbindet, an dem der Rührer n und g befestigt ist.

Das Wesentliche des Apparates besteht also darin, daſs der Schale beim Drehen des Excenters nur eine auf und nieder gehende Bewegung ertheilt wird, die der Rührapparat B neben seiner rotirenden Bewegung mitmacht.

Es folgen nunmehr drei Amalgamationsapparate, bei welchen zugleich ein elektrischer Strom verwendet wird.

Sigwart Theodor Dahl in Boemmellöen (Norwegen) hat eine Neuerung an Amalgamatoren vorgeschlagen (D. R. P. Nr. 44122 vom 13. Januar 1888), welche in Fig. 8 und 9 als Zwillingsapparat dargestellt ist. Bei dem Apparate A wird das in Wasser vertheilte Erz unter Druck eingeführt, bei dem Apparate B dagegen ohne Druck.

Der untere Theil des Amalgamators besteht aus mit Cement abgeputztem Mauerwerke. Der Antrieb erfolgt durch conische Zahnräder a, welche auf der Triebachse b befestigt sind und ihre Drehung auf die senkrechten Achsen cc übertragen, welche in Bodenpfannen d ruhen. An der Achse c sind ein oder mehrere Arme e angebracht, welche an senkrechten Führungsstangen f cylindrische Ringe g aus isolirendem Materiale tragen. Die Ringe c laufen in ringförmigen Vertiefungen h des Unterbaues und tauchen bis zu einer gewissen Tiefe in Quecksilber ein, welches sich in h befindet.

Bei Apparat A hat der Ring g auf seiner unteren Kante einen Absatz i, welcher bewirkt, daſs die Masse genöthigt wird, auſser den Quecksilbersäulen bei dem Einlaufe k und dem Auslaufe l noch eine Quecksilbersäule bei i zu passiren. Der Absatz i1 in dem Unterbaue ist nur zum Zwecke der Ersparung von Quecksilber vorhanden.

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Der zweckmäſsig mittels einer Dynamomaschine erzeugte elektrische Strom wird durch eine Bürste m auf einen kupfernen Ring n geleitet, welcher auf der Welle c isolirt befestigt ist. Von hier aus geht der Strom durch den Leitungsdraht o nach einem am inneren unteren Rande des Ringes g angeordneten kupfernen Ringe p. Der elektrische Strom geht darauf durch das in h vorhandene Quecksilber nach einem am unteren äuſseren Rande von h angebrachten kupfernen Ringe q und von da durch einen Leitungsdraht zur Maschine zurück. Der elektrische Strom soll bewirken, daſs das Quecksilber rein und zur Amalgamation geeignet bleibt. Die Masse wird durch einen Trichter r in ein im Unterbaue angebrachtes Rohr s geleitet, welches zu mehreren Amalgamatoren führen kann.

Dieses Rohr steht wieder mit einer oder mehreren Röhren t in Verbindung, welche in wagerechte Röhren t1 ausmünden, von denen wieder Rohre u nach unten auf den Boden der Rinne h führen. In den Verbindungsstücken zwischen den Röhren tt1 und u sind Hähne oder Stöpsel eingeschaltet, um die Reinigung bei eintretenden Verstopfungen zu erleichtern, und, um diese Verstopfungen sichtbar zu machen, sind in die Röhren t1, welche t und u mit einander verbinden, Glasröhren mit Gummischlauchstücken eingeschaltet.

Bei dem Apparate B besitzt der Ring g auf seiner unteren Fläche keinen Absatz, sondern ist vollständig eben. Der Ring wird hier so tief gesenkt, daſs er eben das Quecksilber berührt, worauf er mittels der Schrauben v an den Armen e befestigt wird. Die Masse wird in einen Behälter w eingeführt, welcher rund um die senkrechte Achse c des Apparates angebracht ist und auf dem Kreuze e ruht. Von diesem Behälter aus flieſst die Masse durch die Röhre x nach unten in die kreisförmige Rinne y im Mauerwerke des Unterbaues und von hier über den Rand der Rinne in die Rinne h des Unterbaues, wo sie durch die Centrifugalkraft unter den Ring gelangt und schlieſslich, nachdem sie diesen passirt hat, bei z als Amalgam wieder austritt.

Der vorstehend beschriebene Apparat dürfte den wesentlichen Vortheil haben, daſs der Gang des Prozesses von der Gröſse des Apparates unabhängig ist, was bei älteren Amalgamatoren deshalb nicht der Fall ist, weil der Unterschied zwischen der Schnelligkeit in der Mitte und an der Peripherie der Amalgamatorpfanne so groſs ist, daſs bei gröſseren Dimensionen keine gleiche Vertheilung der Masse und folglich auch keine vollkommene Amalgamirung stattfinden kann. Nothwendiger Weise muſste bei geringerer Geschwindigkeit der Apparat sich in der Mitte verstopfen und bei gröſserer Geschwindigkeit das Quecksilber an der Peripherie zerreiſsen, wodurch Verluste entstanden.

Ein höchst interessantes und groſsen Nutzen versprechendes Amalgamationsverfahren nebst Apparat ist von dem Parlamentsmitgliede Molloy und dem Dr. Rae in Vorschlag gebracht worden. Es ist bekannt, |540| daſs bei dem Amalgamirverfahren die Gewinnung von Gold aus den oberen Gold führenden Schichten, aus welchen das Metall als Feingold erhalten wird, keine Schwierigkeiten macht. Sobald aber in zunehmender Tiefe das Gold, wie man sagt, streng wird, indem fast jedes Goldkörnchen mit einer Haut von Schwefelmetall und Eisenoxyd überzogen ist, wird eine Vereinigung mit dem Quecksilber verhindert. Auch durch die Gegenwart von Arsenik, Antimon und Zink kann das Gold streng werden. Das Quecksilber überzieht sich alsdann mit einer Oxydhaut und blüht, wie man sagt, aus. Das ausgeblühte Metall verstäubt nicht nur, sondern nimmt auch kein Gold mehr auf und wird in den Abhüben mit fortgeführt.

Alle diese Uebelstände werden durch den Wasserstoff-Amalgam-Prozeſs Molloy's vermieden.

Molloy's Apparat besteht aus einer Pfanne, 1m,066 im Durchmesser und 2cm,5 tief, welche 1cm,25 hoch mit Quecksilber angefüllt wird. Inmitten der Pfanne ist eine poröse Zelle befestigt, worin ein Bleicylinder und eine Lösung von Glaubersalz sich befinden. Dieser Bleicylinder bildet die Anode in Verbindung mit dem positiven Pole eines kleinen Dynamo, während das Quecksilber mit dem negativen Pole derselben verbunden wird. Geht der Ström hindurch, so entwickelt sich Sauerstoff an der Bleianode, während Wasserstoff an der Oberfläche des Quecksilbers entwickelt wird. Dieser dem Auge sichtbare Vorgang rührt aus der Zersetzung des Elektrolytes, der Glaubersalzlösung, her. Das Quecksilber verbindet sich mit einem Theile des Wasserstoffes, bildet so ein Wasserstoffamalgam und das auf diese Weise mit Wasserstoff beladene Quecksilber kann sich nicht oxydiren. In welcher Menge auch die schädlichen Beimengungen des Erzes auftreten mögen, das Quecksilber bleibt „quick“ und seine Verbindungsfähigkeit für Gold erweist sich durch die ständige und vollkommene Amalgamation. Um das pulverisirte Golderz in stetige Berührung mit dem Quecksilber zu bringen, schwimmt auf der Quecksilberoberfläche eine hölzerne Scheibe von 1m,014 Durchmesser, in deren Mitte eine Kreisöffnung ausgeschnitten ist, welche um die poröse Zelle einen Ring von 5cm Breite freiläſst und an der Scheibe einen Kranz von 5cm Höhe trägt, um dadurch einen Trichter zu bilden. An der Peripherie läſst ein kleiner Kanal zwischen Scheibe und Pfannenrand das Quecksilber unbedeckt. Die Scheibe wird durch einen einfachen Mechanismus in drehende Bewegung versetzt. Das Erz, welches mittels eines Wasserstromes in den Trichter eingetragen wird, gelangt unter die drehende Scheibe und wird durch die Centrifugalkraft in immer wachsenden Kreislinien an die Peripherie der Scheibe und endlich an der freien Stelle über den Rand der Pfanne hinausgeschwemmt, indem es seinen Goldgehalt im Quecksilber zurückläſst. Die Goldextraction wird somit durch die wälzende Thätigkeit des Apparates erhöht, während nicht ein Atom Quecksilber verloren geht.

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Prof. Pierre Ricketts theilt mit Rücksicht auf den vorstehend beschriebenen Apparat mit, daſs, da schon bei weniger strengen Erzen der Verlust an Quecksilber 1 bis 3k und 40 Proc. des Goldgehaltes beträgt, dieses Wasserstoffamalgamverfahren zur Erhöhung des Goldausbringens auf den Werken der Vereinigten Staaten in sehr bemerkbarer Weise beitrage. (Aus Iron, B. 30 S. 262, durch Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888 S. 70.)

Der Apparat von Rae, welcher in Fig. 10 abgebildet ist und auf dem gleichen Prinzipe beruht, dürfte ohne Weiteres verständlich sein (vgl. noch Engineering and Mining Journal, Bd. 44 S. 114). Derselbe ist auf der Douglasmühle zu Dayton, Nevada, in Thätigkeit und hat bereits bedeutende Ersparnisse hervorgerufen.

Vogelmann's Amalgamator (D. R. P. Nr. 43473 vom 10. Juli 1887) hat wie der oben beschriebene Amalgamirungsapparat von Schlichting eine durchlöcherte Platte oder einen Rost a, welcher an seinem Umfange mit der auf der Welle B befestigten Pfanne A vernietet ist (Fig. 11). In der Mitte des mit Quecksilber bedeckten Rostes mündet das mit Trichter D versehene Rohr C. Um durch den Rost zu gelangen, muſs die durch C zugeführte Quarztrübe sich in feine Ströme vertheilen. Bei der Rotation der Pfanne gelangt die Trübe über den Rand der Pfanne A in die Rinne E und von dort nach dem Abfluſsrohre F. Auf dem Wege zur Peripherie muſs sich die Quarztrübe durch die Spalten der Blechconen b und c hindurchzwängen, wodurch sie mit der Quecksilberschicht in innigere Berührung gebracht wird.

Sodann benutzt der Erfinder die Rotation der Pfanne zur Erzeugung von elektrischen Strömen mittels der Magnete G und des Kupferringes f. Durch diese Ströme soll das sogen. Krankwerden des Quecksilbers verhütet werden.

Krom in New York hat verschiedene Verbesserungen an der Blake'schen Quetsche, welche in Amerika bei der Amalgamation vielfach im Gebrauche ist, angebracht.

Der Quetschenrahmen Fig. 12 wird durch Ankerbolzen zusammengehalten, die den ganzen Druck aufzunehmen haben, während das übrige Hebelwerk minder beansprucht wird. Die Brechhebel sind in halbcylindrische Lager des Rahmens der Brechbacke und des Excenterhebels verlagert, wodurch eine bessere Führung erzielt wird. Durch diese Anordnung wird die Maschine einfacher und dem Gewichte nach leichter, was für den Transport von Wichtigkeit ist.

Die nächste Verbesserung ist in Fig. 13 dargestellt. Hier ist zunächst der obere Ankerbolzen gekürzt, um ihn mehr dem Seitengerüste anzupassen, der untere hingegen ist derart gestellt, daſs er den Gesammtdruck beim Quetschen aufnimmt. Die Quetschoberflächen sind aus mehreren metallunterlegten Stahlplatten hergestellt. Die Backen sind verstellbar. Eine weitere Aenderung besteht darin, daſs der Backen |542| seinen Drehpunkt unterhalb des Quetschmaules erhält, wodurch ein gleichförmigeres Product erzielt wird. Weiter sind die Hebelenden, mittels welcher die Backen bewegt werden, verzahnt und benöthigen wegen geringer Reibung keine Oelung.

Auch die Walzenquetschen erfuhren durch Krom mannigfache Verbesserungen. Eine der ersten in dieser Richtung ist die Anwendung von Rahmenbolzen und Puffern, um den Druck aufzunehmen, ferner von geschmiedeten Stahlringen und eines abgeänderten Zahnradantriebes. Die Sohlplatte ist aus einem Stücke hergestellt. Später wurden die Lagerböcke reconstruirt (Fig. 14), so daſs auf jeder Seite nur ein Rahmenbolzen – anstatt, wie anfänglich, zweier – sich befindet. Die ganze Maschine wird dadurch vereinfacht, Reparaturen können leichter durchgeführt werden. Auch die Pufferfedern werden bloſs an einer Seite der Ankerbolzen angebracht (L). Die Anordnung des Räderpaares B1 O ist eine solche, daſs bei Abnutzung der Walzen nach engerer Verstellung des Rades B2 gegen das Rad B1 der Eingriff des Rades O in B2 im kaum merklich geänderten Theilkreise erfolgt.

Weitere Verbesserungen, die mit gutem Erfolge in der Bertrand-Mühle in Amerika eingeführt wurden, sind die Ersetzung der Zahnräder durch Riemenscheiben, die Einschlieſsung der Walzen und die Einführung eines Trichters (Eintragtrichter), um das Erz an der Oberfläche der Walzen besser zu vertheilen. Auf diese Weise ist die Abnutzung fast nur auf die Oberfläche der Walzen allein reducirt, Zahnradbrüche werden vermieden und der Gang der Maschine ist ein ruhigerer. Eine Umhüllung schützt den Arbeiter vor übermäſsiger Staubbildung im Arbeitslokale und dient gleichzeitig als Gerüste für die Lagerung der Walzen und des Eintragtrichters. Es ist vortheilhaft, eine Walze mit gröſserer Geschwindigkeit laufen zu lassen, um sich des Angriffes auf das zu zerkleinernde Gut mehr zu sichern. Arbeitet die Maschine, so gehen selbstverständlich beide Walzen mit gleicher Oberflächengeschwindigkeit, im entgegengesetzten Falle soll die eine Walze ein oder zwei Umläufe mehr in der Minute machen. Es soll hauptsächlich die zerbrechende Kraft auf eine Walze übertragen werden, hingegen soll auch die andere ihren eigenen Antrieb haben, damit sie auch in Bewegung gehalten wird, wenn kein Gut gequetscht wird, um so das sofortige Quetschen der Zeuge bei neuer Eintragung zu sichern.

Die jüngste Verbesserung bei den Quetschwalzen ist der schwingende Lagerbock. Die zwei ausrückbaren Lager sind durch einen Bolzen vereinigt, so daſs sie gemeinsam schwingen und Walzen und Achsen fortwährend in paralleler Lage bleiben.

Krom will die Walzen noch in der Art schützen, daſs er Magnete anbringt, um so etwa hineingerathene Eisentheile fern zu halten. (Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1888 S. 201.)

Zu San Miguel, dessen Erzvorkommen oben geschildert, ist eine |543| Amalgamirmühle mit drei Batterien zu je fünf Stempeln (Fig. 15) in Gebrauch, deren Einrichtung weiter bekannt zu werden verdient.

Mittels Eisenbahn werden die bereits bei der Grube sortirten und klassirten Erze in dem sogen. Erzkram A zur Verarbeitung aufgespeichert. Von hier aus gelangen sie durch die Pochrollen B mit selbsthätigen Aufgabevorrichtungen (Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1888 Nr. 19) unter die 3m hohen und 8cm starken Pochstempel, von denen jeder 300k wiegt. Von jeder Pochbatterie führt eine hölzerne Trübrinne D ab. Alle drei Trübrinnen vereinigen sich in einer einzigen Haupttrübrinne D1, wodurch das so gepochte Gut in die Schlammsümpfe F gebracht wird. Bevor das Gut in diese Sümpfe gebracht wird, kann es mittels Pfropfen und Schützen g zurückgehalten, und von irgend einer einzelnen Batterie oder von allen zugleich zu einem oder mehreren Concentratoren E geleitet werden. Die Trübe geht somit entweder direkt vom Pochwerke in die Schlammsümpfe oder mehr angereichert von den Concentratoren in dieselben. Solcher Sümpfe sind 12 vorhanden; sie sind aus solidem Mauerwerke hergestellt und haben einen gut gepflasterten Boden.

Holz bewährte sich in diesem tropischen Klima nicht. Eine Gruppe von sechs Schlammsümpfen oder Ansammlern ist stets im Betriebe, während die andere entleert wird. Die specifisch schwereren Theile der Trübe haben Zeit, sich in den Ansammlern zu setzen und liefern dann das Material zur Pfannenamalgamation, bei welcher dieser Gold- und Silbersand mit Quecksilber in Berührung gebracht wird, um ein Amalgam zu bilden, aus dem dann durch den Destillationsprozeſs das Quecksilber wieder abgeschieden wird. Auf den Ansammlern ist ein Geleise e angebracht, das in der Mitte eine Drehscheibe besitzt, wodurch es ermöglicht wird, von jedem Ansammler mittels Hunden die Trübe zu den Pfannen G zu bringen. Diese Anlage besitzt sechs Pfannen, die mit eisernen Böden und Seiten versehen sind.

Als mäſsig dicker Brei gelangt die Beschickung in eine der ihrer Construction nach bekannten Pfannen. Hierauf wird der sogen. Läufer in Bewegung gesetzt und dafür gesorgt, daſs die noch sandigen Theile mehr zerkleinert werden.

Nach 2 bis 3 Stunden wird zu dieser Masse Quecksilber hinzugefügt und nach weiteren 2 bis 3 Stunden ist die Beschickung fertig. Amalgam, Quecksilber und hinzugefügtes Wasser gelangen in drei siebenfüſsige, um eine Etage tiefer aufgestellte Klärgefäſse H, welche den Pfannen ähnlich construirt sind, jedoch meistens einen hölzernen Rand besitzen. Diese Klärgefäſse haben eine Rührvorrichtung, welche aus vier Armen mit verstellbaren Schuhen versehen ist. Hier setzen sich das Amalgam und das Quecksilber ab, und gelangen dann durch ein Rohr zu einem Näpfchen und von hier zur Ausschöpfung. Die Klärgefäſse vermögen den Inhalt zweier Pfannen und das Verdünnungswasser |544| aufzunehmen. Als Nebenvorrichtungen dienen zwei kleinere Pfannen J für Laboratoriumszwecke, eine Aufsäuberungspfanne J1, ein Amalgambehälter K, ein Arbeitsaufzug Z oberhalb der Pfannen, ein Cupolofen M und ein Tiegelofen N mit vier Tiegeln. In einem besonderen Raume sind zwei Röhrenkessel O untergebracht, die den Dampf für eine zweicylindrige, liegende Maschine PP liefern.

Für die verschiedenen Arten werden nun hier folgende besondere Arbeitsverfahren angewendet.

1) Die Brosa- und Chispeadoerze (vgl. Vorkommen) werden naſs oder trocken gepocht, um das sogen. Pochsilber zu erhalten. Geschieht das Pochen mit Wasser, so wird dies in einer der Batterien ausgeführt und hierauf die Trübe mittels Rinnen entweder zu einem der Concentratoren, oder direkt zu den Amalgamationspfannen geführt. Wird trocken gepocht, so wird dies in einer dreistempeligen Nova-scotia-batterie mit offener Vorderseite und wagerechtem Siebe ausgeführt. Die gepochten Silbererze können hierauf mit Loth oder Glätte in einem Cupolofen verschmolzen werden, in welchem Falle es aber angezeigt ist, ein quarziges Fluſsmittel zur Verschlackung des mechanisch beigemengten Kalkspathes anzuwenden.

2) Die Clavo- und Azogneserze, mit denen man es hier hauptsächlich zu thun hat, gehen, nachdem sie zerkleinert wurden, durch ein 60maschiges Sieb in die Gerinne und werden von da entweder direkt zu den Ansammlern und Amalgamatoren geführt, oder sie werden den Concentratoren zugetheilt. Diese Erze können mit gleicher Leichtigkeit amalgamirt oder concentrirt werden.

Im Falle der Amalgamation gelangt das Amalgam mit dem überschüssigen Quecksilber aus zwei Pfannen in ein Klärgefäſs, von wo das Amalgam mittels Hebervorrichtung in den Amalgamationsbehälter gebracht wird. Von hier wird das Amalgam einer Waschpfanne zugetheilt, in welcher durch mechanisches Waschen das Amalgam von Pyrit, Arsenopyrit und Blende gänzlich befreit wird. Theilt man diese Klasse von Erzen den Concentratoren zu, so gehen die Abfälle zur Trübe, während die Concentrate entweder direkt zu der Charge in die Pfannen, oder zur Charge des Pochsilbers zum Verschmelzen gebracht werden. Beim Verpochen dieser Gattung Erze bleibt immer ein Theil im Pochtroge (draht- und stiftenförmige Formen), die nicht durch die Siebe gehen, zurück, daher dieser Trog von Zeit zu Zeit gereinigt werden muſs; dieses Pochsilber geht der Pfannen- oder Verschmelzungscharge zu.

Das Rothgiltigerz, Schwarzsilbererz, der Freieslebenit u.s.w., falls diese Verbindungen vorhanden sind, gehen zu einer der Pochbatterien. Diese reichen Concentrate werden geröstet und dann in der Regel der Concentration unterzogen. – Die Leistungsfähigkeit der Mühle stellt sich auf 2t täglich für den Stempel.

(Fortsetzung folgt.)

W. Koort.

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