Titel: Neuerungen im Metallhüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1889, Band 273 (S. 398–413)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj273/ar273080

Neuerungen im Metallhüttenwesen.

Mit Abbildungen auf Tafel 20 und 21.

Quecksilber.

Gustav Kroupa bespricht in der Oesterreichischen Zeitung für Berg- und Hüttenwesen, 1889 Nr. 2 bis 6, B. Christy's Broschüren: Quicksilver-Reduction at New-Almaden und Quicksilver-Condensation at New-Almaden (vgl. Transactions of the American Inst. of Mining Engineers, Bd. 13 und 14), welche in Bezug auf die Metallurgie des Quecksilbers überhaupt, sowie insbesondere über die Gewinnung desselben in Californien interessante Mittheilungen enthalten und daher auszugsweise hier wieder gegeben werden sollen.

A) Die Erze.

Gediegenes Quecksilber kommt selten vor, meistens wird Zinnober gewonnen, der in der Regel von zerbrechlichem, glänzend schwarzem Bitumen und zuweilen von Pyriten begleitetest und verschiedene Schichten von Chlorit- und Talkschiefer imprägnirt. Das erzführende Gestein ist mit kleinen Serpentin- oder Dolomitadern durchzogen. Mitunter erscheint das Bitumen flüssig wie Steinkohlentheer.

Durch die Aufbereitung werden die Erze in folgende Klassen zerlegt:

a) Granza 3,5 bis 9 Zoll, reich, Stufferze
b) Terrero
c) Granzita
3,5

6

arm
arm,
Grobgries
d) Tierras Staub arm, Feingries.
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B) Oefen, deren Construction, Arbeit, Betriebsresultate.

Was die Oefen anbetrifft, so sind Oefen a) mit intermittirendem und b) mit continuirlichem Betriebe vorhanden.

a) Oefen mit intermittirendem Betriebe:

Nur einer von den vielen hier erbauten derartigen Oefen hat sich erhalten (Christy's Ofen), dessen Construction aus den Fig. 1 bis 3 ersichtlich ist.

Der eigentliche Ofenschacht O ist durch Gewölbemauern von der Feuerung F auf der einen und von der Gaskammer auf der anderen Seite getrennt. Die Scheidemauern bekamen die Form eines mit dem convexen Theile gegen den Ofenraum gekehrten Gewölbes, damit ihre Widerstandsfähigkeit gegen den seitlichen Druck der Erzsäule erhöht werde. Die Scheidemauern sind mit einer groſsen Anzahl von Oeffnungen versehen, durch welche die Feuerungsgase von der Feuerung aus eintreten und durch die Erzsäule gegen die Gaskammer auf der linken Seite ziehen. Die Erze werden in Körben oben in den Ofenschacht eingelassen. Auf dem Boden des Ofens wird aus groben Erzstücken eine Anzahl Kanäle derart gebildet, daſs dieselben eine Fortsetzung der Oeffnungen in der Scheidemauer bilden; früher hat man Erzziegel hierzu verwendet.

Nach Vollendung dieser Reihe von Kanälen wird eine Lage von 2 bis 3 Fuſs Dicke der grobkörnigen Erze eingetragen und dann werden wieder auf früher erwähnte Art mit der zweiten Reihe der Löcher übereinstimmende Kanäle in der Erzsäule ausgespart. Dies wiederholt sich, bis der Ofen bis zur Gicht beschickt ist. Um der natürlichen Neigung der Flamme, sich nach oben zu verbreiten, entgegen zu wirken, werden die Kanäle im oberen Theile des Ofens kleiner gemacht; auch wird aus diesem Grunde zu den grobkörnigen Erzen in diesem Falle vor der Beschickung etwas Feinkörniges zugeschlagen. Der Erzschacht ist im Inneren 12 Fuſs lang, 9 Fuſs breit und 17 Fuſs 6 Zoll hoch.

Die Beschickung beträgt 80 bis 100*. Der Ofen hat auf jeder Seite zwei Ziehöffnungen, welche während des Brandes zugemauert sind. In ihnen befinden sich Schaulöcher, welche durch je einen luttirten Ziegel verschlossen werden. Das Beschicken geschieht durch acht Arbeiter in einem Tag. Auf die oberste Schicht des beschickten Ofens kommen Stücke von altem Eisen, und darauf in 2 bis 3 Zoll dicker Lage Strohdünger und schlieſslich eine ebenso dicke Lage von feuchtem Lehm zu Hegen. Nun kann die Röstperiode, welche in der Regel fünf Tage und vier Nächte dauert, erfolgen. Den Ofen bedient ein Arbeiter in zwölfstündiger Schicht. Der Arbeiter hat die Feuerung zu bedienen, die in den zugemauerten Ziehöffnungen entstehenden Risse zu verschmieren und die Sprünge in der Lehmdecke an der Gicht mit Asche zu bedecken. Nach beendeter Röstperiode folgt das Abkühlenlassen |400| des Ofens. Dies verlangt natürlich keine Arbeit und geschieht in drei Tagen und drei Nächten. Die Luft zieht durch den Ofen und reiſst die etwa noch im Ofen eingeschlossenen Quecksilberdämpfe mit in die Condensatoren, welche aus gemauerten Kammern mit auf- und absteigendem Zuge bestehen. Nach dieser Zeit sind die ausgebrannten Erze derart abgekühlt, daſs sie aus dem Ofen gezogen werden können. Diese Arbeit besorgen vier Arbeiter. Vor dem Ziehen wird die Decke an der Gicht weggebrochen, damit ein kräftiger Zug nach oben hergestellt werde. Es dauert somit eine Beschickung oder ein Brennen 10 Tage und können daher nur drei Brände im Monate gemacht werden.

Früher währte ein Brand in Ermangelung guter Oefen nicht so lange. Die Rückstände waren aber haltig und die beim Ziehen beschäftigten Arbeiter hatten durch Hitze und Quecksilberdämpfe viel zu leiden. Zu bemerken wäre noch, daſs in dem ersten Condensator zwei Trockenkammern für Erze eingebaut sind, was auch aus Fig. 1 und 3 ersichtlich ist.

An Holz und Arbeit kostet eine Tonne Erz 1,368 Doll. bei der Verarbeitung und die Erzeugung an Quecksilber beträgt 1,873 Flaschen.

b) Oefen mit continuirlichem Betriebe und zwar

1) Grobkornöfen.

Als solche dienen Schachtöfen, welche nach dem Muster des von Exeli in Idria aufgestellten Schachtofens erbaut sind (vgl. Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1874 S. 79 Taf. 3 Fig. 18 bis 20 und 1876 S. 79 85. 1879 S. 239. 1888 S. 411). Dieselben werden zunächst bis über das Niveau der drei Holzfeuerungen mit Rückständen und dann bis zum obersten Schauloch mit Erzen gefüllt. Ueber der Erzsäule bleibt ein Raum von 140 Cubikfuſs frei, in welchem sich die Gase vor dem Austritte aus dem Ofen sammeln. Die Erze werden mit 1½ Proc. Kohle, Holzkohle oder Koks aufgegichtet, wodurch bezweckt werden soll, die Erzsäule lockerer und die Temperatur auch im höheren Ofentheile möglichst beständig zu erhalten. In den Beschickungstrichter kommen als Satz 276k Erz und 1,5 Proc. Koks oder Kohle. Der Trichter wird entleert, nachdem ein Theil Erz in den Aschenfall gezogen ist, was geschieht, sobald sich im obersten Schauloch Dunkelrothglut zeigt. Alle 2 Stunden wird gegichtet und man setzt in 24 Stunden 8l,71 durch. Die ganze Ofenfüllung beträgt 19l,05. Eine Post verweilt etwas über 52 Stunden im Ofen. Die Kosten betragen für 1t Erz bei 7 Proc. Ausbringen (= 1,831 Flaschen Quecksilber) an Brennmaterial und Arbeitslöhnen 0,9527 Doll., d.h. nur 70 Proc. der Betriebskosten der intermittirenden Oefen.

2) Grobgriesöfen (Granzitaöfen).

Oefen für dieses Material sind von Scott und Hüttner den älteren Hasenclever-Helbig'schen Schüttröstöfen nachgebildet. Der Granzitaofen |401| Nr. 1 ist in der Metallurgie von Dr. Stölzel, S. 1459, beschrieben und abgebildet und besitzt 4 Rutschschächte. Der Ofen verarbeitet in 24 Stunden 36t (engl. Tons) = 32t,66 (metr. Tonnen) bei 45 engl. Tons Füllung. Jede Post verweilt 30 Stunden im Ofen. Die Kosten betragen für die englische Tonne (0,9072 metr. Tonn.) verarbeitetes Erz 0,640 Doll.

Der Granzitaofen Nr. 2 (Fig. 4 bis 6) besitzt nur zwei Schächte mit einem gemeinschaftlichen Beschickungstrichter a und zwei Essen oder Gaskammern g, welche durch zwei Scheider derart eingetheilt sind, daſs der Scheider oberhalb der Feuerung im ersten unteren Drittel der Höhe und in der zweiten Gaskammer im mittleren Höhendrittel sich befindet. Die Feuergase durchstreichen zunächst das unterste Drittel des Ofens, kommen in die zweite Gaskammer und treten hier, gezwungen durch den Scheider wieder in den Ofen, durchziehen sein zweites Drittel und treten in den oberen Theil der Gaskammer über der Feuerung ein. Von da strömen sie wieder durch das letzte Drittel des Ofens zu der oberen Hälfte der zweiten Gaskammer, von wo sie schlieſslich durch das Rohr zu den Condensatoren geleitet werden. Der Beschickungstrichter ist in Abtheilungen getheilt, deren jede abwechselnd mit 1000 Pfund (453k,6) beladen, in 40 Minuten geleert wird, nachdem eine Ziehung durch zwei Ziehöffnungen h auf jeder Seite und an einem Ende des Ofens stattgefunden hat. Aus jeder Oeffnung werden 250 Pfund gezogen. Nach 40 Minuten wird aus den übrigen vier Oeffnungen gezogen, was sich in 40 Minuten abwechselnd wiederholt. Beim Ziehen der ausgebrannten Erze bewegt sich die ganze Erzsäule, das Gut rollt über unter 45° geneigten Thonplatten hinab, mischt sich und bietet dem Feuer neue Oberflächen. Die Erze werden also automatisch gewendet und gekrählt. Die Kosten der Verarbeitung von 1 engl. Tonne Erz (0,9072 metr. Tonnen) mit 2,09 Proc. Quecksilber beträgt 1,006 Doll.

3) Tierraöfen (Feingries- und Schliechöfen).

Der Ofen Nr. 3 dient zur Verarbeitung von feinkörnigen Erzen. Derselbe hat drei Paar Ofenschächte (Fig. 7 und 8) und daher eine eigenthümliche Entleervorrichtung.

Die beiden äuſseren Paare der Erzschächte haben einen Plattenspalt von 3 Zoll und das innere Paar einen solchen von 5 Zoll. Das letztere Paar war ursprünglich zum Rösten der „granzita“ bestimmt; doch wird nun im ganzen Ofen nur „tierra“ geröstet. Die Entleervorrichtung, die Feuerungen, die Mauern mit den Ein- und Austrittsöffnungen, die Gaskammern und der „Erzrechen“ zum Auflockern der zusammengefrittenen Erze in dem obersten Theile sind ganz so wie beim Ofen Nr. 1 hergestellt.

Unter jedem Paar Schächten befindet sich aber ein Kanal zum Unterfahren der Rückstandswagen, welche von einer Eisenbahn hereingefahren werden. Der ganze Ofen ruht auf einer geneigten Ofenplatte, |402| die für je zwei Ofenschächte Ablaſsöffnungen ausgespart hat. Die beiden äuſseren Oeffnungen sind 3 Zoll und die mittlere 5 Zoll breit. Unmittelbar unter jeder Ablaſsöffnung befindet sich ein flacher guſseiserner Träger o, welcher dreimal so groſs ist wie die Ablaſsöffnung über ihm. Der Träger ruht an seinen beiden Enden auf Rollen, und zwar bewegt er sich in einer zu seiner Längenausdehnung senkrechten Richtung. Jeder dieser Träger ist mit einem Hebelarme h verbunden, durch welchen von auſsen die Platte in eine hin und her gehende Bewegung gebracht werden kann. Wenn sich der Träger in der mittleren Lage befindet, so ruht auf ihm die ganze Erzsäule, indem die Erze so lange ausströmen bis sich auf allen Kanten des Trägers der natürliche Böschungswinkel gebildet hat, wodurch die ganze Erzsäule im Gleichgewichte erhalten bleibt.

Wenn aber dem Träger mittels des Hebels h eine kleine hin und her gehende Bewegung ertheilt wird, so wird die Erzsäule aus dem Gleichgewichte gebracht und die ausgebrannten Erze fallen von allen Kanten des Trägers in die untergestellten Wagen herab. Die Scheidemauern zwischen zwei Erzkammern ruhen auf guſseisernen hohlen Trägern e.

Ursprünglich war der Raum unter diesem Träger gegen die Ausströmungsöffnung in der Bodenplatte frei. Da es aber oft geschah, daſs die Erze des einen Schacht-Paares die Erze des zweiten im Herabströmen hemmten, ja oft den Ausfluſs desselben vollständig verhinderten, so muſste man bei e eiserne Scheid er anbringen, welche an die hohlen Träger befestigt wurden.

Die Thonplatten sind bei diesem Ofen etwas anders angebracht als bei den Oefen Nr. 1 und 2.

Die Feuerung des Ofens befindet sich 5 Fuſs über der Ziehöffnung und die zur Verbrennung nöthige Luft wird durch die heiſsen, ausgebrannten Erze unter den Rost geleitet. Hierdurch werden die auf den austragenden Träger angelangten Rückstände möglichst von den eingeschlossenen Quecksilberdämpfen und der lästigen Hitze frei. Beim Ofen Nr. 1 und 2 ist die Feuerung fast in gleicher Höhe mit den Ziehöffnungen angebracht, und die ausgebrannten Erze kühlen nur in den Ziehöffnungen aus.

Der Ofen Nr. 3 ist von einem aus groſsen Eisenblechplatten bestehenden Mantel gänzlich eingeschlossen. Der vorhandenen Anzahl der Thonplatten entspricht auch eine gerade so groſse Anzahl der in der Ofenansicht Fig. 8 ersichtlich gemachten Schaulöcher, durch welche man bei eintretenden Verstopfungen nöthigenfalls mittels einer Stange nachhelfen kann. Die gewöhnliche Leistung dieses Ofens ist 36 engl. Tonnen = 32,659 metr. Tonnen.

Der Ofen faſst 51 engl. Tonnen = 46,267 metr. Tonnen. Eine Beschickung verweilt 34 Stunden im Ofen.

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Die Arbeit bei diesem Ofen ist folgende: Die Träger oder Rüttelplatten werden in Zeitpausen von 10 bis 15 Minuten so in Bewegung gesetzt, daſs aus jeder Ablaſsöffnung 1t in 2 Stunden herausströmt. Insoweit nun die Erzsäule in den verschiedenen Ofenschächten in Folge des Ziehens nachgeht, wird oben aus den betreffenden Beschickungstrichtern gegichtet. Es wird stets 1t Erz für einen der drei Trichter zugeführt; dieselben werden der Reihe nach, aber in Zwischenräumen von 40 zu 40 Minuten, gefüllt, so daſs mit mit anderen Worten in 2 Stunden durch jeden Trichter 1t (0,9072 metr. Tonnen) Erz zugeführt wird.

Die Kosten der Verarbeitung betrugen für die Tonne (oder 0,9072 metr. Tonnen) 0,721 oder für 1 metr. Tonne = 0,795 Doll.

Ofen Nr. 4 war ein intermittirender Ofen, welcher abgetragen werden muſste.

Ofen Nr. 5 war der Versuchsofen von Büttner and Scott; die Leistungsfähigkeit betrug ursprünglich nur 6t, später, nach der Vergröſserung desselben, leistete er das Doppelte. Wegen seiner geringen Hohe wird das Brennmaterial nicht genügend ausgenützt und stellen sich in Folge dieses Umstandes auch die Kosten höher, so daſs der Ofen sich nur selten im Betriebe befindet.

Ofen Nr. 8 ist der letzte in der Reihe der Oefen für feinkörnige Erze; er wurde bereits früher von M. G. Rolland veröffentlicht (vgl. auch Langer: „Die Quecksilbergewinnung in Californien“). Er besteht eigentlich aus zwei ganz getrennten Oefen, welche in einem Ofen massiv vereinigt sind.

Jeder Ofen besitzt zwei Schächte, eigene Feuerung und Gaskammern.

Die Feuerung befindet sich 3 Fuſs über der Entleeröffnung, so daſs der untere Theil des Ofens als Kühlraum fungirt. Das Einsetzen der Thonplatten geschieht wie beim Ofen Nr. 3. Die letzten Platten – nahe an der Entleeröffnung – sind aus Guſseisen hergestellt. Der Ofen ist mit Eisenpanzer versehen. Seine normale Leistung beträgt 24t in 24 Stunden, die Ofenfassung beträgt 32t, und dem zu Folge bleibt eine Post 32 Stunden im Ofen.

Gegichtet wird 1t (engl.) Erz auf einmal und für einen Ofen.

Die Entleervorrichtung bei diesem Ofen beruht auf demselben Grundsatze wie diejenige des Ofens Nr. 3, nur hat hier die Rüttelplatte eine andere Form und wird auf eine andere Art in Bewegung gesetzt. Sie ruht nicht auf Rollen, sondern ist auf einem groſsen guſseisernen Rahmen befestigt, welcher die Form des Buchstaben H besitzt. Die Füſse desselben ruhen in Lagern, welche eine hin und her gehende Bewegung des ganzen Stückes zulassen. Die Verbindungsstangen des Rahmens befinden sich unter der Hüttensohle und tragen eine Platte, auf welcher auf einem Geleise ein niedriger Blockwagen steht. Dieser Blockwagen hat ebenfalls ein Geleise (in senkrechter Richtung auf das Geleise der Platte), auf welchem ein 7 Fuſs langer Rückstandswagen unterhalb, genau an die Entleerplatte, eingeschoben wird.

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Setzt man nun mit Hilfe von Hebeln den H-förmigen Rahmen in Bewegung, so bewegt sich damit auch die Platte und somit auch der Rückstandswagen und es müssen dem zu Folge die von der Entleer -platte herabrutschenden Erze in den Rückstandswagen fallen.

1t Erz (0,9072 metr. Tonnen) mit 1,298 Proc. Hg erforderte 0,837 Doll. Kosten = 0,9225 Doll. für die metr. Tonne.

Im J. 1887 wurden beispielsweise in Neu-Almaden 12648300 Pfd. grobkörnige und 51503000 Pfd. feinkörnige Erze bei einem Erfolge von 2000 Flaschen (Flasche = 75,5 Pfd.) verarbeitet was einem Ausbringen von 2,38 Proc. entspricht.

Was das Geschichtliche der Oefen anbetrifft, so behandelte man anfangs die Erze unter Kalkzuschlag in Retorten. Hierbei bedurfte man aber bei kostspieligem Betriebe reicher Erze (weshalb man zur billigeren Röstung derselben überging und intermittirende Oefen einrichtete, von denen sich aber nur der oben erwähnte erhalten hat, indem solche Oefen groſse Quecksilberverluste und für die Arbeiter Gesundheitsschädigung herbeiführen und sich nur Stückerze verarbeiten lassen, weshalb man die Schliege mit Thon zu Ziegeln anbalzen muſste. Dies wurde durch Einführung von Exeli-Schachtöfen für grobes Korn und Scott-Hüttner'sche (eigentlich Hasenclever-Helbig'sche) Oefen für Gries und Schliege vermieden.

C. Condensatoren.

Die benutzten Systeme beruhen auf nachstehenden Grundsätzen: Kühlen der Ofengase durch Berührung mit der Luft oder dem Wasser ausgesetzten groſsen strahlenden Oberflächen; Condensation der Dämpfe in groſsen, die Geschwindigkeit des Gasstromes vermindernden Kammern; Wirkenlassen der Adhäsionskraft durch Anbringung von Reibungsflächen und Benutzung von Querströmen und Wirbelbewegungen. Die Construction der Condensatoren ist nachstehende:

1) Gemauerte Condensatoren.

Dieselben sind besonders bei intermittirenden Oefen in Anwendung. Man sieht aus Fig. 9, 10 und 11, daſs jeder Condensator eine kleine und enge Kammer ist, die durch eine senkrechte Scheidemauer in zwei Abtheilungen getheilt ist. Die Gase treten in den Condensator nahe an der Decke ein, gehen in einer Abtheilung herab und ziehen unten durch überwölbte Oeffnungen in der Scheidemauer in die andere Abtheilung., aus welcher sie oben dann in einen zweiten Condensator austreten. Früher waren die Condensatoren oben mittels eines gemauerten Kanals verbunden, neuerlich benützt man zu diesem Zwecke mit Vortheil Röhren aus Thon und Eisen.

Die Decken der heiſsen Condensatoren sind zeitweise aus guſseisernen Platten hergestellt. Diese Decken werden zum Trocknen der feuchten „tierra“ benützt. In anderen Fällen sind sie mit flachen gemauerten |405| Gewölben bedeckt. Der Boden hat, wie Fig. 9 zeigt, eine Neigung von 10° von der Mitte nach beiden Enden zu. Dies bezweckt das beständige Abflieſsen des Quecksilbers in die Ablaſsrinnen. Der Boden ist sehr sorgfältig und dicht gemauert und dann mit einer Lage von Cement versehen. Darauf kommt bei allen Condensatoren – die heiſsesten ausgenommen – eine Schutzdecke von Asphalt. In den Endmauern am Boden sind Mannlöcher von 2 Fuſs im Quadrat gelassen, welche zur Reinigung der Condensatoren dienen. Bei den heiſsen Condensatoren sind diese Löcher durch eiserne Platten geschlossen, die mit Letten und Asche luttirt werden.

In den kalten Condensatoren müssen – weil sie saure Wasser enthalten – zum Verschlusse Glas-Schiebfenster angewendet werden.

Die Condensatoren sind in einer Reihe neben einander derart aufgestellt, daſs zwischen jedem Paar ein Luftraum entsteht. Das früher erwähnte Gerinne geht auf beiden Seiten einer Reihe von Condensatoren und erhält das von den Condensatoren abflieſsende Quecksilber. Dieses Gerinne ist gemauert und mit Cement und Asphalt ausgefüttert. Durch eine angemessene Neigung führt dieses Gerinne die Producte der Condensation zu Kästen, aus welchen dieselben mittels Röhren in das Wäg- und Verpackungslokal geleitet werden. Jeder Ofen hat sein eigenes Wäg- und Verpackungslokal.

Ein gemauerter Condensator, verbunden mit Trockenkammern für „tierras“) ist in der Zeichnung des intermittirenden Ofens angegeben. Es sind in den Condensator zwei senkrechte Kammern T eingebaut, in welche die zu trocknende „tierra“ oben eingebracht und unten im heiſsen Zustande auf die Sohle vor den Ziehöffnungen ausgebreitet wird. Die Feuchtigkeit dunstet rasch aus. Die heiſsen Gase des Ofens circuliren um die Trockenkammern. Eine Verbesserung dieses Entwurfes zeigen die Fig. 12, 13 und 14. Diese Form ist ein Theil der Condensationsanlage des Ofens Nr. 3. Bei dieser Anordnung ist die Trockenkammer mit Thonplatten versehen, welche so gestellt sind, wie in dem Ofen von Scott-Hüttner. Die Platten ruhen auf eisernen Querstangen.

Die Art, auf welche die getrocknete „tierra“ aus der Trockenkammer gezogen wird, ist aus der Zeichnung ersichtlich. Die Ofengase gehen um die Kammern herum und erhitzen deren Inhalt. Der aus der Feuchtigkeit erzeugte Wasserdampf entweicht durch die in den hohlen Wänden der Kammern gebauten Kanäle in die Atmosphäre.

Um Quecksilberverluste zu vermindern, werden diese Condensatoren unterkanalisirt und mit geneigten, mit Theer gestrichenen Eisenplatten in Fundamenten versehen.

Um das Mauerwerk vor dem Einflüsse der Säure zu schützen, wird dasselbe nach Randol mit einer heiſsen Mischung von Asphalt und Steinkohlentheer gestrichen.

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2) Eiserne Condensatoren.

Dieselben besitzen mehr Kühlungsflüssigkeit als gemauerte. Sie wurden zuerst 1873 von Fiedler in Gestalt eines groſsen Kastens (vgl. Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1879 S. 239 Fig. 21 bis 23 Taf. 7 und 1889 S. 145) eingeführt, der sich aber wegen zu groſsen Zuges und raschen stellenweisen Wegfressens des Eisens nicht bewährte.

Schachtöfen für Stückerze sind mit einer Flugstaubkammer versehen, aus welcher Gase und Dämpfe durch drei 20 Fuſs lange, 22 Zoll weite und unter 10° geneigte Blechröhren in einen aus mehreren U-Röhren bestehenden Condensator treten.

Randol's Oberflächencondensator (Waterback) hat in den beiden Endmauern des gemauerten Condensators guſseiserne, durch eine wagerechte Scheidewand in zwei Theile getheilte Kästen von 3 Fuſs 6 Zoll Länge, 16,5 Fuſs Höhe und 14,5 Zoll Tiefe mit ¾ Zoll dicken Wänden, welche durch eiserne Röhren, in denen Wasser circulirt, oben und unten mit einander verbunden sind. Diese Einrichtung wird hauptsächlich am ersten gemauerten Condensator jedes Systems angebracht, wo dann in Folge der herrschenden Hitze das saure Wasser nicht angreift. Die Anschaffungskosten sind gering und ein solcher Condensator wirkt so viel wie drei gewöhnliche gemauerte. Durch Anstrich mit Asphalt und Steinkohlentheer sucht man das Eisen vor dem Verderben zu schützen.

3) Condensatoren aus Holz und Glas.

Randol und Fiedler lieſsen sich einen solchen Condensator patentiren. Der Zweck desselben war, das schwere Mauerwerk überhaupt, besonders aber, wo die Temperaturen niedrig und die sauren Wasser sehr ätzend sind, durch eine leichtere Construction von Holz und Glas zu ersetzen.

Man entnimmt aus Fig. 15, daſs alle Seiten eines solchen Condensators aus Glasscheiben gemacht sind, welche ohne Glaserkitt eingesetzt werden. Die Holzbestandtheile sind sehr gering; Nägel und andere Metallbestandtheile sind zur Herstellung dieser Condensatoren nicht benützt worden. Der sanft geneigte Boden ist aus geschnittenen Glasscheiben nach Art der Schindeln auf einem Dache zusammengelegt. Die Glasscheiben sind am unteren Ende in V-Form geschnitten. Ueber diesen geneigten Boden flieſst das condensirte Quecksilber in ein hölzernes Gerinne.

Die Hauptfigur des Condensators ist ein quadratisches Prisma (4½' × 4½' × 25'), bedeckt mit einem Glasdache. Die Condensatoren sind durch kurze Lutten verbunden, welche den Prismen ähnlich construirt sind.

Diese Lutten verbinden abwechselnd die Prismen oben und unten 4 Fuſs über dem Boden. Es steigen dem zu Folge die Gase in einem Prisma auf und gehen im zweiten herunter.

Damit die condensirten Kügelchen aus der Wirkung des Stromes |407| weggeschafft werden, ist in jedem Prisma ein todter Raum gelassen (oben und unten), wo die Kügelchen die nöthige Zeit zum Absetzen gewinnen. Diese Condensatoren widerstehen den sauren Wassern gut, und so lange sie in continuirlichem Betriebe sich befinden, arbeiten sie auch gut.

Nur im Falle einer zeitweiligen Stockung des Ofenbetriebes trocknen sie aus und in Folge dessen schrumpfen die Holzbestandtheile zusammen, wodurch der Condensator leck und der Ofenzug dann gestört wird.

Diesem zeitweiligen Uebel läſst sich aber abhelfen, wenn die Holzbestandtheile nach dem Auspumpen der Luft aus den Poren mit Steinkohlentheer oder heiſsem Asphalt imprägnirt werden. Da nur wenig Holz bei der Construction angewendet wird, werden auch die Imprägnirungskosten unwesentlich sein.

Als den Säuren am besten widerstehendes Holz ist das der Fichte erkannt worden.

4) Frictions-Condensatoren.

Sie werden vorzugsweise in Gestalt von Drehsieben in gemauerten und eisernen Condensatoren angebracht. Statt Scheidemauern sind in denselben drei Drehsiebe angebracht.

Jedes Sieb besteht aus einer schweren hölzernen Achse, deren Lager sich im Mauerwerke des Condensators befinden, so daſs man von auſsen der Achse eine beliebige Lage ertheilen kann. Jede dieser drei Achsen trägt eine Sperrklappe von dicken Bohlen. Ist diese Klappe wagerecht gestellt, so versperrt sie den Durchgang der Gase gänzlich. Wenn alle drei Klappen senkrecht stehen, so ist der Condensator in zwei Abtheilungen getheilt und bei Aenderung der Winkel werden auch dem Gasstrome verschiedene Richtungen vorgeschrieben.

Auſserdem trägt die Achse hölzerne Arme, die ähnlich den Zähnen eines Kammes angebracht, jedoch so vertheilt sind, daſs hierdurch die Elemente einer Schraubenfläche gebildet werden. Diese Arme bieten dem Zuge der Gase ein kleines Hinderniſs, verursachen aber mehrfache Richtungsänderungen derselben und geben Veranlassung zur Wirbelbildung, wobei sie natürlicher Weise gleichzeitig eine beträchtliche Frictions- und Adhäsionsoberfläche bilden.

Der Condensator, sowie auch die Siebe sind mit einer starken Schicht von Asphalt bedeckt.

Aus den Condensatoren treten die abgehenden Gase durch Baker'sche Holzlutten (Fig. 16) von 36 × 36 Zoll zu gemauerten Thürmen und werden von da durch am Bergabhange gemauerte theilweise in die Erde eingebaute Kanäle zur Esse geführt. Die Lutten sind doppelt. Die einzelnen Theile werden mit Feder und Nuth eingepaſst; zwischen die einzelnen Lagen wird eine Schicht von Asphaltpapier oder Asphaltfilz gebracht.

Am Fuſse der Thürme sind Hilfsfeuerungen angebracht oder diese werden durch einen mittels Wasserrades betriebenen Guibal'schen Ventilator |408| ersetzt. Derselbe hat Vorzüge vor den Feuerungen, indem dabei die früher geheizte lange Kanalleitung als Theil eines Condensators betrachtet werden kann. Der kürzeste Weg für die Gase bis zu ihrem Austritte in die Atmosphäre darf nicht unter 690 Fuſs betragen.

Die höchste Temperatur in einem Ofen betrug 946° C., die Dämpfe entwichen mit 372° C. in die Condensatoren und verlieſsen dieselben bei 13 bis 14° C.

Der Quecksilberverlust in den Rückständen beträgt nach Christy nur 0,05 Proc., dagegen werden durch die Esse gröſsere Mengen von Quecksilber in festem und flüssigem Zustande fortgeführt, während der Verlust im Condensator gleich Null ist, da das ins Gemäuer eindringende Quecksilber beim Abreiſsen der Condensatoren wieder gewonnen wird. Der durchschnittliche Quecksilberverlust in New-Almaden liegt zwischen 4 und 5 Proc.

D) Die Condensationsproducte.

An den inneren Flächen der Condensatoren u.s.w. bildet sich neben Quecksilber Rufs, die sogen. Stupp, welche aus Kohlenstoff und Kohlenwasserstoff besteht und feinvertheiltes Quecksilber, Sulfide, Quecksilbersalze u.s.w. eingeschlossen enthält. Die Stupp enthält auch Bruchstücke aus den gemauerten Condensatoren. In den Glas- und Holzcondensatoren ist sie mit verdünnter Schwefelsäure gemischt.

Die Stupp der letzteren wird in besonderen Setzkästen separirt und filtrirt. Letztere sind aus starken Bohlen construirt und besitzen senkrechte Scheidewände, die den Strom zu einem Wege in Schlangenlinie zwingen. In den einzelnen Abtheilungen befinden sich Filter von Holzkohle und Koks, welche von Zeit zu Zeit herausgenommen und erneuert werden. Die benutzten Filter werden der Beschickung zugeschlagen, das durchgegangene Quecksilber wird vom Boden durch ein Rohr abgeleitet.

Die trockene Stupp wird auf geneigten Flächen aus Cement nach Zusatz trockener Holzasche kräftig durchgekrückt, wobei etwa 4 bis 5 Proc. Hg ausflieſsen. Der Rückstand geht in die Beschickung zurück.

Die Arbeiter leiden zuweilen an Quecksilbervergiftung, weshalb die Handarbeit, wenn möglich, durch hydraulische Pressen ersetzt werden soll.

Man schützt die Stupparbeiter vor Vergiftung durch Anwendung von Masken und dadurch, daſs man sie fleiſsig Bäder nehmen läſst.

Wegen der Analyse der Gasproducte und der daran geknüpften, sehr interessanten Erörterungen wird auf die S. 65 u. ff. der Quelle verwiesen.

E) Zukünftige Verbesserungen der Quecksilbercondensation.

Christy schlägt auf Grund seiner Erfahrungen die folgenden vor: 1) Das Volumen der sogen. permanenten Gase, welche den Condensator durchstreichen, muſs auf ein Minimum gebracht werden.

Diese Reduction des Volumens steht in einem direkten Verhältnisse |409| mit dem Quecksilberdampfverluste. Der Verlust an flüssigem Quecksilber würde sich hierdurch verhältniſsmäſsig noch kleiner gestalten. Wenn beispielsweise das Volumen der entweichenden Gase auf die Hälfte reducirt wird, so reducirt sich der Quecksilberdampfverlust auf die Hälfte und der Verlust an flüssigem Quecksilber wird nicht mehr als ¼ des gegenwärtigen Verlustes betragen. Der Verlust an flüssigem Quecksilber (durch die Esse) wird eine Function der Geschwindigkeit sein, oder des Volumens der entweichenden Gase.

Dieser Verlust wird sich wahrscheinlich mit dem Quadrate der Geschwindigkeit ändern. Ferner wäre durch Reduciren des Volumens auch die Zahl der Wärmeeinheiten, welche der Condensator zu kühlen hat, verringert und daher die Leistungsfähigkeit der bestehenden Condensatorsanlage vergröſsert, oder es wäre die frühere Leistung durch kleinere Anlage zu erzielen.

Es muſs bemerkt werden, daſs die Bedingungen für eine vollkommene Condensation und eine ökonomische Verhüttung im direkten Widerspruche stehen.

Die beste Condensation müſste bei Benützung des alten Retortensystems und des Kalkzuschlages zu erzielen sein. Dies ist aber die theuerste Verhüttung. Man kann deshalb die Hüttenmanipulation und die Hütteneinrichtung in New-Almaden als die am meisten ökonomische von allen, welche zur Zeit in dieser Art bestehen, betrachten, obwohl das Volumen und dem zu Folge der Verlust viel gröſser ist, als er bei einem gut geleiteten Retortensysteme sein würde.

Da die Quecksilbergewinnung nur einen kaufmännischen Vortheil bezweckt und nicht der Zweck wissenschaftlicher Versuche ist, so muſs nur eine Erwägung der beiden Umstände bestimmen, ob und wie die Verbesserungen in dieser Richtung – ohne dabei das kaufmännische Interesse zu schädigen – platzgreifen sollen.

Die einfachste Einführung, welche in groſsen Hüttenanlagen angewendet werden könnte, wäre die Benützung des Gases statt des festen Brennmaterials. Das Lowe-Strong-Gas (Wassergas) würde das zweckmäſsigste sein.

Die Oefen müſsten von auſsen zu heizen sein; in das Innere der Retorten dürfte nur so viel Luft zugeführt werden, als gerade zur Oxydation des Schwefels nothwendig ist. Dies wäre vom gröſsten Vortheil für die Condensation, doch wäre der Brennmaterialverbrauch hierbei groſs, die Ofenconstruction schwer und die Ausbesserungen des Ofens theuer.

2) Wichtig ist ferner ein hinreichendes Volumen zum Absetzen des Quecksilbers und eine genügende Reibungs- und Kühloberfläche.

Der Verlust an flüssigem Quecksilber (durch die Esse) scheint nach dem früher Angeführten jetzt zwei- bis dreimal so groſs zu sein als der Quecksilberdampfverlust. Es scheint möglich, daſs in dieser Richtung |410| eine Reduction des Verlustes durch Verminderung der Geschwindigkeit und bei Benützung einer gröſseren Reibungsoberfläche zu erreichen wäre.

Die Anwendung des Condensators von Pelouze und Audoin wäre vielleicht von Vortheil.

3) Die Temperatur beim Austritte darf nicht 15° oder 20° übersteigen. Es ist schon früher gesagt worden, daſs eine Kühlung unter 15° keinen Einfluſs auf Verminderung des Quecksilberdampf Verlustes ausübt, und es kann deshalb von der Anwendung der Eismaschinen (zur künstlichen weiteren Kühlung) keine materielle Erhöhung der Leistung des Condensators erwartet werden.

In Gegenden, wo das Brennmaterial billig und Wasserkraft im Ueberflusse vorhanden ist, wäre die Benützung der künstlichen Kühlung nur aus dem Grunde zu rechtfertigen, weil die Condensationsanlagen bedeutend kleiner sein könnten, aber eine gröſsere Oekonomie dürfte nicht zu erwarten sein.

Es gibt noch einen Umstand, der gegen die Anwendung der Eismaschinen spricht; die plötzliche Condensation des Quecksilberdampfes würde stärkere Bildung von kleineren Kügelchen verursachen, als es bei allmählicher Kühlung der Fall ist, und es würde dem zu Folge ein gröſserer Verlust an flüssigem Quecksilber (durch die Esse) folgen.

4) Weitere Erwähnung verdient der künstliche Zug, die gröſste Nothwendigkeit zur Kühlung der Gase.

Hilfsfeuerungen und Dampfstrahlgebläse sind öfters benützt worden, doch waren beide eine Verschwendung an Kraft und Wärme.

Ein einfacher Saug Ventilator – ähnlich dem „Guibal“ – oder ein modificirter und entsprechend modificirter Rootblower wären die besten Anordnungen.

5) Material für den Bau der Condensatoren. Dieses bildet noch ein offenes Feld für Erfindungen. Das Material muſs möglichst dünn und ein guter Wärmeleiter sein, muſs jedoch dem Abreiben und der wechselnden Einwirkung von Wärme und Kälte, ohne zu springen oder Risse zu bekommen, widerstehen und gleichzeitig der Einwirkung von Quecksilber und verdünnter Schwefelsäure Widerstand leisten. Vielleicht empfiehlt sich das Barff'sche nichtrostende Eisen.

Die Condensatoren müssen leicht und ohne Unterbrechung des Betriebes gereinigt werden können.

Nach den Annales des mines, 1887 Nr. 1 S. 136, wird zu Almaden in Spanien der gewonnene Zinnober in grobe Stücke und Kleinerz getrennt. Man verarbeitet die groben Stücke und einen Theil der Kleinerze in 22 Aludelöfen und in 2 Idriaöfen. Ein Theil des Kleinerzes dagegen wird in zwei neueren Oefen, den sogen. Livermore-Oefen, zu Gute gemacht. Sie ähneln den Hasenclever-Oefen. Das Erz rutscht in einer Reihe paralleler Rinnen allmählich hinab, während die Feuergase |411| einer am unteren Ende des Ofens vorhandenen Rostfeuerung in dem Ofen emporsteigen. Kleine Vorsprünge aus Mauerwerk auf der Sohle und am Gewölbe verhindern, daſs das Erz zu schnell hinabrutscht, und drücken die Flamme auf die Erzschicht. Die Ofensohle ist 7m lang und um 47° geneigt. Der eine der genannten Oefen besitzt 10, der andere 12 Rinnen. Die Condensatoren sind aus Mauerwerk, Blech, Schiefer oder auch aus Glas hergestellt, wenn sie nahe an der Esse liegen.

Bei einem Kohlenverbrauche von 300 bis 350t werden in den Oefen bis zu 8t Erze in 24 Stunden verarbeitet. Schnabel berichtet in der Zeitschrift des Vereins deutscher Ingenieure, 1888 S. 425, über Idria nach eigener Anschauung folgendes:

Im J. 1886 sind daselbst 5001 metr. Centner (100k) gewonnen worden. Der Quecksilbergehalt der Erze beträgt bei

Stufferzen 0,30 bis 0,50 Proc.
Grobgries 0,40 0,60
Feingries 0,80 1,00
Sogen. „Erzen“ 3,00 10,00

Oefen und Condensatoren zeigen eine hohe Stufe der Vollkommenheit. Das Werk gedeiht daher bei einem Durchschnittsgehalte von noch nicht 1 Proc.

Die Stufferze werden in gepanzerten Schachtöfen verarbeitet, der Feingries zum Theil in Fortschaufelungsöfen, zum Theil in Schüttöfen, der Grobgries in Alberti-Flammöfen und die sogen. Erze in Fortschaufelungsöfen.

Als Condensatoren werden gabelförmige Guſseisenrohre in Verbindung mit einem Kasten aus Eisen (Czermak'sche Condensatoren) verwendet. Der Quecksilberverlust wird angegeben bei Schachtöfen und Czermak'schen Condensatoren zu 5 Proc., bei Alberti-Oefen zu 14,80 Proc., bei Fortschaufelungsöfen zu 10 bis 12 Proc., bei Schüttöfen zu 6,5 Proc.

In Almaden sowohl wie in Idria ist das Verfahren der Quecksilbergewinnung ein Oxydationsvorgang, indem durch den Sauerstoff der Luft der Schwefel des Zinnobers zu schwefliger Säure oxydirt wird, während das frei gewordene Quecksilber verdampft (Brenn- und Verdampfungsverfahren). Hingegen werden zu Cornachino in Toscana die Erze mit Kalk (140k Erz mit 84k Kalk) in Muffeln (2m,7 lang, 64cm breit, 32cm hoch) aus Guſseisen geglüht (Niederschlags- und Verdampfungsverfahren), wobei das Quecksilber je einer Ladung in 6 Stunden abdestillirt.

Blei bezieh. Silber.

Im Nachstehenden finden wir eine Abänderung des bekannten Zinkentsilberungsverfahrens (Parkes-Prozeſs).

Nach dem üblichen Verfahren der Entsilberung des Werkbleies mittels Zink wird dieses in das Bleibad eingerührt und nach einer gewissen Ruhepause der sich auf der Oberfläche ansammelnde silberhaltige |412| Zinkschaum abgeschöpft. Da diese Behandlungsweise einen groſsen Zeitaufwand und viele Entsilberungskessel erfordert, auch an den Arbeiter groſse Anforderungen gestellt werden, so schlägt E. Honold in Bleihütte Binsfeldhammer bei Stolberg (Rheinland) ein abgeändertes Verfahren und einen Apparat vor, wodurch die Arbeit mehr zu einer continuirlichen und mehr mechanischen gemacht werden soll.

Nach Honold's Verfahren (D. R. P. Nr. 47218 vom 7. Oktober 1888) wird das Zink nicht mehr in das Werkblei eingerührt, sondern das Blei wird in geschmolzenem Zustande in feinen Strahlen durch ein Zinkbad geleitet, indem das auf die Oberfläche des letzteren niederrieselnde Blei von selbst durch das Zinkbad hindurchstreicht, weil das Blei specifisch schwerer als das Zink ist.

Das Zinkbad entzieht dem Werkblei seinen Silbergehalt, wobei der Zinkschaum nach oben steigt und sich auf der Oberfläche des Zinkbades ansammelt.

Zur Ausführung dieses Verfahrens dient die in Fig. 17 und 18 dargestellte Einrichtung.

Die Batterie enthält hier fünf bis sechs etagenförmig angeordnete Einzelapparate A1 bis A5. Jeder Apparat besteht aus einem trichterförmigen Zinkbadbehälter a, welcher einen durchlöcherten Boden a1 besitzt. Dieser Trichter ist in ein gleichgestaltetes, etwas gröſseres Gefäſs b eingesetzt, an dessen Boden, durch einen Krümmer c vermittelt, sich ein nach oben steigendes Rohr d anschlieſst, so daſs a und d communicirende Röhren bilden.

Auf die Mündung des Behälters a wird ein Sieb a2 gelegt. Rohr d besitzt einen Abfluſs e, welcher nach dem nächsten Apparat führt.

Die Feuergase durchziehen in Richtung der Pfeile die ganze Batterie der Länge nach, wobei sie zuerst den oberen Theil der Apparate und dann die Krümmer c bestreichen.

Behufs Ingangsetzens der Batterie werden die Trichter a mit Kaufblei beschickt und dasselbe eingeschmolzen. Wenn dies geschehen, wird das Zink aufgegeben und ebenfalls eingeschmolzen.

Der Stand des Bleies ist dann ungefähr der aus der Zeichnung ersichtliche; das Zink wird in a entsprechend dem geringeren specifischen Gewichte höher stehen als das Blei in d. Aus dem Einschmelzkessel, welcher seinen Platz auf der linken Längsseite der Batterie findet, gelangt das Werkblei auf das Sieb a2 des ersten Apparates A1 und rieselt von hier in feinen Strahlen auf das Zink nieder und durchstreicht dasselbe, sein Silber abgebend.

Das zum gröſsten Theil entsilberte Blei geht seinen Weg weiter durch c und d nach A2 , um hier weiter entsilbert zu werden. So wird das Blei durch sämmtliche Apparate geführt und flieſst aus dem letzten Apparate A5 silberarm ab; aus diesem gelangt das Blei nach einem auf der rechten Seite aufgestellten Kessel, um hier in üblicher Weise mittels |413| Wasserdampfes vom mitgeführten Zink befreit zu werden. Der sich bildende Zinkschaum wird in Folge seines leichteren specifischen Gewichtes in dem Gefäſse a zurückbleiben und sich auf der Oberfläche des Metallbades ansammeln. Von Zeit zu Zeit wird der Betrieb unterbrochen, die Gefäſse werden durch Unterbrechung der Feuerung abgekühlt und dann mittels einer Hebevorrichtung auf einmal herausgezogen. Das verbleibende Metall tritt durch den durchlöcherten Boden a1 zurück, während der Zinkschaum auf demselben liegen bleibt, um von hier entfernt zu werden.

Sollte es nun z.B. wünschenswerth erscheinen, den Reichschaum bezieh. Goldschaum vor dem Herausnehmen aus den Trichtern a noch vorher besser auszusaigern, so könnte dies, nachdem die Batterie abgekühlt war, einfach dadurch geschehen, daſs man die Feuerung derart absperrt, daſs nur die beiden ersten Kessel gefeuert werden.

Die Krümmer c liegen in einer kälteren Zone der Feuerung. Dies hat den Zweck, zu verhindern, daſs nicht wie bei den bisherigen Feuerungsanlagen der Entsilberungskessel durch die Circulation des von unten nach oben steigenden wärmeren Bleies eine schlechte Abscheidung des Zinkschaumes erfolgt, sondern daſs dieser Schaum und das eingeschmolzene Zink ruhig auf dem Blei schwimmen, ohne sich weiter mit demselben zu mischen.

Die Feuerungsanlage ist ferner derart einzurichten, daſs die vier bis fünf ersten Kessel sehr stark geheizt werden können, während die Temperatur der folgenden Kessel mehr oder weniger niedrig gehalten werden kann, um während des Entsilberns zu bewirken, daſs die aus den heiſsen Kesseln mit übergerissenen Zinkschaumtheilchen in den letzteren kälteren Gefäſsen zum Ausscheiden gebracht werden.

(Fortsetzung folgt.)

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