Titel: Neuerungen im Metallhüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1892, Band 283 (S. 128–133)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj283/ar283032

Neuerungen im Metallhüttenwesen.

(Fortsetzung des Berichtes Bd. 281 * S. 110.)

Mit Abbildungen.

W. Diehl in Weidenau a. d. Sieg stellt Aluminium aus der Legirung desselben mit Eisen dar. Diese Legirung soll zweckmässig auf elektrolytischem Wege erzeugt werden. Die betreffende Aluminiumeisenlegirung, welche jedoch mehr als 70 Proc. Aluminium enthalten muss, wird durch Erhitzen in geschmolzenes Aluminium und eine an Aluminium ärmere, sehr schwer schmelzbare Legirung oder durch Schwefel in Schwefeleisen und Aluminium zerlegt. Eine Legirung, welche weniger als 70 Proc. Aluminium enthält, eignet sich nach diesem Verfahren (D. R. P. Nr. 59406 vom 8. Januar 1890) nicht mehr für den Spaltungsprocess, wohl aber zur Benutzung als Kathode für die elektrolytische Abscheidung des Aluminiums. Erfinder gibt in seiner Patentschrift an, dass statt der Legirung mit Eisen auch die Legirungen desselben mit Kupfer, Nickel und Kobalt angewendet werden können.

Behufs Gewinnung eines geeigneten Elektrolyten für die Erzeugung von Aluminium wendet Diehl (D. R. P. Nr. 59447 vom 2. Mai 1890) das Aluminiumalkalifluorid, Al2Fl6, NaFl, an, welches nach folgender Gleichung erzeugt werden soll:

7 NaFl + Al2K2(SO4)4 = Al2Fl6, NaFl + K2SO4 + 3Na2SO4.

Dr. Enno Meyer in Berlin gewinnt Aluminium aus Aluminaten.

Das Verfahren besteht im Wesentlichen darin, dass man das betreffende Aluminat mit Kohle oder einem in der Hitze Kohle ausscheidenden Material, z.B. Sägespäne, oder einem geeigneten Kohlenwasserstoffe mischt und die Mischung in der Reductionsflamme oder unter Luftabschluss erhitzt. Dabei entweichen zunächst das basische Metall in Dampfform und Kohlenoxyd, eventuell andere Gase, während angeblich eine niedere Oxydationsstufe des Aluminiums (AlO) gebildet wird, aus der alsdann durch den weiteren Einfluss der Kohle metallisches Aluminium resultirt.

Unter Annahme von Natriumaluminat von der chemischen Zusammensetzung Al(NaO)3 lässt sich der Vorgang durch folgende Formeln darstellen:

Erste Stufe:

Al(NaO)3 + 2 C = AlO + 3 Na + 2 CO.

Zweite Stufe:

AlO + C = Al + CO.

Will man auch das basische Metall als Hydroxyd gewinnen, so unterwirft man die Mischung von Aluminat und Kohle oder Kohle ausscheidendem Material zunächst der trockenen Destillation und lässt die entweichenden Gase und metallischen Dämpfe durch Wasser streichen. Dieses absorbirt dann letztere und bewirkt deren Umwandlung in Hydroxyd.

Zur praktischen Ausführung des Verfahrens bereitet |129| man am zweckmässigsten das Aluminat aus reiner Thonerde, indem man diese mit der Lösung des Hydroxyds eines Alkalimetalles, z.B. mit Kali- oder Natronlauge, kocht. Bei Anwendung der letzteren geht die Reaction nach folgender Gleichung vor sich:

Al(OH)3 + 3 NaOH = Al(ONa)3 + 3 H2O.

Soll das Hydroxyd eines Erdalkalimetalles, welches wenig löslich ist, verwendet werden, so rührt man dasselbe mit der Thonerde und Wasser an und kocht, oder man schmilzt beide Substanzen zusammen und laugt aus.

Die Aluminatlösung wird mit feingepulverter Kohle bis zur Breiconsistenz gemischt und getrocknet. Ist das Aluminat vor seiner Verwendung trocken, so mischt man es im gepulverten Zustande mit dem Kohlenpulver und formt aus der Mischung Stücke, sei es durch Pressen oder durch Kneten mit Wasser oder einer anderen geeigneten Flüssigkeit. Auch kann man das trockene Aluminat mit einem geeigneten Kohlenwasserstoff, wie z.B. Theer, mit oder ohne Zusatz von Kohle mischen. Die trockene oder consistente Masse wird sodann in einer eisernen Retorte destillirt. Die entweichenden Dämpfe und Gase leitet man dabei, wie bereits angegeben, durch Wasser, um das Hydroxyd des Alkali- oder Erdalkalimetalles zu neuer Verwendung wiederzugewinnen. Den hiernach verbleibenden Retorteninhalt, welcher jetzt aus Aluminiumoxyd von niedriger Oxydationsstufe und Kohle besteht, bringt man in einen Flamm- oder Schachtofen und setzt denselben darin einem mit Reductionsfeuer auszuführenden Schmelzprocess aus, oder man nimmt das Ausschmelzen in einem Tiegel vor, während die Masse mit Kohlenpulver bedeckt oder in anderer Weise von der Luft abgeschlossen ist. Dabei wird (vorausgesetzt, dass die angewendeten Materialien rein waren) das Aluminium in reinem metallischen Zustande ausgeschieden.

Unter Verwendung von Thon als Ausgangsmaterial zur Darstellung des Aluminats wird bei dem Kochen mit dem Hydroxyd eines Alkali- oder Erdalkalimetalles ein Theil der in dem Thon enthaltenen Kieselsäure nebst Eisenoxydhydrat in fester Form ausgeschieden, so dass das flüssige Product von dem Rückstand durch Filtration getrennt werden muss, während ein anderer Theil der Kieselsäure in Lösung geht. Das aus dieser Lösung gewonnene Aluminium ist silicium- und kohlehaltig.

Beabsichtigt man die Wiedergewinnung des zur Darstellung des Aluminats angewendeten alkalischen oder erdalkalischen Hydroxyds nicht, so kann man die Mischung von Aluminat und Kohle auch ohne vorherige Destillation dem Schmelz verfahren unterwerfen.

Die Société Electro-Métallurgique Française, Director A. Massé, in Paris stellt zusammenhängende Kohlenelektroden aus einzelnen Kohleplatten in der Weise her, dass eine Anzahl solcher Kohleplatten mit einem aus kohlenstoffhaltigen Substanzen bestehenden Kitt (Fruchtzuckersyrup mit einem Zusatz von etwa 10 Proc. Dextrin oder arabischem Gummi, oder heisser Theer und feingepulverter Koks) bestrichen, auf einander gelegt und einer allmählich bis zur Rothglühhitze sich steigernden Wärmeeinwirkung unterworfen werden (D. R. P. Nr. 58956 vom 11. April 1890).

Das Verfahren kommt den bereits bekannten Verfahren der Herstellung grosser Kohlenelektroden aus Retortenkohle ziemlich nahe. Immerhin dürfte eine besondere technische Wirkung nicht ausgeschlossen sein, da die kleinen, oft unmerkbaren Querrisse, die sich in dicken Stücken der Retortenkohle stets befinden, bei hohen Temperaturgraden immer die Veranlassung des Abbröckelns der Kohle werden.

A. Grätzel von Grätz in Hannover will auf elektrolytischem Wege Leichtmetalle (Bor, Silicium, Aluminium, Beryllium und Magnesium) aus einer Schmelze gewinnen, welche in der Weise gebildet wird, dass zu dem Oxyd des zu gewinnenden Metalles und der Halogen Verbindung eines elektropositiveren Metalles noch das Oxyd des letzteren gesetzt wird (D. R. P. Nr. 58600 vom 22. April 1890). Dieses Oxyd des elektropositiveren Metalles soll sich unter Entbindung seines Sauerstoffes direct mit den Halogengasen, welche beim Durchleiten des Stromes entstehen, verbinden, so dass an den Anoden nicht mehr ein Halogen, sondern freier Sauerstoff entweicht.

Handelt es sich beispielsweise um die Gewinnung von Aluminium, so setzt sich die Schmelze aus Aluminiumoxyd, Calciumchlorid und Calciumoxyd (etwa 5 Proc.) zusammen.

Der Gang der Elektrolyse ist nun derartig, dass zunächst Zersetzung des Chlorcalciums erfolgt, an der positiven Elektrode (platinirter Metallstab, Kohleplatten) primär Chlor entwickelt und an der negativen Elektrode (Kohle oder ein mit Aluminium zu legirendes Metall) Calcium ausgeschieden wird, welches letztere nun unter der Einwirkung des elektrischen Stromes das Aluminiumoxyd zu Aluminium reducirt, indem es sich selber zu Calciumoxyd oxydirt, während das an der positiven Elektrode primär ausgeschiedene Chlor in statu nascendi auf das zugesetzte Calciumoxyd einwirkt und unter Bildung von Chlorcalcium dessen Sauerstoff freimacht.

Häufiges Umrühren der Schmelze ist erforderlich.

Für die Erzeugung von Silicium nach diesem Verfahren würde das Bad aus Kieselsäureanhydrit (Quarzpulver) Chlorstrontium und Strontiumoxyd, für die Gewinnung von Beryllium aus Berylliumoxyd, Chlorcalcium und Calciumoxyd, für Magnesium aus Magnesiumoxyd, Chlorbarium und Bariumoxyd, für Bor aus Borsäure, Chlorstrontium und Strontiumoxyd zusammenzusetzen sein.

Dr. W. Stahl in Niederfischbach bei Kirchen a. d. Sieg will Kupfer und verhüttbare eisen- und manganhaltige Extractionsrückstände aus solchen Erzen gewinnen, welche nach bekannten Verfahren wegen der Höhe der Betriebskosten und wegen der Anwesenheit von Mangan- und Magnesiaverbindungen sich nur schwierig oder gar nicht verarbeiten lassen. Die betreffenden Erze enthalten etwa

3 bis 4 Proc. Kupferkies,
0,5 1,1 Eisenkies,
8 12 Bitterspath,
10 12 Manganspath,
66 68 Eisenspath,
5 9 Rückstand.

Stahl röstet zunächst die zerkleinerten Erze oxydirend. Hierdurch werden die Eisen- und Manganverbindungen in Oxydoxydule übergeführt, während der grösste Theil der vorhandenen Magnesia durch den Schwefel der vorhandenen Kiese und Sauerstoff unter Bildung von Sauerstoffverbindungen des Kupfers und Eisens sulfatisirt wird.

Cu2SFe2S4 + 6 O2 = Cu2O + Fe2O3 + 4 SO2.

4 MgO + 4 SO2 + 2 O2 = 4 MgSO4.

3 FeS2 + 8 O2 = Fe3 O4 + 6 SO2.

6 MgO + 6 SO2 + 3 O2 = 6 MgSO4.

|130|

Durch einen Verwitterungsprocess, welchem das mit schwach sauerer chlormagnesiumhaltiger Lauge versetzte Röstgut dann ausgesetzt wird, wird das Kupfer unter Bildung einer basischen Magnesiaverbindung chloriert, während die Oxyde und Oxyduloxyde des Eisens und Mangans durch genannte Reactionslauge eine nennenswerthe Umsetzung in Chlorverbindungen nicht erleiden. Man erhält nach der Extraction der Kupfer- und Magnesiaverbindungen durch schwach saure Betriebslaugen eine kupferhaltige Lauge, aus der das Kupfer durch Eisen gefällt werden kann, sowie Extractionsrückstände, die zufolge eines hohen Eisen- und Mangangehaltes zur Darstellung von Spiegeleisen geeignet sind.

Die chlormagnesiumhaltige Lauge kann aus den entkupferten Laugen, welche das in dem Röstgute in beträchtlicher Menge gebildete Magnesiumsulfat aufgenommen haben, wie folgt, gewonnen werden:

1) durch Zusatz von Kochsalz zu genannten Laugen in kalter Jahreszeit

MgSO4 + 2 NaCl = MgCl2 + Na2SO4

und Abscheidung des gebildeten Natriumsulfats durch Krystallisation;

2) durch Umsetzung des vorhandenen, bei Cementation des Kupfers durch Eisen gebildeten Eisenchlorürs mittels Kalkmilch

FeCl2 + CaO + FeO (in Fe3O4 übergehend) + CaCl2,

wobei das entstandene Calciumchlorid mit dem Magnesiumsulfat in Reaction gelangt

MgSO4 + CaCl2 = MgCl2 + CaSO4

und das Calciumsulfat mit den Sauerstoffverbindungen des Eisens ausgeschieden wird. Durch Filtration mittels Filterpressen trennt man den Niederschlag von der Lauge. (Vgl. D. R. P. Nr. 60409 vom 7. Mai 1890.)

Arme Kobalterze mit etwa

0,8 bis 1,2 Proc. Co,
4 10 Fe,
0,5 2 Mn,
0,2 0,5 Cu,

welche nicht auf Kobaltoxyd im Grossen verarbeitet werden können, verarbeitet Stahl auf reines Kobaltoxyd in folgender Weise:

Die zerkleinerten Erze werden nach ihrer Todtröstung mittels Chloralkalien (Chlornatrium) und Kiesen (Eisenkies) in angehender Rothglut chlorirend geröstet, wobei Kobalt, Kupfer bis auf einen unbeträchtlichen Rückhalt und das Mangan zum Theil chlorirt werden.

  • 1) 4 NaCl + 2 SO2 + 2 O + 2 H2 O = 2 Na2SO4 + 4 HCl;
    2 Co3O4 + 12 HCl = 6 CoCl2 + 6 H2O + O2;
  • 2) Co3O4 + 6 NaCl + 3 SO2 + O2 = 3 CoCl2 + 3 Na2SO4;
  • 3) 2 Co3O4 + 12 NaCl + 6 SO3 = 6 Na2SO4 + 6 CoCl2 + O2 u.s.w.

Eisen wird nur in minimalen Mengen chlorirt.

Die aus dem Röstgute erfolgende Extractionslauge führt neben Kobalt und Mangan minimale Kupfer- und Eisenmengen und ist auf reines Kobaltoxyd ohne Schwierigkeit zu verarbeiten, indem das Kupfer mit Schwefelwasserstoff niedergeschlagen, das Kobalt aus dem Filtrat mit Schwefelnatrium als Schwefelkobalt ausgeschieden, dieses zur Auflösung von Mangan und der minimalen Eisenmengen mit verdünnter Salz-, Schwefelsäure oder mit Holzessig behandelt, filtrirt und in Hellrothglut geröstet wird.

Rückständige Schwefelsäure kann man dem Oxyd mit kochender Sodalösung entziehen. (Vgl. D. R. P. Nr. 58417 vom 21. Mai 1890.)

Der von Joseph Perino in Siegen angegebene mechanische Laugeapparat (D. R. P. Nr. 59120 vom 9. December 1890) ist im Wesentlichen gekennzeichnet durch ein mit Bürsten d (Fig. 1) zur Zertheilung und Fortbewegung des Pulvers versehenes Rührwerk, welches das in einem cylindrischen, mit durchlochten Platten versehenen Etagenapparat m aufgegebene Pulver einem aufsteigenden Wasserstrome von Etage zu Etage abwärts entgegen führt, wonach das entlaugte Product in einem unten angebrachten trogartigen Untersatz t sich in dichter Schicht ablagert und dort, durch den Druck der Wassersäule gepresst, entwässert mittels einer Transportschnecke e nach aussen geführt wird, während oben aus dem Apparate die concentrirte und durch ein Filtersieb s geklärte Lauge stetig abfliesst.

Textabbildung Bd. 283, S. 130
Oben im Abschlussdeckel n befindet sich der Einfülltrichter a für das Erzklein. Derselbe enthält zu dem Zwecke ebenfalls eine Transportschnecke, deren Antrieb mit der unteren durch Riemen verbunden ist, um einen gleich-massigen Gang für das Ein- und Ausbringen des Erzes zu erzielen. Ausserdem befindet sich oben im Deckel eine Oeffnung h mit Rohranschluss zum Abfluss der Lauge, und ist der innere, unmittelbar vor dieser Oeffnung befindliche Raum durch das genannte Filtersieb s von der übrigen Flüssigkeit getrennt.

Das zur Auslaugung dienende Wasser wird, genügend |131| vorgewärmt, unten durch ein Rohr g eingedrückt. Im Inneren des Apparates ist dies Rohr zu einem in sich geschlossenen Kreise gebogen und enthält an seiner unteren Seite gleichförmig vertheilt feinere Löcher, welche das Austreten des Wassers gestatten. Bei der obersten Platte, welche gleichsam als Scheideplatte dient, ist nur die eine, direct unter dem Abflussrohre befindliche Hälfte mit feinen Oeffnungen versehen, während die andere Hälfte ohne Löcher ist und dadurch verhindert, dass das durch den Trichter einfallende Erz sich sofort der obersten Flüssigkeitsschicht mittheilt.

Bei Inbetriebsetzung des Apparates wird zunächst unten über der Transportschnecke eine bis etwa zum Gussringe reichende Schicht von Erzklein aufgeschüttet, dann der Apparat mit Wasser gefüllt und nun das zu laugende Erz nach genügender Zerkleinerung mittels eines Transportapparates in den Trichter gebracht, worauf die Laugung durch Oeffnung des Reductionsventils f ihren Anfang nimmt. Das Erz fällt unter der oberen Scheideplatte in die Flüssigkeit ein, vertheilt sich darin und gelangt vermöge der specifischen Schwere auf die erste Etage. Die feinsten Theilchen treten zum Theil direct durch die in den Platten befindlichen kleinen Löcher hindurch; machen aber nur langsam ihre Abwärtsbewegung, so dass die auf den Platten liegenden gröberen und mehr zusammen-haftenden Erzpartien, nachdem sie mehrere Male durch die Schaufeln rund geführt und dann durch die grösseren Ausschnitte auf die nächst untere Platte gelangen, ziemlich gleichzeitig mit den feineren Theilchen niedergehen und auf der nächst tieferen Etage denselben Vorgang nur in umgekehrter Bewegungsrichtung wiederholen, indem einmal das Material von der Peripherie nach der Achse und dann wiederum von der Achse nach der Peripherie geführt wird, wie die Pfeile andeuten. Auf diese Weise gibt in der durch die Rührarme bewegten Flüssigkeit das fein gepulverte Erz bei seiner continuirlichen Abwärtsbewegung dem aufsteigenden Wasserstrome ziemlich rasch seine löslichen Bestandtheile ab und passirt unten noch die ganz frisch eintretende reine Wasserschicht, um sich dann, vollständig entlaugt. in dem trogartigen Raum über der Schnecke als eine für Wasser und Lauge undurchlässige dichte Schicht abzulagern. Durch den eigenen Druck der Wassersäule innerhalb des Apparates wird dieses abgelagerte Erzklein ziemlich trocken in die Schnecke gepresst, welche es continuirlich nach aussen abführt, um zur weiteren Behandlung zu gelangen.

Ein Verfahren zum Ausglühen von Kupfer und Kupferlegirungen ist durch das D. R. P. Nr. 59232 vom 10. Juni 1890 (George Wyckoff Cummis in Vienna) geschützt worden. Dasselbe besteht im Wesentlichen darin, dass man dieses Metall bezieh. diese Metallverbindungen in einer geschlossenen Retorte, welche mit weder oxydirend noch reducirend auf das erhitzte Metall einwirkenden Gasen (Dampf, Stickstoff, Kohlensäure) angefüllt ist, bis auf annähernd 700° C. erhitzt und dann kühlt, wodurch nicht nur auf der Oberfläche des Metalles jede Oxydation vermieden, sondern dasselbe auch einer Desoxydation (Reduction von As2O3 und Sb2O3 zu Metall) und deren nachtheiliger Einwirkung entzogen wird.

Im Nachstehenden ist das angedeutete Verfahren unter Bezugnahme auf die auf beiliegender Zeichnung im Längsschnitt dargestellte Vorrichtung näher beschrieben. A bezeichnet eine mit Kupfer a gefütterte Retorte (Fig. 2), am besten aus feuerfestem Thon, die in einem mit Schornstein H versehenen Erhitzungsofen B untergebracht ist. Von der Retorte führt ein geschlossener Kanal D zu einem mit Wasser oder einer anderen Kühlflüssigkeit gefüllten Behälter C. Durch einen Deckel oder eine Thür kann die Retorte A beschickt werden, während durch eine Oeffnung G eine Stange oder ein anderes zur Behandlung des in der Retorte befindlichen Metalles geeignetes Werkzeug eingeführt werden kann. E ist ein Rohr, durch welches Dampf, Kohlensäure, Stickstoff, d.h. ein gasförmiger Körper, welcher das erhitzte Metall weder oxydirt noch reducirt, eintreten kann. Nach vorliegender Erfindung soll nun die Bildung des Oxyds beim Ausglühen von Kupfer oder dessen Legirungen verhindert werden. Dies kann in der vorstehend beschriebenen Vorrichtung in folgender Weise erfolgen:

Nachdem die Retorte A durch den Ofen B erhitzt worden ist, wird Wasserdampf aus einem Kessel oder ein anderes der genannten Gase bei E unter hinreichendem Drucke eingelassen, um die Austreibung der in der Retorte A befindlichen Luft durch die Flüssigkeit hindurch zu bewerkstelligen, welche den Behälter C bis einige Centimeter oberhalb der Mündung des Kanals D anfüllt.

Textabbildung Bd. 283, S. 131
Nachdem dann die Kupferstücke oder Kupfergegenstände, welche ausgeglüht werden sollen, durch die Thür F in die Retorte A gebracht worden sind, lässt man das Kupfer in der Retorte erhitzen und dabei beständig Dampf oder Gas bei E einströmen. Hat nun das Kupfer die erforderliche Temperatur, welche nicht über 700° C. steigen darf, erreicht, so wird ein Haken oder ein anderes geeignetes Werkzeug durch die Oeffnung G gesteckt. Mittels desselben werden die Kupfergegenstände in den Kanal D gezogen, durch welchen sie in die Flüssigkeit im Behälter C herabfallen. Ein mit Glimmer verschlossenes Schauloch kann an der Retorte A angebracht werden, um die Erwärmung des Kupfers und den Grad der Erhitzung beobachten zu können, ohne das Loch G länger als nothwendig zu öffnen. Der Wasserverschluss zwischen der Retorte A und dem Behälter C bildet ein einfaches und sehr wirksames Mittel, um den gewünschten Luftabschluss zu bewerkstelligen. Man kann aber auch andere bekannte Wasserverschlüsse oder Ventile an seine Stelle setzen oder auch eine andere Kühlflüssigkeit an Stelle des Wassers benutzen, ohne vom Wesen der Erfindung abzuweichen.

|132|

Auf vielen im Betriebe befindlichen Kupferbergwerken, sowie noch nicht in Arbeit genommenen Kupfererzlagerstätten gibt es Erze, bei denen entweder der Kostspieligkeit des Feuermaterials oder der geringen Haltigkeit der Erze halber ein Schmelzprocess nicht mehr lohnend ist.

Andere bereits im Betriebe befindliche Verfahren, auf nassem Wege das Kupfer zu gewinnen, erfordern vorher ein schwieriges Rösten der Erze und ein Extrahiren mittels Säuren u.s.w. Nachher wird dann das Kupfer mit Eisen als Cementkupfer niedergeschlagen, welches aber zur Erzeugung von reiner Handelswaare dem Raffinirprocesse in Schmelzöfen unterworfen werden muss.

Der sogen. Marchese-Process, bei welchem das Kupfer aus Kupferstein auf elektrolytischem Wege gewonnen werden soll, hat sich wegen des kostspieligen Säureverbrauches und der Minderwertigkeit des erzeugten Kupfers durchaus nicht bewährt.

Nach dem der Firma Siemens und Halske in Berlin patentirten Verfahren (D. p. J. 1890 275 259) wird chemisch reines Kupfer ohne Anwendung irgend eines Schmelzprocesses direct aus den Erzen elektrolytisch gewonnen. Die Zeitdauer der Extraction des Kupfers aus den Erzen beträgt nach der von der genannten Firma herausgegebenen Schrift etwa 10 Stunden; der Rückstand im Erz nach der Extraction ist von der Zusammensetzung des betreffenden Erzes abhängig und beträgt von 0,1 bis 0,5 Proc. Kupfer, gleichviel ob das Erz reich oder arm ist.

Als Haupterforderniss für die Einführung dieses elektrolytischen Verfahrens nennt die Firma motorische Kraft. Etwa vorhandene Wasserkräfte sind mit grossem Vortheile zu verwenden.

Genannte Firma hat in Martinikenfelde bei Berlin eine grössere Kupfergewinnungsanstalt nach ihrem Verfahren seit Juni 1890 in ununterbrochenem Betriebe. Dort wird auch die Voruntersuchung der Erze zwecks Zugutemachung derselben nach dem Siemens'schen Verfahren bei freier Zusendung des Materiales (etwa 10 k) kostenlos bewirkt. Der Untersuchung und Verarbeitung grösserer Erzposten in der genannten Anstalt können die Interessenten beiwohnen und werden alsdann nur die durch die Verarbeitung der Erze entstandenen Selbstkosten in Rechnung gestellt, falls eine Bestellung auf Einrichtungen u.s.w. nicht erfolgen sollte.

Die der Elektrolyse unterworfene Flüssigkeit besteht bei dem Siemens'schen Verfahren aus einer Lösung von Eisenvitriol (FeSO4) und Kupfervitriol (CaSO4), welcher etwas freie Schwefelsäure zur Verbesserung ihrer Leitungsfähigkeit zugesetzt wird.

Diese Flüssigkeit wird continuirlich dem Kathodenraum zugeführt, wobei sich ein Theil des Kupfers durch den elektrischen Strom metallisch an der Kathode absetzt. Sie fliesst dann zum Anodenraum, um am Boden desselben wieder abgezogen zu werden. In dem Anodenraum bildet sich zunächst basisches Eisenoxydsulfat und dann durch Aufnahme von freier Schwefelsäure, welche aus der Zersetzung des Kupfervitriols herstammt, neutrales Eisenoxydsulfat Fe2(SO4)3, welches in Folge seines grösseren specifischen Gewichtes an den die Anoden bildenden Kohlenstäben oder -Platten niedersinkt. Die abfliessende Flüssigkeit ist also kupferärmer geworden und besteht zum Theil aus einer Lösung von Fe2(SO4)3. Diese Lösung hat nun ihrerseits die Eigenschaft, Halbschwefelkupfer, Einfachschwefelkupfer, sowie auch metallisches Kupfer in Kupfervitriol überzuführen. Es wird dabei das Fe2(SO4)3 in FeSO4 zurückgebildet, während der dabei frei werdende Sauerstoff das Kupfer oxydirt. Diese Oxydirung bezieh. Auflösung des Kupfers geschieht bei manchen feingepulverten, geschwefelten Kupfererzen bei Anwendung massiger Erwärmung der Lösung schon in ungeröstetem Zustande vollständig. Bei manchen Erzen muss eine massige Röstung des Erzpulvers der Lösung des Kupfers voraufgehen, durch welche die Kupferverbindung wesentlich in Halbschwefelkupfer umgewandelt wird.

Die Auslaugung des Erzpulvers durch die entkupferte oxydirte Flüssigkeit geschieht in schmalen und niedrigen, aber langen Rinnen aus Holz oder anderem Material, in welchen durch zwei gegeneinander arbeitende Flügelwalzen das Erzpulver in der Lauge suspendirt erhalten wird. Die aus den elektrischen Zellen austretende, theilweise entkupferte und gleichzeitig oxydirte Lauge wird nun stetig, mit dem erforderlichen Erzpulver gemischt, dem Anfang der Rinne zugeführt und verlässt dieselbe mit dem entkupferten Pulver am andern Ende derselben. Durch ein in der Rinne liegendes Dampfrohr wird der Lösungsprocess nach Erfordern durch Erwärmung befördert. Die Trennung des ausgelaugten Erzpulvers von der lösenden Flüssigkeit geschieht durch Absetzen oder einen Filtrirapparat mit Luftverdünnung. Die Lösung ist jetzt wieder kupferreich und desoxydirt und wird dem elektrischen Apparat von neuem zugeführt. Zwischen Elektrolyse und Auslaugung findet also ein Kreislaufprocess in der Weise statt, dass die Auslaugungsflüssigkeit auf elektrolytischem Wege in den Zersetzungszellen erzeugt und durch den chemischen Process der Lösung der kupferhaltigen Theile des Erzes die ursprüngliche Zusammensetzung des Elektrolyten wieder hergestellt wird.

Die Anoden, welche von der Firma Siemens und Halske bei der Elektrolyse benutzt werden, bestehen aus homogenen runden Kohlenstäben, welche in eigenthümlicher Weise präparirt, zu je 233 Stück durch gut isolirte Bleiumgüsse zu einem System von 1,6 m Länge, 0,405 m Breite mit einander verbunden sind.

Die Stromzuführung erfolgt durch die an einem Ende der Bleiumgüsse angegossenen Bleistreifen.

Die Haltbarkeit der Anoden soll, abgesehen von mechanischer Zerstörung, eine unbegrenzte sein.

Der Preis eines Anodensystems, von welchem eine gewisse Anzahl die Anode in einer Zersetzungszelle bilden, beträgt 70 M. Anoden, welche ein Jahr lang in Betrieb waren, zeigten keine Abnutzung.

Die Bäder sind flache Holzkästen, welche inwendig durch Auskleidung mit asphaltirtem Juteleinen gedichtet sind. Auf dem flachen, nach den verschiedenen Laugeabflussrohren zu geneigten Boden liegen die Anodensysteme. In bestimmter Entfernung darüber ein in Holzrahmen gespanntes Leinwandfilter, welches das Bad nach oben und unten in zwei getrennte Räume theilt, den Kathoden- und Anodenraum. Im Kathodenraum liegen, die ganze Fläche des Bades bedeckend, Holzplatten (Kathoden), auf deren unterer mit einem dünnen Kupferblech beschlagener Seite sich das Kupfer niederschlägt. Zwischen dem Leinwandfilter und den Kathodenplatten arbeitet eine Bewegungsvorrichtung, um die Kathodenlauge in guter Mischung zu erhalten.

|133|

Die Bäder werden in drei Grössen entsprechend der Stromstärke der Dynamomaschinen angefertigt, nämlich:

zu etwa 2 qm Kathodenoberfläche für 120 Amp.
4 „ 240 „
7 „ 400 „

Die Bäder geben der Stromstärke entsprechend einen Nutzeffect in Bezug auf Kupferniederschlag von etwa 95 Proc.

Die Rührwerke zur Extraction der Erze bezieh. Regeneration der Lauge sind rinnenförmige, mit Bleiblech ausgekleidete Holzkästen von 4,5 m Länge, 0,75 m Breite und 1 m Höhe, in deren unterem Theile zwei wagerecht liegende, mit Bleiblech überzogene vierkantige Stahlrohre, auf welchen die aus Holz zusammengesetzten Schaufeln sitzen, als Rührer arbeiten.

Die etwa erforderliche Erwärmung der Lauge wird durch ein oberhalb der Schaufelachsen gelagertes Bleirohr ermöglicht.

Zum Trennen von Erz und Lauge dienen sogen. Nutschen. Dieselben sind Vacuumfilterapparate und bestehen aus einem mit Bleiblech ausgeschlagenen offenen Oberkasten aus Holz, welcher die zu trennende Erz- und Laugenmischung aufnimmt, und einem geschlossenen ebenfalls mit Bleiblech ausgeschlagenen Unterkasten aus Holz, beide getrennt durch einen Rost, welcher auf einem durchlochten Bleche ein Filtertuch trägt.

Aus dem Unterkasten wird durch eine Luftpumpe die Luft abgesogen, so dass durch den Druck der Atmosphäre die Lauge durch das Filter gedrängt wird, während sich das Erz in dem Oberkasten ansammelt.

Der ganze Apparat ist auf einem Untergestell drehbar gelagert, so dass nach dem Absaugen der Lauge das in dem Oberkasten angesammelte Erz abgekippt werden kann.

Zum Zerkleinern und Transportiren der Erze dienen Steinbrecher mit Hand- und Dampfbetrieb, Kugelmühlen, Becherwerke, Kippwagen u.s.w., welche sämmtlich von dem Grusonwerk in Magdeburg-Buckau geliefert werden.

Die Firma Siemens und Halske gibt für eine Anlage zur Gewinnung von etwa 1000 k Reinkupfer in 24 Stunden aus 4 bis 4½ procentigen Kupfererzen folgenden Kostenanschlag, wobei die Kosten für Gebäude, Motor, Montage, Gerüste und Fundamentarbeiten nicht mitgerechnet sind:

1) Für die elektrolytische Anlage (Dy-
namomaschinen, Leitungsmaterial,
Bäder)


= 64443


M.
2) Erzextractionsanlage = 47740
3) Erzzerkleinerungsanlage = 31152,50
4) An Ort und Stelle anzufertigende
Theile nach Berliner Preisen

= 66265
––––––––
Summe 209600,50 M.

Bei Verarbeitung von an Kupfer reicheren Erzen wird hauptsächlich die Erzzerkleinerungsanlage und zum Theil auch die Extractionsanlage kleiner.

Die Selbstkosten der Gewinnung von 1000 k Kupfer in 24 Stunden aus 4- bis 4½ procentigen Erzen – letztere natürlich nicht mitgerechnet – sollen sich auf 238,65 M. belaufen, während sie sich bei Anwendung von etwa 35 procentigem Kupferstein nur auf 185,80 M. stellen.

W. K.

(Fortsetzung folgt.)

Suche im Journal   → Hilfe
Alternative Artikelansichten
  • XML
  • Textversion
    Dieser XML-Auszug (TEI P5) stellt die Grundlage für diesen Artikel.
  • BibTeX
Orte
Feedback

Art des Feedbacks:
Ihre E-Mail-Adresse:
Anmerkungen: