Titel: Neuerungen im Metallhüttenwesen.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1894, Band 293 (S. 14–18)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj293/ar293004

Neuerungen im Metallhüttenwesen.

Mit Abbildungen.

Bisher benutzte man zur Bleigewinnung mit Hilfe oxydischer Bleiverbindungen, welche entweder in demselben |15| Verfahren durch Röstung aus dem zu verarbeitenden Erz erzeugt wurden und aus Sulfat bezieh. Oxyd bestehen, oder auch anderen Ursprunges sind (wie etwa Glätte vom Abtreiben, Hüttenrauch, Gekrätz), vielfach Schwefelblei. In der hierbei stattfindenden Reaction wird der Sauerstoff der oxydischen Bleiverbindung von dem Schwefel des Schwefelbleies unter Bildung von entweichender schwefliger Säure gebunden, während das Blei sowohl der oxydischen Bleiverbindung als auch des Schwefelbleies in Freiheit gesetzt und als metallisches Blei gewonnen wird. Diese bei der Reaction stattfindenden chemischen Processe lassen sich durch folgende Gleichungen veranschaulichen:

2PbO + PbS = 3Pb + SO2

PbSO4 + PbS = 2Pb + 2SO2.

Dieses Verfahren hat die Nachtheile, dass es viel Zeit, Arbeitskraft und Brennstoff benöthigt und in Folge der langen Arbeitsdauer zu reichlicher Bleiverflüchtigung Gelegenheit gibt. Ausserdem aber kann die entweichende schweflige Säure, weil sie mit Rauchgasen stark verunreinigt und verdünnt ist, nur sehr schwer und unvollständig beseitigt bezieh. gewonnen werden.

Das neue Verfahren von Foerster bezweckt, diese Uebelstände zu beseitigen. Es beruht dasselbe auf der Beobachtung, dass sich Bleioxyd oder Bleisulfat in hocherhitztem flüssigen Zustande mit zweckmässig gleichfalls-vorgewärmtem Schwefelblei sehr schnell und energisch ohne Zuhilfenahme äusserer Wärme in der oben angedeuteten Weise in metallisches Blei und schweflige Säure umsetzt. Dieses Verfahren würde also in einem geeigneten Ofen die vollständige Gewinnung der sich entwickelnden schwefligen Säure gestatten, weil es hiernach möglich wäre, letztere frei von Rauchgasen in bedeutend concentrirterer Form zu gewinnen.

Textabbildung Bd. 293, S. 15
Der Ofen, dessen sich Foerster bei der Ausführung des neuen Verfahrens bedient, ist in den nachstehenden Fig. 1 und 2 schematisch abgebildet. Derselbe besteht aus zwei durch eine Scheidewand W von einander getrennten Längskammern H und K und kann um einen Zapfen Z, der in bekannter Weise hydraulisch etwas angehoben wird, in wagerechter Ebene um 180° gedreht werden.

Die Stossflächen P und P1 sind derart konisch gestaltet, dass dieselben eine Drehung des Ofens gestatten und einen dichten Verschluss ermöglichen, sobald nach erfolgter Drehung der Zapfen Z in dem hydraulischen Cylinder O und damit zugleich auch der Ofen gesenkt wird.

Von den Kammern H und K ist die eine stets mit der Feuerung F und durch den Fuchs E mit der Esse verbunden, während die andere Kammer mit dem durch einen Deckel verschliessbaren Glätteloch G für das geschmolzene oxydische Bleimaterial und durch den Fuchs S mit der Ableitung für die entwickelte schweflige Säure in Verbindung steht.

In diesem Ofen gestaltet sich die Ausführung des oben angedeuteten Verfahrens in folgender Weise: Eine der Kammern, etwa K, wird durch die Schüröffnungen T mit möglichst fein zerkleinertem Schwefelblei beschickt und letzteres alsdann durch die Feuerung F, mit welcher die Kammer K während dieses Theiles des Processes verbunden ist, so stark erhitzt, bis der Bleiglanz eben anfangen will abzurosten. In diesem Zeitpunkte dreht man den Ofen, nachdem er etwas angehoben worden ist, um 180°, wodurch die Kammer K mit dem Glättloch G und dem Fuchs S in Verbindung gesetzt wird, während gleichzeitig die Kammer H in die bisherige Lage der Kammer K gelangt und von Neuem mit Schwefelblei beschickt wird. Nachdem durch Senken des Ofens überall ein dichter Verschluss hergestellt worden ist, wird auf das heisse Schwefelbleimaterial in der Kammer K durch das Glätteloch G geschmolzenes oxydisches Bleimaterial, vorzugsweise geschmolzene Bleiglätte, fliessen gelassen. Hierbei erfolgt sofort entsprechend den oben beschriebenen Reactionen eine plötzliche und stürmische Umsetzung, welche durch die dabei entwickelte Reactionswärme in Thätigkeit erhalten wird. Es bedarf unter diesen Umständen einer besonderen Erhitzung während des Verlaufes der Reaction nicht, in Folge dessen die entwickelte schweflige Säure frei von Rauchgasen, somit möglichst concentrirt und demnach in einer Form gewonnen wird, die eine leichte Gewinnung derselben beispielsweise zur Schwefelsäuredarstellung ermöglicht. Die Umsetzung des oxydischen und des schwefelhaltigen Bleimaterials in Blei und schweflige Säure wird gegen Ende der Reaction durch Umrühren befördert und vervollständigt. Das geschmolzene Blei sammelt sich an der tiefsten Stelle des Herdes der Kammer K an und wird durch das Stichloch a abgelassen. Die nach Beendigung der Arbeit zurückbleibenden Rückstände werden durch die Fuchsöffnung herausgezogen, nachdem der Ofen die nun folgende halbe Drehung, welche nöthig ist, um die inzwischen in der Kammer H vorgewärmte Schwefelbleimaterialbeschickung in der soeben für die Kammer K beschriebenen Weise zur Reaction zu bringen, ausgeführt hat. Die durch diesen kleinen Aufenthalt bedingte Abkühlung des Schwefelbleies ist ohne Nachtheil für den Gang des Processes, da die Umsetzung mit der geschmolzenen Bleiglätte eine mehr als hinreichende Wärmemenge erzeugt.

Die beiden Arbeiten, Vorwärmen und Umsetzen, wechseln in der geschilderten Weise ab. Sollte der Blei- bezieh. Silbergehalt der Rückstände es lohnend erscheinen lassen, so werden dieselben in bekannter Weise im Schachtofen behufs Gewinnung dieser Metalle niedergeschmolzen.

Farnhelm Maxwell Lyte in London hat sich unter Nr. 72804 Kl. 40 ein Verfahren patentiren lassen, um Bleisulfat, welches vielfach in der Technik als Nebenproduct gewonnen und wegen seiner schwierigen Verarbeitung oft als Abfallproduct angesehen wird, auf metallisches Blei zu verarbeiten, wobei Sulfat und Chlor als Nebenproducte gewonnen werden.

In kurzen Zügen gestaltet sich dieses Verfahren folgendermaassen:

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Das Bleisulfat wird mit einer starken kochenden Lösung von zweckmässig mit Magnesiumchlorid versetztem Alkalichlorid (Kochsalz) behandelt, wodurch es in Bleichlorid umgesetzt wird, während gleichzeitig Alkalimagnesiumsulfat gewonnen wird. Das Bleichlorid wird aus der Lauge durch Abkühlung erhalten, und sodann durch weitere Abkühlung derselben auch die Alkalisulfate. Etwa in der Lösung enthaltenes Silber kann durch Zink abgeschieden und das noch in der Lösung befindliche Blei durch abermaliges Kochen mit Alkalichloriden und darauf folgendem Abkühlen gewonnen werden.

Zweckmässig wird das Bleisulfat vor dem Behandeln mit der heissen Chloridlösung mit einer dem Schwefelgehalte des Bleies entsprechenden Menge Kochsalz gemischt und sodann bei niedriger Temperatur geröstet.

Aus dem erhaltenen Bleichlorid wird durch Elektrolyse das Blei ausgefällt und gleichzeitig Chlor zu beliebiger weiterer Verwerthung gewonnen.

Der neue Bodenstein von Hermann Bansen in Tarnowitz (Fig. 3 und 4) ist bestimmt, das bei der Verarbeitung bleihaltiger Erze in Eisenhochöfen und anderen Schachtöfen durch die Böden durchsickernde Blei möglichst vollständig aufzufangen.

Zu diesem Zwecke sind in dem Bodenstein unter dem ganzen Boden des Ofens eine Anzahl von concentrischen Kanälen a und b in zwei wagerechten Lagen versetzt über einander angeordnet.

Textabbildung Bd. 293, S. 16
Um einen sicheren Abfluss des sich ansammelnden Bleies zu erzielen, sind sämmtliche Kanäle geneigt gelagert und zwar derart, dass der höchste Punkt eines jeden derselben bei c liegt, wo sie durch eine Zwischenwand in zwei Hälften getheilt sind. Ihr niedrigster Punkt befindet sich an der Ausmündungsstelle in dem gleichfalls geneigten Sammelkanal d.

Da jeder einzelne Kanal a bezieh. b durch die Zwischenwand c für sich abgeschlossen ist, so kann ein Durchströmen von atmosphärischer Luft nicht stattfinden, welche das austropfende Blei mehr oder weniger oxydiren würde.

Bei einem Durchbruch von Metall oder Schlacke aus dem Ofenherd A des Schmelzofens in einen oder mehrere der Kanäle a bezieh. b wird durch das Gefälle derselben nach der tiefer gelegenen Sohle des Sammelkanals d das durchgebrochene Metall sehr schnell nach aussen abfliessen und eine weitere Bleigewinnung nicht beeinträchtigen (D. R. P. Kl. 40 Nr. 70906 vom 23. December 1892).

Wenngleich die beim Abtreiben von silberhaltigem Werkblei durch die Oxydation des Bleies erzeugte Wärme bedeutend genug ist, um das Metallbad flüssig erhalten zu können, so sind die bei den bisherigen Verfahren durch Strahlung, Leitung u.s.w. verursachten Wärmeverluste so beträchtliche, dass die Zufuhr äusserer Wärme zur Ausführung derselben unbedingt nothwendig wurde, sei es durch eine geeignete Feuerung oder durch Einleiten vorher hocherhitzter Luft in das Bleibad.

Versuche von B. Rösing haben ergeben, dass sich das Abtreiben von Werkblei ohne die genannten Hilfsmittel lediglich durch die Reactionswärme sehr gut durchführen lässt. Ein Vorversuch, welcher in der Weise unternommen wurde, dass Hochofenblei in kaltem Zustande in eine basisch ausgekleidete Birne nach Beendigung einer Stahlhitze eingetragen wurde, lieferte befriedigende Resultate. Das eingetragene Blei schmolz in kürzester Zeit in der hocherhitzten Birne und erhitzte sich so stark, dass nach wenigen Minuten mit dem Blasen begonnen werden konnte. Nach dem Aufrichten der Birne entwich dicker Bleiqualm; die Oxydation des Bleies war eine ausserordentlich energische, so dass schon nach 9 Minuten der Einsatz von 2100 k zu ¾ Theilen oxydirt war. In diesem Zeitpunkte wurde die Birne entleert und sofort wieder zur Stahlbereitung benutzt.

Nach diesem ersten Versuche wurde ein zweiter Versuch unternommen. Es wurde ein Converter mit neuem Futter versehen, auf etwa 100° C. vorgewärmt und sodann mit 2 t zinkischem Armblei der Friedrichshütter Entsilberungsanstalt beschickt. Das Entzinken verlief in gleichfalls zufriedenstellender Weise. Das resultirende Blei war von einer sonst kaum zu erlangenden Reinheit und enthielt folgende Verunreinigungen:

Antimon 0,0007 Proc.
Arsen 0,0005
Kupfer 0,0013
Eisen 0,0022
Zink 0,0015
–––––––––––––
Zusammen 0,0062 Proc.

Der Gehalt an Arsen und Antimon ist äusserst gering, trotzdem gerade diese beiden Körper in den oberschlesischen Erzen und demzufolge auch in dem Friedrichshütter Werkblei nicht unwesentlich zugenommen haben. Obgleich das Blasen mehrfach unterbrochen wurde, war durch die Verbrennung des Zinkes und der übrigen Verunreinigungen so viel Wärme erzeugt worden, dass die Birne bei Beendigung des Blasens heisser als bei Beginn desselben war.

Versuche, mit kalt eingesetztem Blei zu arbeiten, ergaben negative Resultate, da die Hitze der Birne nicht hoch genug war, um dasselbe in genügender Menge zu schmelzen. Es genügte jedoch, das Blei nur gerade zu schmelzen, um den Oxydationsprocess in Gang zu setzen. Dann fand durch die energische Oxydation eine beträchtliche Erwärmung statt, so dass die Glätte zum Schluss hellrothglühend war. Auch die Birne war erheblich heisser geworden; ein ununterbrochener Betrieb würde demnach wohl auch mit kalt oder nur massig vorgewärmtem Blei durchzuführen sein.

Weitere Versuche waren auf die Entsilberung von silberhaltigem Werkblei gerichtet. Der Wind druck betrug je nach der Bleimenge 0,6 bis 1,2 at, die Blasedauer bei 6 t Einsatz etwa 15 Minuten. Der in dicken Wolken entweichende Bleirauch enthielt etwa 75 Proc. Blei und 0,0086 Proc. Silber. War das Abtreiben weit genug vorgeschritten, so wurde die Birne gekippt und die Glätte vom Blei in Tiegeln getrennt. Die Glätte war stets sehr schön krystallinisch. Der Silbergehalt der reinen Glätte betrug 0,0036 Proc. Der durchschnittliche Silbergehalt des Werkbleies von 0,0435 Proc. war auf 0,255 bis 0,613 Proc. angereichert. Ueber diese Grenze hinaus die Anreicherung zu treiben, war nicht von Vortheil.

Als besondere Vorzüge des vorstehend beschriebenen |17| Verfahrens wäre anzuführen, dass die Oxydation des Bleies mit einem Minimum an oxydirendem Agens (Luft oder auch Sauerstoff) bewerkstelligt werden kann, wodurch der erzeugte Bleirauch frei von Rauchgasen, also äusserst concentrirt ist und aus diesem Grunde auch leicht und mit verhältnissmässig geringen Metallverlusten aufgefangen werden kann.

Jul. Asbeck berichtet in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1893 S. 439/40, über den Hüttenbetrieb zu Sala in Schweden.

Die zur Verhüttung gelangenden eigenen Erze sind Stuffe mit 5 Proc. Blei und 45 g Silber und Schliege mit 15 Proc. Blei und 100 g Silber, die Gangart ist Quarz und Kalk.

Die Schliege haben einen grossen Gehalt an Schwefelkies und werden deshalb zunächst in einem Fortschaufelungsofen stark abgeröstet, während die Stufferze direct verschmolzen werden.

Zum Niederschlagen wird Eisenfrischschlacke genommen. Durchsetzquantum 40 t Erz oder 60 t Beschickung in einem achtseitigen Tiegelofen Stolberger System. Beschickung 100 k eigenes Erz, 25 k fremdes Erz, 35 k Eisenfrischschlacke, 20 k Ofenbruch, 25 k Bleistein und 21 k Koks.

Der Ofen ist ringsum mit Wasserkühlung versehen, weil feuerfeste Steine, da sie aus Deutschland oder England bezogen werden müssten, sich zu theuer stellen würden. Die anfänglich gehegte Befürchtung, dass der Koksverbrauch ein bedeutenderer sein würde oder bei dem sehr zinkischen Erze ein Zubrennen eintreten könnte, bestätigte sich nicht. Der Koksverbrauch hielt sich zwischen 10 bis 11 Proc; das Durchsetzquantum war 60 t. Das Schmelzen ist ein sehr regelmässiges, da die Wände nicht angegriffen wurden, in Folge dessen die Ansatzbildung eine überall gleiche war und die Beschickung gleichmässig niederging. Ausser einem neuen Tiegel, welcher aus Koks und Lehm hergestellt wurde, benöthigte der Ofen keinerlei Reparatur und konnte nach dem Ausblasen schon nach 4 Tagen wieder in Betrieb gesetzt werden. Sauenbildung fand bis jetzt nicht statt, da alle Zuschläge, besonders Koks, auf ein Minimum beschränkt werden mussten. 1000 k Koks kosteten rund 29 M.

Eine besonders construirte Beschickungsvorrichtung gestattet, den Ofen mit einem Mal zu beschicken, wodurch ein Flammen oder Warmgehen der Gicht vollkommen vermieden wird. Die Flugstaubbildung ist eine sehr geringe, so dass grosse Condensationskammern überflüssig sind.

Die beim Schmelzen fallende Schlacke enthält noch rund 0,5 Proc. Blei und 2 g Silber pro 100 k.

Das Werkblei enthält zwischen 0,35 bis 0,50 Proc. Silber, welches aus demselben theils durch Parkesirung, theils durch Abtreiben gewonnen wird. Da die Erze pro 100 k Silber auch etwa 10 bis 20 g Gold enthalten, so wird der erste Schaum für sich verarbeitet und Silber mit 0,3 bis 0,4 Proc. Gold gewonnen. Der Zinkverbrauch beläuft sich für 18 t Blei mit 0,4 Proc. Silber auf etwa 380 k Zink. Das fertige Handelsblei, welches

an Silber noch 0,0006 Proc.
Antimon 0,0062
Kupfer 0,0020
Eisen 0,0010
Kadmium 0,0008
Zink Spuren
–––––––––––––
Zusammen 0,0106 Proc.

enthält, wird aus dem Entsilberungskessel mittels eines Hebers direct in die Formen abgelassen.

Der erhaltene Goldschaum mit 0,3 Proc. Gold, sowie der Silberschaum mit 1 Proc. Silber werden unter Zusatz von eigener und etwas Frischschlacke bei 8,5 Proc. Koksverbrauch niedergeschmolzen. Das hierbei gewonnene Blei wird sodann auf dem deutschen Treibherde bei einem Einsatze von 10 t Blei in rund 50 Stunden bis zum fertigen Silber mit einem Feingehalt von 985 bis 998 abgetrieben. Versuche, die abfliessende Glätte direct am Treibofen zu reduciren, ergaben günstige Resultate.

Die beim Treiben und Raffiniren des Bleies fallende Antimonkrätze wird auf Hartblei verarbeitet, welches theils als solches mit etwa 10 Proc. Antimon in den Handel geht, theils zur Fabrikation von Hartschrot benutzt wird.

Einer Mittheilung des Engin. Mining Journal, Bd. 52 S. 162, zufolge verwendet J. W. Neill mit Erfolg ein Gemenge von 12 Th. Koks, 7 Th. Steinkohle und 7 Th. Holzkohle beim Bleischmelzen im Schachtofen. Das Verfahren ist angeblich billiger, als mit Koks. Die Schlacken sollen besser schmelzen und heisser sein, und demzufolge die Steinabsonderung sehr gut erfolgen. Die Schlackenproben fielen niedriger aus, als bei der Anwendung von Koks als Brennstoff. Die Formen sollen heisser, die Düsen heller sein, desgleichen hält sich der Herd besser offen, und das Blei ist heisser.

Die Menge des Rauches an der Gicht soll sich zwar gegen früher etwas grösser stellen; doch gehen die Gichten gleichmässiger nieder, und die Flamme steigt nur selten bis zur Gicht. Demgemäss geht auch die Gicht viel kühler, die Erzeugung von Flugstaub und die Metallverluste sind geringer. Die Oefen gehen eine Woche länger wie früher, bevor sie ausgeräumt werden müssen.

Textabbildung Bd. 293, S. 17
Bei dem neuen Entsilberungskessel von E. Honold in Stolberg (Rheinland) wird das Werkblei durch ein Zinkbad geleitet und dafür Sorge getragen, dass keine Schaumbildung eintreten kann, sondern dass das Silber mit dem Zink eine homogene flüssige Legirung bildet, während das abfliessende Blei entsilbert ist.

Der Apparat (Fig. 5) besteht aus einem eingemauerten Kessel A, unter welchem sich die Feuerung B befindet, deren Feuergase auch den Kessel C bespülen. Der Kessel C ist von viereckiger Form und besitzt die geneigte, liegende Scheidewand D, die senkrechte Scheidewand E, welche fast bis zum Boden reicht, ferner die mit E zusammenhängende, geneigt liegende Scheidewand F und die zwei neben einander angeordneten Ausflussrinnen G und H.

In dem Kessel A wird das Zink eingeschmolzen und sodann durch das Abflussrohr K in die erste Abtheilung |18| des Kessels C abgelassen. Gleichzeitig wird das silberhaltige Blei durch den Heber L in die zweite Abtheilung des Kessels C eingeleitet. Das Zink fliesst um die Unterkante der Scheidewand D nach oben und um die Oberkante der Scheidewand F herum über die Ausflussrinne G weg, mischt sich dabei mit dem abwärts strömenden Blei und nimmt dessen Silber in sich auf. Es wird hierauf in Formen geleitet und dann nochmals in den Kessel A zurückgegeben, um bei der folgenden Entsilberung nochmals benutzt zu werden. Ist der Silbergehalt des Zinkes bis zu einem gewissen Grade gestiegen, so wird ein Theil desselben zur weiteren Verarbeitung auf Silber ausgeschieden, und eine entsprechende Menge frisches Zink in den Kessel A aufgegeben.

Das in die zweite Abtheilung des Kessels C ausströmende Blei geht durch das Zink hindurch, um die Scheidewand E herum und fliesst schliesslich durch die Rinne H ab. Es gibt hierbei seinen Silbergehalt an das Zink ab, nimmt aber dafür – die Metallbäder werden zweckmässig auf 450 bis 500° C. gehalten – etwa 1,3 bis 1,4 Proc. Zink auf. Ungefähr die Hälfte dieses Zinks wird nachher bei der Erkaltung als Schaum ausgeschieden, abgehoben und in den Zinkkessel A zurückgegeben, wo er in Zink und Blei zerlegt wird, von denen letzteres von Zeit zu Zeit durch den Ausfluss K abgelassen wird, während das Zink für die nächste Entsilberung im Kessel zurückbleibt.

Das entsilberte und von dem Zinkschaum befreite Blei wird in gewöhnlicher Weise weiter verarbeitet (D. R. P. Kl. 40 Nr. 65296 vom 20. Februar 1892).

Nach den Versuchen der Deutschen Gold- und Silberscheideanstalt vorm. Rössler in Frankfurt a. M. ist zur vollständigen Entsilberung von Werkblei die wiederholte Verwendung des Zinküberschusses auf mehrere Kessel nicht Bedingung, vielmehr können es die Verhältnisse wünschenswerth und erforderlich machen, statt dessen jedem einzelnen Kessel die ihm zur Entsilberung zukommende und genügende, aber nicht überschüssige Menge aluminiumhaltigen Zinkes bei angemessener Temperatur zuzugeben, nur muss dabei durch passende Behandlung auch das ganze Zink in dem silberhaltigen Bleibade wirklich aufgelöst werden. Zu diesem Zwecke gibt man auf das geschmolzene, von Kupfer befreite Blei das aluminiumhaltige Zink, und zwar bei einem Gehalte von:

0,1 Proc. Silber etwa 1 Proc. Zink
0,2 1,2
0,4 1,4
0,7 1,7

und zwar bei solcher Temperatur, dass sich das ganze Zink auflöst, nämlich:

bei 0,1 Proc. Silber auf etwa 450° C.
0,2 480° C.
0,4 510° C.
0,7 550° C.

wobei man die Auflösung des Zinkes durch langsames Bewegen des Bades von unten auf unterstützt, und wobei die Oberfläche des Metalles blank und fast ganz frei von Oxyden bleibt (D. R. P. Kl. 40 Nr. 64416 vom 6. März 1892).

Der Destillirofen für Zinkschaum und silberhaltige Zinklegirungen von E. Honold in Stolberg besteht aus einem unten und oben offenen röhrenförmigen Destillirgefass A (Fig. 6), das oben mit einem Absatz auf der Deckwand N und unten auf der Kapelle D aufsitzt, woselbst Einschnitte in das Gefäss A gemacht sind, um das Blei austreten zu lassen, und wodurch das Gefäss A unten geschlossen gehalten wird.

Das Destillirgefass wird durch die Feuerung F geheizt, deren Heizgase durch den Kanal G abziehen und den Kessel M warm halten. Ueber dem senkrecht stehenden Destillirgefass A ist ein von Streben P getragenes Rohr H von kleinerem Durchmesser angebracht, welches durch den Deckel J verschlossen werden kann.

Textabbildung Bd. 293, S. 18
Durch das Beschickungsrohr H werden die silberhaltigen Zinkschäume, mit etwas Holzkohle vermischt, aufgegeben; dieselben sinken allmählich nach unten und kommen an den heissesten Theil des Destillirgefässes A, woselbst das Zink abdestillirt und sich in dem oben das Gefäss A umgebenden Raum O sammelt, condensirt und durch das Rohr R in den Kessel M abläuft. Da das Rohr R in dem Kessel M bis fast zum Boden reicht, so ist durch das in dem Kessel M befindliche Zink ein sicherer Abschluss gegen die atmosphärische Luft geschaffen.

Das silberhaltige Blei fliesst nach unten in die Kapelle D ab, in welcher es von den Feuergasen warm gehalten wird, und in welche Luft eingeblasen werden kann, um nach Art der englischen Abtreiböfen das Blei zu oxydiren und das Silber durch Anbohren der Kapelle in Formen abzulassen.

Die sich in dem Destillirgefass A ansammelnden Rückstände werden von Zeit zu Zeit entfernt, indem man die Kapelle D wegnimmt und etwaige Ansätze abstösst.

Bei continuirlichem Betrieb hat der Ofen die Vortheile, dass er wenig Brennmaterial verbraucht, dass wenig Zink im Blei zurückbleibt, und dass bei einem etwaigen Riss des Destillirgefässes die Silberverluste sehr gering sind; da das absickernde Blei auf den kalten Platten sofort erstarrt und ohne weiteres entfernt werden kann (D. R. P. Kl. 40 Nr. 64293 vom 19. Februar 1892).

(Fortsetzung folgt.)

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