Titel: Fortschritte der angewandten Elektrochemie.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1897, Band 304 (S. 235–239)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj304/ar304058

Fortschritte der angewandten Elektrochemie.

Von Dr. Franz Peters.

(Fortsetzung des Berichtes S. 212 d. Bd.)

Feinkörniges, z.B. kupferhaltiges Material bringt W. de Courcy May (Amerikanisches Patent Nr. 570133) in flache Kupferpfannen, die isolirt über einander an einem Rahmen angebracht sind und von denen die oberste zur ersten Kathode, die unterste zur ersten Anode gemacht wird. Der Elektrolyt fliesst in die obere Pfanne ein und durch Ueberläufe in die darunter befindlichen. Nach einiger Zeit werden die Pfannen sammt den unter ihren Böden befindlichen Niederschlägen eingeschmolzen. Soll die Batterie dauernd in Betrieb bleiben, so nimmt man Pfannen aus nichtleitendem Material (z.B. Steinzeug), versieht sie aussen mit leitenden Niederschlägen und verbindet diese durch Metallbolzen mit der Beschickung. Thofehrn hat schon früher (D. R. P. Nr. 73563) zur Erzielung dichter Metallniederschläge bei hohen Stromdichten (Dqdm = 6 bis 11 Amp.) vorgeschlagen, den Elektrolyten in einem kräftigen Strahle gegen die ruhende oder besser bewegte Kathode fliessen zu lassen. Der Process wird von der Anaconda-Raffinerie ausgeführt (Electrician, 1896 Bd. 38 S. 144). Graham (Zeitschr. f. Elektrochem., 1897 Bd. 3 S. 371) verwendet im Princip dasselbe Verfahren beispielsweise für gesättigte, mit etwa 0,5 Proc. Schwefelsäure versetzte Kupfersulfatlösungen. Die Anoden müssen eine grosse Oberfläche haben. Deshalb werden die dazu benutzten Rohkupferplatten treppenrost-, jalousie- oder wellenförmig gegossen. Um Knollenbildung an den Rändern des Kathodenbleches zu verhüten, werden sie durch, einen zwischen Anoden und Kathoden aufgehängten Rahmen aus nichtleitendem Material, der über die Ränder hervorragt, geschützt. Wenn in einer Retorte Chlor über erhitzten Kupferkies unter Ausschluss der Luft geleitet wird, so kann man es nach Alf Sinding-Larsen (D. R. P. Nr. 91002) durch richtige Regulirung der Temperatur erreichen, dass reines Kupferchlorür in der Retorte bleibt, während Eisenchlorid, Schwefelchlorür und Schwefel entweichen. Durch Elektrolyse des geschmolzenen Kupferchlorürs, des Eisenchlorids in wässeriger Lösung und der durch Zersetzung von Schwefelchlorür mit Wasser erhaltenen Salzsäure wird Chlor gebildet, das in den Process zurückgeht, so dass ein vollständiges Kreisverfahren unter Zufuhr eines Minimums an Wärme durchgeführt wird. Wenn Rohmaterialien mit noch mehr Metallen behandelt werden, leitet man die Chlorverbindungen durch eine Reihe Vorlagen mit abnehmenden Temperaturen. Die Vorlagen |236| können zweckmässig elektrisch erwärmt und mit automatischer Temperaturregulirung und Entleerungsvorrichtung versehen werden. J. Douglas (Amerikanisches Patent Nr. 563144; vgl. auch T. Ulke, Engin. and Min. Journ., 1896 Bd. 62 S. 464) zersetzt das feuchte feste Chlorür, das aus gerösteten Erzen durch Laugen mit Schwefelsäure und Umsetzen mit einem Chlorid und schwefliger Säure hergestellt wird, durch schwache Ströme. Die Kathoden werden in den Chlorürschlamm eingebettet. Die Anoden befinden sich oben im Schlamme oder besser in einer Flüssigkeit, in der Kupferchlorür suspendirt ist. La Société l'Électrolyse verwendet Kathoden (Englisches Patent Nr. 25145/1894), die sich drehen, aus der Flüssigkeit herausgehoben werden können und mit Reibvorrichtungen versehen sind.

Für Kupferbäder schlägt Hollingshead (Amerikanisches Patent Nr. 557816) vor, 12 Th. Ammoniumcyanid, 61 Th. Weinstein und 27 Th. einer aus Kupferoxyd und Wasser hergestellten Paste mit Wasser zu digeriren. Einen elektrolytischen Apparat mit biegsamen Wänden, der zur Verkupferung von eisernen Schiffsrümpfen bestimmt ist, gibt George (Amerikanisches Patent Nr. 553732) an.

Die im Centrallaboratorium der Compagnie française des Métaux angewandten, meist elektrolytischen Methoden zur Bestimmung des Kupfers und der Verunreinigungen im Handelskupfer beschreibt A. Hollard (Comptes rendus, 1896 Bd. 123 S. 1003 und 1063). Neues enthalten die Aufsätze nicht. Die Kupferfällung aus warmer saurer Ammoniumoxalatlösung soll nach E. Wagner (Zeitschr. f. Elektrochem., 1896 Bd. 2 S. 613) nur dann gute Niederschläge geben, wenn man mit ND100 = 0,05 Amp. beginnt, erst nach ½ Stunde auf 0,30 Amp. geht und 0,40 Amp. nicht überschreitet. Die von Smith vorgeschlagene Abscheidung des Kupfers aus Lösungen, die Dinatriumphosphat und freie Phosphorsäure enthalten, liefert nach M. Heidenreich (Ber. d. deutschen chem. Ges., 1896 Bd. 29 S. 1585) bei Spannungen von 2,4 bis 3,0 Volt ein Product, das zuerst metallisch glänzend ist, dann aber schwammig und dunkelroth wird. Kupfer lässt sich vom Zink in Lösungen, die 3 ⅓ Vol.-Proc. Salpetersäure vom spec. Gew. 1,3 enthalten, nach demselben Verfasser quantitativ nur dann trennen, wenn die Spannung höchstens 1,4 Volt beträgt. Die Trennung von Kupfer und Cadmium aus salpetersaurer Lösung gelingt nicht, wohl aber, wenn in der Lösung 12,5 Vol.-Proc. Schwefelsäure vom spec. Gew. 1,09 vorhanden sind und die Spannung 1,85 Volt nicht übersteigt; D100 = 0,05 bis 0,07 Amp. Die Trennung des Kupfers von kleinen Mengen (unter 5 Proc.) Zink ist nach E. Wagner (Zeitschr. f. Elektrochem., 1896 Bd. 2 S. 615) exact nicht durchzuführen.

Das nach Möbius elektrolytisch zu reinigende Silber darf nach Erfahrungen auf den Pennsylvania-Bleiwerken, die G. Faunce (Oesterr. Zeitschr. f. Berg- u. Hüttenwesen, 1896 Bd. 54 S. 30) mittheilt, nicht mehr als 2 Proc. Verunreinigungen (Blei, Kupfer, Wismuth) enthalten, da sich sonst die Nebenproducte im Elektrolyten zu sehr anhäufen und es schwierig ist, ein reines Product herzustellen. Dagegen soll es Möbius auf der Raffinerie in Pinnos Altos (Mexiko) gelungen sein, aus Legirungen mit 40 Proc. Kupfer münzgerechtes Silber zu erzielen. Dk, qm = rund 200 Amp.

Zur elektrolytischen Entsilberung von Werkblei hängt D. Tommasi (Comptes rendus, 1896 Bd. 122 S. 1476; Éclairage électr., 1896 Bd. 9 Heft 40, 42 und 44) letzteres als Anoden in Blei-Kalium- (oder -Natrium-) Acetatlösung mit geheim gehaltenen Zusätzen, die bei geringem Widerstände die Abscheidung des Bleis als Superoxyd verhindert, und schlägt letzteres schwammig-krystallinisch als Metall auf der zwischen den Anoden langsam rotirenden Kathode nieder, die aus einem von der Badflüssigkeit nicht angreifbaren Metall (Aluminiumbronze, Kupfer, Messing oder Eisenwellblech) besteht. Die Elektroden sind nur 2 bis 3 cm von einander entfernt. Kurzschlüsse werden durch häufigeres Abstreichen des Bleis vermieden. Das Silber wird nicht gelöst; etwa vorhandenes Arsen oder Antimon gehen in Arseniat oder Antimoniat über. Zur Ausführung des Processes, der auch auf silberhaltige Kupferpyrite, silberhaltige Blenden und andere Mineralien angewendet werden kann, dient ein Apparat (Amerikanisches Patent Nr. 546364), der die Polarisation durch Rotation der Kathoden, Abreiben der Gasbläschen und Beimischung von Kupferoxyd zur Kathode, wenn sie aus Kohle besteht, vermeiden will. Die Drehung der Kathoden macht den Elektrolyten in allen Theilen des Gefässes gleichmässig dicht. Die runden Kathoden tauchen nur zum Theil in den Elektrolyten und sind aus Sectoren zusammengesetzt. Diese können während des Betriebes ohne Unterbrechung der Drehung herausgenommen werden, um das niedergeschlagene Metall zu entfernen. Dieses Abstreichen, das zur Verhütung der Oxydation durch Bildung von Localketten (Kohle-Kupferoxyd ist doch aber auch eine!) erwünscht ist, erfolgt noch besser durch Reib Vorrichtungen oder Bürsten. Mit einem kleinen Elektrolyseur, dessen Kathodenscheibe 30 cm Durchmesser hatte, und dessen beide Anoden aus einer Blei-Silberlegirung mit 5,2 Proc. Silber bestanden, wurden in 7 Stunden mit 38 Amp. 1000 g Blei (theor. 1037 bezieh. 1011 g) und 87 g Silber (theor. 87,88 g) erhalten. An Material für die Entsilberung von jährlich (300 Arbeitstage) 25000 t silberhaltigen Bleis gebraucht man 500 Elektrolysirbäder, deren jedes eine Kathodenscheibe aus Aluminiumbronze von 3 m Durchmesser und 2 cm Dicke, die eine Umdrehung in der Minute macht, und 2 cm davon entfernt zwei Anoden von 5 cm Dicke besitzt. Die elektromotorische Kraft für die 500 Bäder beträgt 375 Volt, die Stromstärke 1800 Amp., der gesammte Kraftbedarf 687600 Watt. Bei jährlich 300 Arbeitstagen ist dann der Gestehungspreis von 1 t Blei 8,60 Francs, bei Anwendung von Wasserkraft 5,80 Francs. Mit Einrechnung aller Ausgaben stellen sich die Kosten der elektrolytischen Verarbeitung des silberhaltigen Bleis auf höchstens 10 (im Minimum 5) Francs für 1 t, während die der jetzt üblichen chemischen Verfahren auf mindestens 30 Francs geschätzt werden müssen. Wenn das Heizmaterial billig ist oder besser noch Wasserkraft zur Verfügung steht, kann man nach dem Tommasi-Process noch Blei, das 200 bis 150 g und noch weniger Silber in der Tonne enthält, mit Vortheil verarbeiten, während für das beste chemische Verfahren ein Silbergehalt von mindestens 400 bis 500 g in der Tonne nöthig ist. Das nach dem Tommasi'schen Verfahren erhaltene chemisch reine Schwammblei eignet sich sehr gut als active Masse für Accumulatoren. 1 t kostet 260 Francs, diejenige des durch Zinkfällung erhaltenen unreinen 1355 Francs. Durch Tränken mit einer geheim gehaltenen Lösung kann das Schwammblei lange vor Oxydation geschützt werden. Andererseits kann man daraus leicht und billig Glätte, Mennige und Bleiweiss herstellen.

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Silber scheidet sich aus Natriumphosphat- und Ammoniaklösung nach M. Heidenreich (Ber. d. deutschen chem. Ges., 1896 Bd. 29 S. 1585) sofort schwammig ab. Die Trennung vom Kupfer und Zink aus Cyanidlösungen erfolgt glatt, im ersteren Falle bei D100 = 0,03 bis 0,19 Amp. und der Spannung 1 bis 1,4 Volt, im letzteren bei D100 = 0,03 bis 0,08 Amp. und der Spannung 1,9 bis 2,15 Volt. Vortheilhaft wird auf 65 bis 75° erwärmt.

Durch Elektrolyse einer geschmolzenen Mischung von Silberchlorid und -sulfid bei Luftabschluss zwischen iridiumfreien Platinelektroden erhielt Th. Gross (Elektrochem. Zeitschrift, 1897 Bd. 3 S. 223) eine nicht weiter zerlegbare dunkle Substanz, die unschmelzbar, sehr widerstandsfähig gegen Säuren und von Platin und allen anderen Substanzen sicher zu trennen ist.

Der bei der Elektrolyse einer Silbernitratlösung mit einem Strome von 0,04 Amp. (Dk = 0,13 bis 0,20) an der Anode sich abscheidende schwarze Körper hat nach O. Sulc (Vestnik Král, ceské spolecnostinánk, 1895 II. Kl. S. 47; Chemiker-Zeitung, Repertorium 1896 Bd. 20 S. 82) die Formel Ag7NO11 und ist vielleicht (Zeitschr. f. anorgan. Chem., 1896 Bd. 12 S. 180) als Salz einer Uebersalpetersäure: 7 Ag2O2, N2O7, aufzufassen. Die obige empirische Formel fanden auch E. Mulder und J. Heringa (Rec. des trav. chim. des Pays-Bas, 1896 Bd. 15 S. 1 und 235). Die Menge der entstehenden Verbindung scheint unter sonst gleichen Verhältnissen von der Concentration der Lösung abhängig zu sein. Der Körper ist aufzufassen als 2 Ag3O4 . AgNO3 oder als 3 Ag2O2 . AgNO5, d.h. als ein Salz der neuen Säure HNO5.

Aus Feingold und goldreichen Legirungen, die Platinmetalle enthalten, gewinnt die Norddeutsche Affinerie in Hamburg (D. R. P. Nr. 90276 und Nr. 90511) das Gold mit hohen Stromdichten. Bei der Zersetzung einer neutralen Lösung von reinem Goldchlorid mit Dqm unter 10 Amp. oder einer schwach sauren mit Dqm weit unter 100 Amp. unter Verwendung von Goldelektroden entweicht an der Anode ungenützt Chlor. Diese störende Abscheidung kann unterdrückt werden, wenn man dem Elektrolyten überschüssige Salzsäure oder Natriumchlorid oder andere Chloride, die mit Gold- und Platinchlorid leicht lösliche Doppelsalze bilden, zusetzt. Mit steigendem Gehalt an Salzsäure oder Chloriden und höher werdender Temperatur kann selbst bei verhältnissmässig schwachen Goldlösungen die Stromdichte auf Dqm = 1000 Amp. und darüber vergrössert und trotzdem alles Chlor an das Anodenmetall gebunden werden. Am besten erhitzt man das Bad, das 25 bis 30 g Gold im Liter enthält, auf 60 bis 70° und setzt je nach der Stromdichte auf 1 l Lösung 20 bis 50 cc rauchende Salzsäure von 1,19 spec. Gew. zu. Mit dem Golde gehen die meisten Verunreinigungen, unter ihnen alles Platin und Palladium, in Lösung. Als Schlamm bleiben zurück der grössere Theil des Iridiums und anderer Platinmetalle in metallischem Zustande, Silber und ein Theil des Bleis als Chlorid, Wismuth als Oxychlorid, wenn nicht genügend Salzsäure vorhanden ist, ferner sehr kleine Bruchtheile der unveränderten Anode und 10 Proc. vom Anodengewicht an äusserst fein vertheiltem Gold. An der Kathode wird auch bei zunehmender Verunreinigung der Lösung und bei Dqm bis über 500 Amp. nur reines Gold niedergeschlagen, wenn nur der Goldgehalt des Bades immer hinreichend erhalten wird. Die Verunreinigungen der Lösung begünstigen sogar die compacte Abscheidung des Goldes. Ausser dem Vortheil des continuirlichen Betriebes bietet das Verfahren noch den, dass das Platin in den Lösungen angereichert werden kann. Diese können so lange wiederverwendet werden, bis ihr Gehalt an Platin das Doppelte desjenigen an Gold beträgt. In derselben Zeit werden im Allgemeinen sich nicht mehr als 5 g Palladium im Liter des Bades angesammelt haben, eine Menge, welche die Reinheit des Goldniederschlages noch nicht beeinträchtigt. Die Anoden werden 4 mm stark genommen. Die Kathoden, die erheblich schmäler als die Anoden sein können, bestehen aus dünn gewalztem, elektrolytisch erzeugtem Feingold. Der Elektrodenabstand braucht bei einem Betriebe, der schon einige Zeit läuft, nur etwa 3 cm zu betragen. Bei der elektrolytischen Scheidung goldreicher Legirungen muss dem Bade noch besonders Goldchlorid zugefügt werden, und zwar um so mehr, je grösser die Menge der fremden Bestandtheile und je niedriger ihr elektrochemisches Aequivalent im Vergleich zu dem des Goldes ist. Hält das zu scheidende Material eine verhältnissmässig grössere Menge Silber oder Wismuth, so muss das Chlorid oder Oxychlorid periodisch von der Anodenoberfläche auf mechanischem Wege entfernt werden. Ist Blei in irgend erheblicher Menge zugegen, so setzt man dem Bade von vornherein eine der freien Chlorwasserstoffsäure äquivalente Menge concentrirter Schwefelsäure zu. Die an der Anode sich bildenden Schichten von Bleisulfat fallen entweder allmählich von selbst ab, oder werden mechanisch beseitigt. G. Kroupa (Oesterr. Zeitschr. f. Berg- u. Hüttenwesen, 1896 Bd. 54 S. 84) beschreibt den neuen Möbius-Process (Amerikanisches Patent Nr. 532209) mit Kathoden ohne Ende und Anoden in einem irdenen Troge.

Der für ein erfolgreiches Arbeiten wichtigen Extraction des Goldes aus den Erzen ist grosse Aufmerksamkeit zugewendet worden. Hauptsächlich hat man die Cyanidlösungen wirksamer zu machen gesucht.

Die Schnelligkeit der Auflösung des Goldes in Cyanidlösungen wächst nach G. Bodlaender (Zeitschr. f. angew. Chem., 1896 S. 583) schnell mit deren Concentration, bis eine solche von 0,25 Proc. Kaliumcyanid erreicht ist, und wächst dann langsamer. Auf Zusatz auch nur geringer Mengen Wasserstoffsuperoxyd erfolgt die Lösung viel schneller als bei blossem Luftzutritt. Diesen Wasserstoffsuperoxydzusatz haben sich W. H. James (Englisches Patent Nr. 15656/1895) und Peletan und Clerici (Amerikanisches Patent Nr. 553816), die auch andere Peroxyde verwenden wollen, noch besonders schützen lassen. Nach Versuchen der Chemischen Fabrik auf Actien vorm. E. Schering (D. R. P. Nr. 85239) haben sich die Persulfate als Zusatz bewährt, da sie die Lösung des Goldes beschleunigen, ohne das Cyankalium anzugreifen. Eine Mischung beider Salze kann man lange aufbewahren (D. R. P. Nr. 85243), wenn man nur durch Zusatz von Alkali- oder Erdalkalicarbonat oder -hydrat der Bildung saurer Sulfate vorbeugt. Zweckmässig verreibt man z.B. 50 Th. Cyankalium mit einem Gemenge von 40 Th. Kaliumpersulfat und 10 Th. Potasche. Noch schneller, und zwar in 1/15 der Zeit, die bei Anwendung von Cyanid allein nothwendig ist, soll die Auflösung des Goldes erfolgen, wenn man nach Goerlich und Wichmann (D. R. P. Nr. 88201) ausser dem Persulfat noch 1/15 bis ⅕ seines Gewichtes an löslichen Halogensalzen (KCl, besser noch KJ und KBr) zusetzt. Vielleicht entsteht vorübergehend eine Verbindung XSO4.

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Ebenso günstig wie die Persulfate verhalten sich nach Chemische Fabrik auf Actien vorm. E. Schering (D. R. P. Nr. 85244) eine grosse Anzahl von Nitro- und Nitrosoverbindungen. Für die Praxis kommen hauptsächlich in Betracht: nitrobenzolsulfosaure Salze, Nitrokresole, Nitrokresolsulfosäuren, die nitrirten Derivate von Sulfosäuren der Abfallproducte von der Naphtalin-, Anthracen- und Phenanthrenfabrikation, Nitroglycerin u.s.w. Auch diese werden zweckmässig im Gemenge mit Alkalicarbonat oder -hydroxyd verwendet. F. W. Dupré (Berg- u. hüttenm. Ztg., 1896 Bd. 55 S. 12) will dem Kaliumcyanid Natriumthiosulfat zusetzen, um zu verhindern, dass etwa vorhandene Sulfide mit ausgelaugt werden. M. Crawford (Englisches Patent Nr. 25016/1894 und D. R. P. Nr. 86075) elektrolysirt eine Cyanidlösung in getrennten Anoden- und Kathodenräumen und verwendet diese cyanathaltige Flüssigkeit zum Auslaugen der edelmetallhaltigen Erze. Mactear (Englisches Patent Nr. 4004/1895) will diese Cyanate durch Zusatz von Hypochloriten oder Hypobromiten zur Cyanidlösung bilden, oder letzterer Cyanursäure oder deren Salze beimischen. Peletan und Clerici (Amerikanisches Patent Nr. 568099) bringen die Erze, mit Wasser angerührt, dem 0,8 Proc. Kaliumcyanid und zur Erhöhung der Leitfähigkeit etwas Natriumchlorid zugesetzt ist, in einen Elektrolysirbottich, in dem sich zum Aufrühren des Erzschlammes ein mit Stäben besetztes endloses Band befindet. Dieses läuft über zwei Trommeln und ist mit einer Spannvorrichtung versehen. Es kann zugleich als Anode dienen und aus geeigneten Metallen, wie Eisen, Platin oder Blei, hergestellt oder mit ihnen überzogen sein. Als besondere Anoden können auch Stahlplatten in ungefähr halber Höhe des Bottichs dienen. Die Kathode am Boden ist eine amalgamirte Kupfer- oder eine mit Quecksilber überschichtete Bleiplatte oder nur eine Quecksilberschicht. H. R. Cassel (Amerikanisches Patent Nr. 568741) behandelt die Erze zuerst mit Kaliumhypobromitlösung, die elektrolytisch hergestellt ist, und zum Schlusse mit der in den Kathodenkammern des Elektrolysirbehälters gewonnenen Alkalihydratlauge. Goldführende Erze, deren Sulfide abgeröstet sind, will F. W. Dupré (D. R. P. Nr. 85570) mit Lösungen auslaugen, die Chromsäure und ein Metallchlorid oder -bromid enthalten. Diese sollen auf Metalloxyde nicht wirken. Ein Lösungsmittel, das ziemlich luftbeständig ist, stellt G. J. Atkins (D. R. P. Nr. 86098) durch Erhitzen eines trockenen Gemenges von 1 Tb. Ferrocyankalium mit 2 Th. Natriumchlorid bis zum beginnenden Schmelzen her. H. Eames hat schon 1888 vorgeschlagen, Pyrite und schwefelhaltige Golderze bei Rothglut in einem geschlossenen Gefass durch den elektrischen Strom zu entschwefeln. Laboratoriumsversuche ergaben (Engin. and Min. Journ., 1896 Bd. 62 S. 27), dass so aller Schwefel zu entfernen und das Röstgut gut geeignet zur Zerkleinerung und Amalgamation war. Auch in einer grösseren Versuchsanlage konnten Golderze mit 25 Proc. Eisen (Magnetit) vollständig abgeröstet werden. Die Kosten, die sich sicher noch verringern lassen, betragen 2 Doll. für 1 t. Es sollten kleine Retorten von nicht mehr als 12 Cubikfuss engl. Inhalt beim Grossbetriebe in Anwendung kommen, da grosse der Ausdehnung der erhitzten Erzmasse schlecht Stand halten. Zum elektrolytischen Amalgamiren benutzen Williams und Phillips (Amerikanisches Patent Nr. 548150) eine Centrifuge mit dichter Rotationstrommel aus nichtleitendem Material. Als Kathode dient das Quecksilber, das sich an der Trommelwand senkrecht stellt, als Anode ein Ring im Boden der Trommel, als Elektrolyt ein in dem Erzschlamme gelöstes Salz. Für stetige Zuführung neuer Erzmengen zum Quecksilber sorgt ein Rührer. Eine Versuchsanlage zur Extraction von Gold aus Erzen, die nach einem von J. W. Bailey angegebenen Verfahren arbeitet, beschreibt Grosvenor (Engin, and Min. Journ., 1896 Bd. 61 S. 424). Die elektrolytische Arbeit beginnt schon in der Zerkleinerungsmühle. Aus Lösungen, die auch unedle Metalle enthalten, fällt Frölich (Amerikanisches Patent Nr. 556092) die edlen durch geringe Stromdichten. M. Netto (D. R. P. Nr. 88957) versetzt Lösungen der Silber- und Goldalkalidoppelcyanide mit Salzsäure bis zur schwach sauren Reaction, filtrirt das Silberchlorid ab und elektrolysirt das Filtrat, das eine genügende Menge Salzsäure enthalten muss, derart, dass an der Kathode, die am besten aus Gold besteht, Wasserstoffentwickelung stattfindet. Um nun die Lauge wieder direct zur Extraction geeignet zu machen, wird sie mit caustischem Alkali bis zur schwach alkalischen Reaction versetzt. Besonders neu erscheint das Verfahren nicht. Um thunlichst kleine Apparate verwenden zu können, lässt J. Pfleger (D. R. P. Nr. 87787) die Lösungen durch filterartige, aus Sieben oder Drahtgeweben hergestellte Elektroden hindurchfliessen. Er will auch (Englisches Patent Nr. 23557/1894) die äussere Stromzuleitung dadurch entbehrlich machen, dass er ein Element construirt und dieses kurz schliesst. Dasselbe erreicht St. Croasdale (Engin, and Min. Journ., 1896 Bd. 62 S. 557) durch Verwendung von Bleikathoden und Zinkanoden. Es wird aber doch noch die Zuhilfenahme eines äusseren Stromes von 0,4 bis 0,5 Amp. empfohlen. Wenn das Quadratmeter Kathodenfläche in jeder Minute von ungefähr 10 k Lösung, die 11,5 bis 14,5 mg Gold im Liter enthielt, bespült wurde, betrug die Goldfällung 95,5 bis 99,5 Proc.; bei doppelt so starker Circulation und Lösungen, die 1,84 mg Gold im Liter enthielten, 93,5 Proc. Die Cyanverluste betrugen höchstens 9 Proc. Ein Zusatz von Kochsalz zur Lauge soll sie nicht nur besser leitend machen, sondern auch das Absetzen des Schlammes vor dem Ueberziehen der Lösung in die Elektrolysirgefässe beschleunigen. Mac Arthur (Englisches Patent Nr. 16634/1895) schlägt Anoden aus Eisen oder Stahl vor, die mit Kohlenstoff (z.B. Graphit) oder einem Oxyde (z.B. Bleioxyd) überzogen sind. Die Kathoden sind entweder ähnlich den Anoden oder mit Blei überzogene Eisen- oder Stahlplatten. Die nur etwa ¼ Zoll von einander entfernten Elektroden werden abwechselnd oben und unten, sowie rechts und links ausgekerbt, so dass die Lösung diagonal durch die Zellen geht. Diese Vorschläge bedeuten nach E. Andreoli (L'Électricien, 1896 S. 365) nur eine Umgehung der Siemens'schen Patente. Ausserdem sind die mit Kohle oder Graphit überzogenen Eisen- und Stahlanoden schwer herzustellen und in Cyanidlösungen wenig haltbar. Die mit Bleioxyd überzogenen eisernen Kathoden sind nicht brauchbar. Er seinerseits (Englisches Patent Nr. 23459/1895) will Bleisuperoxydanoden anwenden, die für andere Zwecke schon öfter empfohlen sind. Die Nachtheile der elektrolytischen Fällung des Goldes aus Cyanidlösungen bestehen nach S. B. Cristy (Transactions of the Amer. Institute of Min. Engin. Colorado, 1896; Chemiker-Zeitung, Repertorium 1897 Bd. 21 S. 39) darin, dass aller Cyanwasserstoff, der sich mit den löslichen Eisenanoden |239| verbindet, verloren ist, und dass die verdünnten Lösungen einen sehr grossen Widerstand zeigen. Manchmal scheidet sich Gold an der Anode ab. Bei der nöthigen Sorgfalt lassen sich diese Mängel aber auf ein Minimum herabdrücken. Trotzdem hat sich der Process nach G. A. Packard (ebenda) in den Vereinigten Staaten nicht bewährt. Dagegen können nach Gernot (Echo; Glückauf, 1897 Bd. 33 S. 10) durch die Siemens und Halske'sche elektrische Goldfällung an der Tonne Tailings 42 Pf. erspart werden. Der Process ist in Transvaal zuerst von der Worcester Gold Mining Co. eingeführt worden. Die Anlagen beschreibt Berg- u. hüttenmänn. Ztg., 1896 S. 25; Zeitschr. f. angew. Chem., 1896 S. 30. Ueber den elektrolytischen Betrieb der Central Rand Ore Reduction Co. in Transvaal berichtet E. Andreoli (L'Électricien, 1896 S. 345). Zur Gewinnung von Gold aus Meerwasser lassen Maclean und Bull (Zeitschr. f. Elektrochem., 1896 Bd. 2 S. 429) es in einem nichtleitenden Rohre durch einen wellenförmig gestalteten Kanal fliessen, an dessen oberen Innenwänden als Anoden Eisenblechbekleidungen angebracht sind, während als Kathoden Quecksilbernäpfe in den Wellenthälern dienen. Wenn man aus der Trübe, die aus Amalgamationsanlagen abgeht, Amalgam oder Metall auf elektrischem Wege abscheidet, so wird der Apparat nicht gleichmässig arbeiten, sobald sich der Metallgehalt der Trübe und mit ihm ihre Leitfähigkeit ändert. Um nun eine gleichmässige Abscheidung zu erzielen, richten F. Mahlstedt, E. Fischer und E. Klein (D. R. P. Nr. 84149) die rotirende Scheibenanode so ein, dass sie selbsthätig in wechselnde Entfernung von der Trogkathode eingestellt wird. Zu dem Zwecke durchfliesst der Hauptstrom ein Solenoid. Wenn die Trübe wenig Metalltheile enthält oder sehr viel Trübe einfliesst, also der Widerstand in der Zersetzungszelle gross ist, wird das Solenoid schwach erregt, sein Anker tritt aus ihm heraus und nähert dabei durch eine Hebelübertragung die Anode der Kathode. Das Entgegengesetzte tritt bei Anwesenheit vieler Metalltheile in der Trübe oder dem Durchfliessen kleiner Mengen Trübe durch den Apparat ein. Hört bei Betriebsstörungen der Zufluss der Trübe einmal auf, so werden durch das Auftreffen von leitenden Spitzen, die isolirt in die Anode eingesetzt sind, auf die Quecksilberschicht der Kathode die Spulen eines Stromunterbrechers in den Stromkreis eingeschaltet, durch sie ein Anker angezogen und dadurch der starke Hauptstrom unterbrochen. Die Wickelung der Spulen ist derart, dass nur ein schwacher Strom durch sie hindurchgehen kann, also eine Zerstörung des Apparates unmöglich wird. Tritt dann wieder Trübe zu, so wird der ursprüngliche Zustand wieder hergestellt.

Bei der Herstellung von Metallblechen (z.B. Blattgold), -bändern oder -körpern schlägt Sh. Cowper-Coles (Englisches Patent Nr. 20073/1895) Kathoden aus Aluminium oder mehr als 50 procentigen Aluminiumlegirungen vor. Von ihnen lässt sich der Niederschlag noch feucht gut entfernen. Ist er angetrocknet, so kann er durch Eintauchen in schwach alkalisches oder saures Wasser wieder gelockert werden. Weniger als 0,0001 mm dickes Blattgold stellt J. W. Swan (Moniteur industr.; L'Électricien, 1896 Bd. 12 S. 173) dadurch her, dass er Gold auf einer dünnen Kupferplatte niederschlägt und diese dann weglöst. J. W. Richards (Journ. of the Frankl. Inst.; Berg- und hüttenmänn. Ztg., 1896 Bd. 55 S. 273) hat vorgeschlagen, zur quantitativen Bestimmung des Goldes es vom Silber durch Verflüchtigung des letzteren zu trennen. Einen dafür geeigneten elektrothermischen Apparat beschreibt W. Borchers (Zeitschr. f. Elektrochem., 1896 Bd. 3 S. 85).

Lebeau (Société chimique de Paris; Chemiker-Zeitung, 1897 Bd. 21 S. 8) hat Berylliumoxyd im Moissan'schen elektrischen Ofen geschmolzen und verflüchtigt.

(Fortsetzung folgt.)

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