Titel: SIMMERSBACH, Die Entwicklung der Schwimmverfahren.
Autor: Anonymus
Fundstelle: 1923, Band 338 (S. 13–16)
URL: http://dingler.culture.hu-berlin.de/article/pj338/ar338004

Die Entwicklung der Schwimmverfahren zur Aufbereitung von Erzen (Flotationsprozesse).*)

B. Simmersbach, Wiesbaden.

(Fortsetzung.)

Es hat sich auch auf Grund von Erfahrungen schon in den ersten Jahren des laufenden Jahrhunderts herausgestellt, daß es nicht angängig ist, australische Flotationsmethoden ohne weiteres nach nordamerikanischen Erzgruben hin zu verpflanzen, sicher nicht für Blei- und Zinkerze der Union; vielmehr muß man in der Anwendung des Flotationsprozesses eine sorgfältige individuelle Auswahl, je nach der Natur des Erzes treffen. Die spätere Zeit hat gelehrt, daß solche Beobachtungen völlig berechtigt waren und daß Erze sich nach einem anderen Verfahren recht günstig aufbereiten ließen, während das erstangewandte Schwimmverfahren oft gänzlich versagte. So kam man auf Grund der verschieden ausfallenden Versuchsergebnisse in den hauptsächlich beteiligten Erzbergbauländern eigentlich ganz von selbst schon darauf, die Schwimmverfahren immer weiter auszubauen und sie auch für bisher noch nicht behandelte Erze anwendbar zu machen. Was man bei einem besonders zusammengesetzten Erz oftmals mittels des Schwimmverfahrens nicht erreichen konnte, da ging die Aufbereitung günstig vonstatten bei Anwendung etwa der elektrostatischen Separation oder mittels hydraulischer Konzentration oder pneumatischer Scheidung. Wir werden auf diese verschiedenen Verfahren noch kurz zurückzukommen haben.

In den Jahren kurz vor und nach 1910 entwickelten sich die Flotationsprozesse sehr schnell zur Standardmethode der Aufbereitung von Zinkerzen, hauptsächlich in Australien. Hier waren es besonders die sogenannten Tailings, die eben wegen ihres Zinkgehaltes ein überaus geeignetes Objekt für die Aufbereitung nach dem Schwimmverfahren boten. Die Bedeutung einer derartigen Schwimmaufbereitung zinkhaltiger Tailings für Australien kann man aus folgender Uebersicht erkennen, welche die Gewinnung von Zinkerzkonzentraten mittels Flotation zu Broken Hill in Neusüdwales für jene Jahre vor und nach 1910 angibt, nach dem amtlichen Jahresbericht der Bergbauabteilung (Departement of mines) von Neusüdwales, Diese Konzentrate wurden bei der Aufbereitung von Zinkmiddlings und Zink-Tailings, also Mittelkorn- und Kleinkorn- großen Zinkerzbrocken gewonnen, die teilweise im laufenden Grubenbetriebe als frische Produkte anfielen, größtenteils aber aus alten Beständen der dortigen ungeheuren Halden von Zinkerzrückständen stammten, die sich im Laufe der Jahre auf den Zinkerzgruben des Broken-Hill-Bezirkes angesammelt hatten. Auch geringe Mengen von Bleierz wurden mittels Schwimmverfahren aufbereitet, doch sind diese in der folgenden Uebersicht nicht einbegriffen.

Gewinnung von Zinkkonzentraten im Broken-Hill-Gebiet (Neusüdwales) mittels Schwimmverfahren in long tons (zu je 1016 kg)


Gesellschaft
Flotations-
prozeß
1908 1909 1910 1911
Verarbeitete
Tailings
Gewonnene
Konzentrate
Verarbeitete
Tailings
Gewonnene
Konzentrate
Verarbeitete
Tailings
Gewonnene
Konzentrate
Verarbeitete
Tailings
Gewonnene
Konzentrate
Sulphide Corporation
Broken Hill Proprietary
Zinc Corporation
Minerals Seperation
Amalgameted Zink (De Bavays Comp)
British Broken Hill
Broken Hill Block 10
Ballot
Potter
Elmore
Ballot
De Bavay
Elmore

276703
131965

74187

98000
64373
45707
32197
22590


171172
227502
193842
98669

92408
52042
84698
62022
30146


279150
270637
240143
280394
33428
3300
80401
69855
85625
79288
82697
9622
965

422511
331486
105297
542015

78822
103378
103630
33058
159133
24679
Gewonnene Konzentrate
Mittlerer Zinkgehalt %
262867
43,7
321 316
45,0
397866
47,2
502700
46,0
|14|

Die im Jahre 1909 neu eingeführten Aufbereitungsmethoden im Broken-Hill-Gebiete fanden fortgesetzt weitere Vervollständigung. Der magnetische Aufbereitungsprozeß von Murex fand ebenfalls seit 1910 vorteilhaft Anwendung wegen der Anhänglichkeit des Oels, hauptsächlich an Metallsulfide, dagegen nicht an Gangartmittel. Das zugesetzte Oel bildet gewissermaßen die Basis der adhäsiven Flüssigkeit, der eine magnetische Substanz in Pulverform beigegeben ist. Die adhäsive Flüssigkeit wird mit dem feingemahlenen Erzbrei gemischt und die Sulfidbestandteile agglomerieren sich dabei mit dem magnetischen Material. Die Trennung von der Gangart wird noch dadurch gefördert, daß der Mischbrei unterhalb eines Magneten im Wasser vorbeigeführt wird. Dabei wird alles magnetische Material nebst den ihm anhaftenden Metallsulfiden von dem Magneten angezogen und sofort mittels endlosen Transportbandes fortgeschafft. Eine solche Anlage kleineren Maßstabes entstand in Neusüdwales zuerst 1909/10 auf der Grube der Broken Hill Proprietary Block 14 Company.

Gegen Ende des ersten Jahrzehnts etwa um 1909 fand als weiteres Schwimmverfahren der Horwood-Prozeß Eingang in die Praxis. Dieser Horwood-Prozeß besteht darin, daß den gemischten Sulfiden der Erze zunächst eine vorläufige Röstung bei 300 bis 400° C gegeben wird, wodurch die Sulfide des Eisens, Kupfers und Bleies in oberflächlicher Form zu Oxyden und Sulfaten umgewandelt werden, während dagegen das Zinksulfid unverändert bleibt. Wird dann dieses geröstete Erzgut auf gewöhnlichem Wege mittels warmer Säure und Oelschwimmverfahren weiter behandelt, so verhalten sich die abgetöteten Oberflächen der oxydierten Sulfide gänzlich indifferent und nur das Zinksulfid wird durch den Schwimmprozeß zum Auftrieb, zur Flotation gebracht. Dieser Horwood-Prozeß ist daher besonders dort zur Anwendung geeignet, wo es sich um die Konzentration von Schliechen innig miteinander verbundener Sulfide handelt. Man erhält dann Zinkerzkonzentrate, die keiner weiteren Aufbereitung auf Stoßherden oder in anderer Weise noch bedürfen. Der beim Horwood-Prozeß dann zurückbleibende Blei-Schliech ist auf direktem Wege verschmelzbar.

Um das Jahr 1910 hatten sich in Europa schon verschiedene Schwimmverfahren Eingang in die Praxis verschafft, während damals die Vereinigten Staaten von Amerika immer noch Versuche mit solchen Methoden anstellten, ohne daß sie bereits zu definitiven Ergebnissen gelangt wären. Da organisierte die Minerals Separation Ltd zu London eine große amerikanische Tochtergesellschaft unter dem Namen: Minerals Separation American Syndicate Ltd, deren Hauptzweck es war, die von dieser englischen Gesellschaft ausgeübten Schwimmverfahren auch in der Union zur Einführung zu bringen. Die Situation in Amerika war damals für die Minerals Separation Co recht günstig. Die Adelaide-Hütte zu Golconda in Nevada, von der oben bereits kurz berichtet wurde, hatte nämlich eine Schwimmaufbereitungsanlage nach dem McQuisten-Verfahren errichtet, mit 100 Flotationsrohren und einer Leistungsfähigkeit von 125 tons im Tage, um die dort geförderten Kupferkiese von ihrer dichten quarzigen Gangart mit Spinel und Granat zu trennen. Diese große Anlage war jedoch aus irgendwelchen technischen Gründen immer noch nicht in Betrieb genommen worden. Eine zweite Anlage nach dem System McQuisten mit 119 Flotationsrohren, welche auf der Morning-Hütte der Federal Mining and Smelting Co zu Mullan im Staate Idaho errichtet war, befand sich dagegen mit recht zufriedenstellendem Ergebnis bereits im Betrieb. Diese McQuisten-Anlage zu Mullan bereitete Zink-Schwerspat-Siderit-Middlings auf, die von den Aufbereitungsherden und den Schüttelherden (Frue Vanners) herkamen. Diese Anlage wurde noch im Jahre 1910 auf eine Tagesleistung von 200 tons erweitert.

In Mexiko fand um dieselbe Zeit der Elmore-Vacuum-Oel-Schwimmprozeß seine erste Einführung, indem eine oder zwei kleine Erzaufbereitungswerke nach diesem System in jenem Lande errichtet wurden. Des ferneren wurde ein Aufbereitungswerk nach dem Elmore-Verfahren auf der Wakefield-Hütte am Vier-Meilen-Fluß (Four Mile Creek) im Slocan-Distrikt in Britisch-Columbien erbaut.

Besonders wichtig waren die Flotationsverfahren für die Aufbereitung australischer Erze, weshalb man auch gerade in jenem Lande den Schwimmverfahren die allergrößte Aufmerksamkeit zugewandt hat. Die hauptsächliche Rohstoffquelle für Zink in Australien sind die Silber-Blei-Erzgruben von Broken Hill in Südaustralien. In den ersten Zeiten des Bergbaues im Broken Hill-Bezirke gewann man ein Roherz mit durchschnittlich je 25 % an Blei und Zink und ferner 25 Unzen Silber auf die Tonne. Mit dem Jahre 1904 jedoch sank der durchschnittliche Metallgehalt der geförderten Roherze auf etwa je 16 % an Blei und Zink, während der Tonnengehalt Silber sich auf nur noch 11 Unzen stellte. Selbst diese Mittelsätze stellten sich in Zukunft noch niedriger. Schon im Jahre 1910 war der Durchschnittsgehalt der Roherze an Blei, Zink und Silber unter den Werten von 1904.

Um sich nun die zinkhaltigen Erzmengen zunächst mal aus dem Wege zu schaffen, wurden seitens der Anfbereitungsanstalten ganz gewaltige Mengen zinkhaltiger Tailings und Schlieche auf Halden gebracht. Diese Halden wuchsen allmählich im Laufe der Jahre zu hohen Bergen an. Geschmolzen wurden damals nur die Bleierzkonzentrate, welche zudem noch an 20 % Zink enthielten; dabei ergaben sich Bleischlacken mit etwa 16 % Zinkoxyd im Durchschnitt und einem Maximum von 20 % an Zinkoxyd. So berichtet Donald Clark im Australian mining and metallurgy, Melbourne 1904, Seite 372. Man versuchte schon sehr bald eine Verarbeitung dieser großen Haldenbestände; verschiedene Verfahren des Auslaugens wurden probiert, ebenso auch elektrolytische und magnetische Prozesse, die sich jedoch alle nicht als genügend praktisch erwiesen, um im großen Maßtabe für diese Halden in Neusüdwales angewandt werden zu können. Endlich entschied man sich dann für die technische Anwendung von Schwimmverfahren, zumal in Australien Flotationsmethoden schon seit 1903 in kleinerem Maßstabe ausprobiert worden waren. Diese Schwimmverfahren besitzen für die südaustralischen zinkhaltigen Erzrückstände zudem noch den großen Vorteil, daß man auf diese Weise nicht nur die täglich anfallenden Frischmengen an Tailings aufbereiten kann, sondern daß man ebenso gut auch die alten bereits verwitterten und oxydierten Haldenbestände mit Erfolg aufzubereiten vermag. Somit war für Australien das große Problem der Verwendung der enormen Bestände an zinkhaltigen Erzrückständen einer günstigen Lösung zugeführt. Darum auch fanden gerade in diesem Lande die Flotationsmethoden, welche sich nunmehr recht zahlreich entwickelten und immer wieder verbessert wurden, die allergrößte Aufmerksamkeit.

Die hohe Bedeutung, welche gerade diese Schwimmverfahren für die Verarbeitung australischer Tailings besitzen, haben wir oben (Seite 13) bereits in einer Statistik der Ergebnisse für die Jahre 1908 bis 1911 nachgewiesen, die auf einer Zusammenstellung nach den Jahresberichten der Bergbauabteilung von Neusüdwales |15| beruht. Diese Konzentrate wurden gewonnen aus der Schwimmaufbereitung von zinkhaltigen Middlings und Tailings, also mittelkörnigem und feinkörnigem Erzfall, und zwar sowohl aus Frischprodukt, wie es täglich im Betriebe der großen Erzbergwerke des Broken-Hill-Bezirkes anfällt, wie auch aus alten Haldenbeständen, die oft genug jahrelang den oxydierenden und verwitternden Einflüssen der Atmosphärilien ausgesetzt gewesen waren. Die ebenfalls noch gewonnenen geringen Mengen von Bleikonzentraten als Erzeugnis der Stoß -und Schüttelherde bei der Zinkkonzentration sind in die obige Statistik nicht einbezogen worden. Es handelt sich also lediglich um die auf dem Wege des Flotationsprozesses gewonnenen Zinkkonzentrate.

Im Jahre 1903 hatte die Bergbauabteilung der Regierung von Neusüdwales die Bergehalden an Zinktailings und anderen zinkischen Rückständen der Menge nach auf wenigstens 5687400 long tons berechnet, bei einem mittleren Zinkgehalt von 18,6 %. Ein Jahrfünft später, Mitte 1908 wurden die Haldenbestände von Seiten verschiedener Fachleute auf rund 7 Millionen t geschätzt, deren Gehalt an Zink sich auf 1,2 Millionen long tons, an Blei auf 350000 t und an Silber auf rund 40 Millionen Unzen stellte. Ein noch späterer Fachbericht im Australian Mining Standard vom 6. April 1910 bezifferte die Haldenbestände an zinkhaltigen Tailings auf rund 6 Millionen tons und die derzeitige Leistungsfähigkeit sämtlicher Flotationsanlagen in Neusüdwales auf ungefähr 31000 tons wöchentlich; schließlich noch das laufende Ergebnis an frisch anfallenden Tailings auf den Erzgruben zu 24000 tons pro Woche. Auf Grund dieser Berechnungen im Standard wurde festgestellt, daß die damals vorhandenen Flotationsanlagen rund 16 Jahre brauchen würden, um die alten Bestände nebst den täglichen Neumengen aufzuarbeiten. Bei dieser Schätzung wurde angenommen, daß die Leistungsfähigkeit der Aufbereitungswerke und ferner die Förderung der Erzgruben auf lange hinaus nicht mehr sich steigerten. Diese beiden Faktoren haben sich inzwischen nun allerdings doch stark verschoben, immerhin muß man unumwunden feststellen, daß die Entwicklung der modernen Schwimmaufbereitungsverfahren besonders für die Erzgruben in Neusüdwales von größtem Segen war. Neusüdwales exportierte seit 1904 bis 1911 die folgenden Mengen an aufbereiteten Zinkkonzentraten, die wohl durchweg auf Grund irgend eines Flotationsprozesses zu einem absatz- und verkaufsfähigen Produkt aufbereitet waren. Die Statistik wurde vom Bergbaudepartement von Neusüdwales aufgestellt.

Ausfuhr von Zinkerzkonzentrat aus Neusüdwales, 1904–1911 in short tons (zu 907 kg).


Jahr
Konzentrate
t
Zinkgehalt
t

Jahr
Konzentrate
t
Zinkgehalt
t
1904 64514 24996 1908 309044 127515
1905 115956 34313 1909 418775 161300
1906 114984 37438 1910 524862 207085
1907 264601 85842 1911 578343 213321

In den Vereinigten Staaten von Amerika stand um 1910 der McQuisten-Prozeß immer noch im Vordergrund des technischen Interesses. So wurde in jenem Jahre auf der Morning-Hütte der Federal Mining and Smelting Co zu Mullan im Staate Idaho eine neue große Aufbereitungsanlage nach dem System MacQuisten erbaut, um die dortigen Zink-Baryt-Siderit-Middlings zu behandeln, welche von den Rostherden und Setzmaschinen kamen. Bei den überaus günstigen Erfolgen, welche diese Anlage zu Mullan erbrachte, wurde ihre Leistungsfähigkeit im Jahre 1911 schon gleich auf das Doppelte erhöht. Ursprünglich besaß Mullan eine Anlage mit 120 McQuisten-Rohren, hierzu erbaute man gegen Jahresende noch eine zweite Abteilung mit 128 McQuisten-Rohren. Dadurch erreichte man im Jahre 1911, daß die Leistungsfähigkeit des ganzen Betriebes auf 200 tons täglich gesetzt war.

Im gleichen Jahre 1911 wurde bei Park City in Utah eine Aufbereitungsanlage errichtet von täglich 140 tons Leistungsfähigkeit. Dieses Werk ist bestimmt zur Weiterverarbeitung der im dortigen Bezirke anfallenden Tailings, um deren Blei- und Zinkgehalte zu gewinnen und so die umliegenden Erzgruben von ihren Altbeständen zu befreien. Auch diese Neuanlage bei Park City arbeitet nach dem McQuisten-Verfahren in Verbindung mit den bekannten Wilfleyherden.

Die zusammengesetzte Natur der Zinkerze des Butte-Distriktes gestaltete deren Aufbereitung immer sehr schwierig. Darum entschied sich im Jahre 1911, nach zahlreichen Versuchen, die Butte and Superior Comp. in ihrer neuen Aufbereitungsanstalt, die damals, 1911 bis 1912, auf der Grube gebaut wurde, das Hyde-Flotationsverfahren zur Anwendung zu bringen. Dieses Hyde-Verfahren war in Amerika unter U. S. Patent Nr. 922085 geschützt, es arbeitet mit Säure. Der Erzbrei wird mit Säure innig verrührt, bevor er in einem Tank zum Absetzen gebracht wird. Es hat sich nämlich erwiesen, daß die vorherige Zugabe von Säure den Verbrauch daran herabdrückt und das Absetzen der kolloidalen Bestandteile des Erzbreis beschleunigt wird. Nötigenfalls wird diese Koagulierung noch beschleunigt durch Zusatz von Kupfersalzen oder Tonerde oder anderen Mitteln. Aus dem Absetzkasten wird dann der Erzschlamm nach dem ersten Arbeitstank gepumpt, woselbst Oel zugesetzt und die ganze Trübe dann kräftig umgerührt wird. Das aufsteigende Erzgut wird mit dem Flotationsschaum abgezogen, die zurückbleibenden Gangarten werden in einem zweiten Arbeitstank übergeleitet und das Verfahren nochmals wiederholt, schließlich nochmal in einem dritten Arbeitstank. Dann wird das Gangartenmaterial endgültig ausgeschieden. Die Erze des Butte-Bezirks enthalten beträchtliche Mengen Kieselsäure, welche mit dem ersten Konzentrat noch gemischt bleibt. Daher ist die mehrfache Aufbereitung schon deshalb notwendig; hat man die Konzentrate genügend aufbereitet, so schickt man stets die Tailings nochmal durch das ganze System von Bottichen und Wannen. Den ersten Bericht über diesen im Butte-Bezirk eingeführten Hyde-Flotationsprozeß brachte das Engineering and Mining Journal am 1. Juni 1912. Die Aufbereitungsanstalt der Butte and Superior Co. besteht danach aus zwei Einheiten von je 500 tons Leistungsvermögen; beide sind ausgestattet mit den nötigen Erzbrechern, Setzmaschinen, hydraulischen Klassierern, einer Schliechanlage für Oelflotation und Wilfleytischen, welche jedoch nur dazu dienen, um das Blei vom Zink zu trennen. Das Erz wird zunächst auf Erzbrechern zerkleinert bis auf Maschengröße 6, d.h. also, es geht dann durch ein Sieb mit 6 Maschen auf 1 engl. Zoll = 25 mm. Nachdem erfolgt Aufbereitung in Setzmaschinen; die Tailings durchlaufen ein 40-Maschen-Sieb, die schließlich von den Feinsetzmaschinen abgehenden Tailings durchlaufen ein 100-Maschen-Sieb. Dieses Erdprodukt gelangt dann zur Aufbereitung nach dem Oelschwimmverfahren. Die feine Erzmasse wird mit drei Teilen Wasser auf 1 Teil Erz angerührt, dann mit einer geringen Menge Oel und Schwefelsäure gemischt und kräftig durchgerührt. Schon im Jahre 1911 sollen alle im ganzen Erzbezirk von Butte vorhandenen zinkhaltigen Erzhalden und ebenso die Tailings-Vorräte gepachtet worden sein zwecks Aufbereitung derselben nach dem Hyde-Flotationsverfahren.

|16|

Im Jahre 1912 erschien in London die erste zusammenfassende Darstellung der Erzaufbereitung in Australien mittels des Flotationsverfahrens. Dies Buch ist betitelt: „Concentrating ores by flotation“ und hat T. F. Hoover zum Verfasser. Auf Seite 161 und 162 berichtet hier Hoover, daß die im Jahre 1904 vorgenommenen Schätzungen der Tailingsvorräte auf den australischen Halden entschieden zu niedrig ausgefallen sind und daß die bereits im Lande bestehenden Aufbereitungsanstalten sicherlich bis zum Jahre 1919 zu tun haben würden, um die Haldenvorräte zu erschöpfen. Die Rekordleistung wurde offenbar schon im Jahre 1910 erreicht. Immerhin aber besitzen die Zinc Corporation, die Amalgamated Zinc und die Broken Hill Proprietary Co noch ganz ansehnliche Reserven an Tailings. Mit dem Jahre 1913 wurde eine sehr große Aufbereitungsanstalt im Broken-Hill-Bezirk still gelegt und an deren Stelle, als technisch ganz wesentlich vorteilhafter, zwei kleinere Werke errichtet. Die Erzeugungsmöglichkeit des Broken-Hill-Bezirkes an Zink in den Jahren 1913 und 1914 wird von Hoover auf etwa 20 % der gesamten Weltproduktion geschätzt, während kaum wenige Jahre vorher die Bedeutung dieses Gebietes als Zinkproduzent noch recht gering war. Das Rohmaterial, welches an Tailings im Broken-Hill-Bezirke aufbereitet wurde, erwies sich als wesentlich höhergrädig, wie man dies früher ermittelt hatte. Für das Jahr 1913 stellte sich z.B. der mittlere Metallgehalt der Tailings auf 18 % Zink, 6 % Blei und 7,5 Unzen Silber auf die lg t (zu 1016 kg). Trotz dieses günstigen Metallgehaltes waren dennoch die finanziellen Ergebnisse der australischen Aufbereitungswerke keineswegs erfreuliche, denn die hohen Löhne, Steuern, Pachten, Schmelzkosten, Betriebsleitungskosten, Frachten etc. ließen höchstens 12 Shilling pro t als durchschnittlichen Gewinn. Selbst dieser für australische Verhältnisse bescheidene Gewinn wurde in vielen Fällen noch herabgedrückt durch die hohen Preise, welche die Bergwerke für ihre Tailings oft genug erhielten. Schon 1913 war man auf Grund der meisten Erzlieferungskontrakte überzeugt, daß die australischen Flotationsanstalten schließen müßten, wenn der Zinkpreis auf unter £ 20. – pro t fiele. Im großen Durchschnitt zahlten damals die Flotationswerke an die Gruben in Australien 6 sh für die Tonne Tailings, und es bliebe ihnen, wenn das Rohzink 5 Cts. pro Pfund notierte (= £ 23. – pro t in London), im Mittel höchstens 6 sh pro t Reingewinn. Manche der australischen Aufbereitungsgesellschaften suchten diesen schmalen Gewinn dadurch etwas zu heben, daß sie mittels nochmaliger Flotation ein gutes Bleikonzentrat erzeugtem Dieses Bleikonzentrat enthielt dann im Mittel etwa 50 % des Bleigehaltes, welchen die Flotationskonzentrate durchschnittlich führten. Auf diese Weise erhöhte sich den betreffenden Gesellschaften der Reingewinn um 4 Shilling – also auf 10 sh pro t.

Im übrigen brachte das Jahr 1913 der australischen Schwimmaufbereitung fortschreitend Verbesserungen sowohl in Bau und Anlage der Werke, als auch in sorgfältigerer Ausarbeitung der Verfahren selbst. Besonders lernte man es, die Sulfide nacheinander zu flottieren und so zur Trennung zu bringen. Dadurch wurde die sonst später noch notwendige letzte Aufbereitung auf Stoß- oder Schüttelherden vereinfacht oder gar überflüssig. Die Zinc Corporation zu Broken Hill errichtete im Jahre 1913 eine große Aufbereitungsanstalt nach dem Horwood-Verfahren von 500 tons Leistung zur Konzentration von blei-zinkhaltigen Schliechen. Dieses Material ist nämlich zu feinkörnig, um auf hydraulischem Wege aufbereitet zu werden, und besaß daher bislang weder für die Zinkhütten, noch auch für die Bleihütten besonderen Wert. Nach dem Horwood-Verfahren jedoch werden diese Erzschlieche getrocknet und bei geringer Temperatur einer Röstung unterworfen, die oberflächlich die Gehalte an Blei-, Kupfer- und Eisensulfiden zu Sulfaten und Oxyden umformt, während dabei das Zinksulfid praktisch unverändert bleibt. Diese neue große Aufbereitungsanlage stand schon während des zweiten Halbjahres 1913 erfolgreich in Betrieb und erbrachte 4400 lg tons Zinkkonzentrat mit durchschnittlich 46,61 % Zink und ferner 2162 lg tons Bleikonzentrat mit rund 32,47 % Blei und 38,6 Unzen Silber pro lg ton. Dieser Prozeß der selektiven Flotation, wie ihn Horwood treffend bezeichnet hat, fand auch erfolgreiche Anwendung bei der Aufbereitung Tasmanischer Erze; er verspricht überall dort gute Ergebnisse, wo es sich um die Aufbereitung zusammengesezter Sulfiderze handelt, die Zinkgehalt aufweisen.

Ferner errichtete 1913 die Zinc Corporation zu Broken Hill auch noch eine weitere Aufbereitungsanstalt von 100 tons Tagesleistung auf der Südblockgrube (South Blocks Mine), woselbst der Lyster-Prozeß in Anwendung stand, um kalkhaltige Schlieche mittels selektiver Flotation aufzubereiten. Hier wird zunächst der Bleiglanz durch Behandlung mit etwas Eukalyptusöl in einer Lösung von Eisen- und Calciumsulfaten zum Schwimmen gebracht. Darauf gewinnt man dann die Zinkblende mittels einer Oelflotation. Ursprünglich um 1913 wurde dieser Lyster-Prozeß nur für Bleischlieche angewandt, die man trüher als unverwertbar bei Seite schaffte. Man erzielte jedoch mittels des Lyster-Verfahrens ein mittleres Ausbringen von etwa 90 % Blei aus dem so behandelten Erz, während man früher, vor Einschaltung dieses Hilfsverfahrens, aus dem Roherz nur 83 % Blei gewinnen konnte.

Auf der Broken-Hill-Südgrube gelangte im Jahre 1913 eine andere Methode selektiver Flotation zur Einführung, die als Owen-Prozeß heute bekannt. Man richtete nach diesem Verfahren auf jener Erzgrube zunächst eine Owen-Anlage von 500 tons wöchentlicher Leistungsfähigkeit ein. Im Wege dieses Flotationsprozesses wird zuerst der Bleiglanz unter Anwendung von Luftbläschen (by aëration) bei hoher Temperatur, jedoch ohne irgendwelche Säure, zum Auftrieb gebracht. Dann erfolgt die Gewinnung der Zinkblende nach einer anderen Methode, die der Minerals Seperation Co. eigen ist. Dies doppelte Verfahren hatte sich auf der Broken-Hill-Südgrube gleich so vorteilhaft eingeführt, daß man noch im Jahre 1913 beschloß, drei weitere Einheiten von je 500 tons Wochenleistung zu errichten.

Die Proprietary Co hatte um dieselbe Zeit eine Versuchsanlage zur selektiven Aufbereitung mittels Flotation für ihre Schlieche errichtet, wobei der Bradford-Prozeß Anwendung fand. Man behandelt hierbei die Schlieche in einer Lösung von gewöhnlichem Salz und etwas Schwefelsäure, wobei sich der Erfolg einstellt, daß zuerst die Zinkblende abgeschieden wird, während der Bleiglanz dann am Boden der Absatzbottiche als Rückstand gewonnen wird. Der Bradford-Prozeß erwies sich dabei als ein Aufbereitungsverfahren mit hohem Wirkungsgrad, denn man erzielte ein sehr metallreiches Konzentrat.

Ebenfalls noch im Jahre 1913 baute die Sulphide Corporation ihre alte Anlage auf der Central grübe um. Hier wurden Schlieche verarbeitet, wofür man jetzt ebenfalls selektive, also trennende, Flotation in Anwendung brachte, um sowohl Frischgut als auch alte Haldenbestände aufarbeiten zu können. Weitere Flotationsanlagen in Australien bauten um 1913 noch die British Zinc Company und die Amalgamated Zinc Comp.

(Schluß folgt.)

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