Ueber die Fortschritte der Gold- und Silbergewinnung in den Vereinigten Staaten Nordamerikas. Egleston, ü. Gold- und Silbergewinnung in den Vereinigten Staaten. Nach den Mittheilungen von T. Egleston in der School of Mines Quaterly (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1882 S. 278) sind in den Vereinigten Staaten in den letzten 30 Jahren groſse Fortschritte in der Metallurgie gemacht worden, namentlich seit der Entdeckung des gediegenen Kupfers am Obernsee und von Gold in Californien (1841). Gold führender Sand wurde anfangs in etwa 10cm tiefen Eisenblechpfannen mit den Händen verwaschen; dann folgte als Concentrationsapparat die Wiege (cradle oder rocker), ein auf Rollhölzern zu schaukelnder Kasten, mit Sieb am oberen Ende zur Aufnahme des Sandes und Waschwassers, dessen Boden mit Querleisten versehen war. Der darin concentrirte Sand wurde dann in der Blechpfanne fertig verwaschen. Der Wiege folgte der Longtom, ein mehr oder weniger langes U-förmig gestaltetes Gefaſs mit durchlöchertem Boden aus Eisenblech. Gleichzeitig kam ein Spundfaſs mit Rührer (puddler) in Anwendung bei Vorhandensein von spärlichem Wasser. Der nächste Fortschritt war die „Sluice“, eine wenigstens 15m lange Rinne mit falschem Boden mit bis zu einer gewissen Tiefe gebohrten Löchern, in denen sich Quecksilber befand; das erfolgte Goldamalgam wurde in einem Buckskinbeutel ausgedrückt und der feste Rückstand der Destillation unterworfen. Die „Sluice“ war viele Jahre lang als die beste Vorrichtung in Anwendung und ist es auch zur Zeit noch, wenn wenig Anlagekapital zur Verfügung steht. Wo das Wasser den gröſsten Theil der Jahreszeit nur spärlich, zu gewissen Zeiten aber reichlich vorhanden ist, kam eine andere Construction der „Sluice“ (ditch oder ground sluice) in Anwendung, wobei es des Quecksilbers nicht bedurfte, sondern der Goldsand nur concentrirt und dann auf einer kurzen gewöhnlichen „Sluice“ mit Quecksilber behandelt wurde. Alle diese Gewinnungsmethoden übertrifft wesentlich der zur Zeit in Californien angewendete hydraulische Abbau, im J. 1852 auf der Yankee-Yim-Muthung in Placer County in Californien erfunden. Es betragen die Kosten der Verarbeitung von 1cbm Goldsand mit Pfanne gut 100, mit „Rocker“ 25, mit „Longtom“ 5 und mit hydraulischem Abbau 0,10 M. Mit der Abnahme der Goldalluvionen hat man sich immer mehr der Goldgewinnung aus Bergerzen, namentlich aus Goldquarz zugewendet. Die anfängliche Zerkleinerung desselben mit Hand wurde alsbald durch die Behandlung unter der Arrastra ersetzt, welche die Idee zur Pfannenamalgamation gegeben hat. Die „Arrastra“ wird noch immer mit Nutzen benutzt; sie gibt ein groſses Ausbringen, gestattet aber keine Massenproduction. Fast gleichzeitig mit der „Arrastra“ kam die chilenische Mühle in Gebrauch, von der Einrichtung einer Kollermühle mit zwei Läufern aus Eisen oder Stein. Letztere Maschine ist, ohne eine gröſsere Leistung zu geben, theurer als erstere. Gröſserer Erfolg als von beiden erfolgte mit Stampfwerken (Goldmühlen), namentlich bei rotirenden Stampfen in Verbindung mit einem Steinbrecher. Anfangs lieſs man die Pochtrübe über oder durch Quecksilber flieſsen, wodurch Quecksilberverluste entstanden, welche sich verminderten, als man den Poch trog aus amalgamirten Platten bildete und in denselben Quecksilber that (sogen. Pochwerksamalgamation). Die Trübe gelangt dann noch über amalgamirte Kupferplatten und bei Anwesenheit von Schwefel-, Antimon- oder Arsenmetallen, welche eine nur unvollkommene Ausziehung der Edelmetalle durch Quecksilber zulassen, müssen die Schlämme aufgefangen und anderweitig verarbeitet werden. Zuweilen kommen Attwod's Amalgamator und der „Eureka-Rubber“ in Anwendung. Bei der Concentration und Amalgamation der Abgänge schwimmt immer ein Theil des Goldes (float oder rusty gold) mit fort und entzieht sich der Aufnahme durch Quecksilber, wenn die Berührung zwischen beiden unterbrochen ist, z.B. durch eine Fettschicht. Die Erfahrung, daſs ein durch starke Hammerschläge ausgeplattetes Stückchen Gold von Quecksilber nur ganz langsam angegriffen wird, trägt auch zur Erklärung des Goldverlustes bei, indem unter den Pochstempeln ausgeplattetes Gold sich der Amalgamation entzieht. Die Kosten der Goldgewinnung einschlieſslich der Grubenkosten können 4 bis 40 M. für 1t betragen, je nach der Härte des Gesteines, den Transportkosten, den Arbeitslöhnen u. dgl. Früher schrieb man alle Goldverluste den im Erze vorkommenden Schwefelverbindungen zu (vgl. 1881 240 152) und unterwarf diese dann besonderen Prozessen. Nach Plattner's Chlorationsverfahren (vgl. 1882 245 839) röstete man die Erze und zog das Gold durch Chlor aus. Man glaubte einige Zeit, damit diese Frage gelöst zu haben, fand dann aber, daſs dabei gewisse fremde Beimengungen störend wirkten, als Kalk, Magnesia, Blei, Zink u.s.w., die ebenfalls von Chlor angegriffen wurden, oder durch welche der Goldrückhalt im Erze erhöht wird. Bessere Resultate verspricht die Abänderung, daſs man nascirendes Chlor unter Druck anwendet (vgl. 1882 245 339). Vorläufig ist der Plattner'sche Prozeſs noch keiner allgemeinen Anwendung fähig. Ist Silber vorhanden, so bedeckt sich das Gold mit Chlorsilber; ersteres wird vom Chlorgas weniger leicht angegriffen und Chlorsilber enthaltende Goldtheilchen gehen mit diesem verloren. Zwar kann man einen Theil der vom Chlor ebenfalls angreifbaren Gangarten durch Aufbereitung entfernen, aber nicht alle, was immer zu Verlusten führt. Findet sich ferner in der Lösung beim Rösten gebildetes schwefelsaures Eisenoxydul, so fällt dasselbe einen Theil des gelösten Goldes beim Auslaugen; gewisse organische Stoffe, z.B. im Laugewasser, veranlassen dasselbe. Beim Filtriren der Goldlösung scheidet sich dann Gold im Filter oder auf dem Boden des Gefäſses aus und geht dann verloren. Vor längerer Zeit lag es den Metallurgen im Westen fern, Gold und Silber aus den Erzen durch einen Schmelzprozeſs zu concentriren. Man trennte die Erze in Goldsande und Mühlenerze und letztere wieder in Freigolderze und „rebellische“ Erze, welche letzteren sich nur unvollkommen amalgamiren lieſsen. Solche Erze werden jetzt u.a. in Colorado verschmolzen, indem man das Gold in Blei oder Kupfer haltigen Zwischenproducten ansammelt. Zur Gewinnung von Silber behandelt man die dafür geeigneten Erze mittels Amalgamation (vgl. 1881 242 212) nach dem Patio-Prozeſs und Caco-Prozeſs; die Freiberger Fässeramalgamation steht im Westen in keiner besonderen Gunst und zieht man allgemein die Pfannenamalgamation vor, da diese in 3 bis 5 Stunden dasselbe leistet wie die Fässeramalgamation in 24 Stunden, bevor das Amalgam gewonnen ist. Die Pfannen erfordern nur Erz, Quecksilber, Chemikalien und Wasser, sind wohlfeiler herzustellen und zu bewegen und die Berührung der Materialien ist inniger. Die Amalgamation in Fässern oder Pfannen wurde anfangs nur für gutartige Erze (Freisilbererze) angewendet, welche das Silber leicht an Quecksilber abgeben, während Schwefel und andere Substanzen enthaltende Erze (rebellische Erze) einen gröſseren Verlust erleiden. Anfangs unbenutzt, wurden sie später geröstet, am besten chlorirend beim Reese-River-Prozeſs, während nach dem Washoe-Prozeſs nur die gutartigen Erze ungeröstet behandelt werden. Für ersteren Prozeſs werden die Erze am besten trocken gepocht, für letzteren naſs. Es ist eine groſse Anzahl von Röstöfen construirt, von welchen die anderen nur die Oefen von Brückner und Teates überlebt haben. Da in den Abgängen (tails) sich immer noch Silber und Quecksilber befindet, so sucht man dieselben meist noch ausgedehnteren Aufbereitungs- und Amalgamationsprozessen zu unterwerfen. Die Amalgamation ist ausgeschlossen und es kommen Schmelzprozesse in Anwendung, wenn Blei, Kupfer oder Zink in irgend beträchtlicher Menge in den Erzen vorkommen. Anfangs wurden von cornischen Schmelzern engliche Methoden eingeführt, später nur deutsche und schwedische Oefen erbaut, da die englischen Oefen eine beträchtliche Menge gutes Brennmaterial erfordern, welches sich im Westen nicht findet, sowie gröſsere Geschicklichkeit der Arbeiter. Die Schachtofen-Prozesse, ursprünglich europäischen Einrichtungen entlehnt, wurden allmählich verbessert und namentlich wurde auf die Condensation der dabei entweichenden flüchtigen Producte Rücksicht genommen. Anfangs benutzte man nur Holzkohlen, später namentlich für Kieselsäure reiche, strengflüssige Erze Kokes, welche mit 10 bis 20 Proc. Asche, aus dem Osten oder von Europa, auf einigen Werken zu 165 M. für 1l herbei geführt wurden. Es wurden dann Oefen mit Wasserformen und sonst Wasserkühlung eingeführt, meistens mit offener Brust und Vorherd, auch continuirlich gehend mit Arent's Bleibrunnen. Aus Gold, Silber und Kupfer haltigen Zwischenprodukten gewinnt man die edlen Metalle auf nassem Wege. Zur Verringerung der Verluste durch Verflüchtigung, welche in Utah auf 10 bis 15 Proc. steigen, hat man Rauchcondensationsvorrichtungen hergestellt, von denen sich die neueste in Mansfield Valley bei Pittsburg in Pensylvanien befindet, in dem zum Schornstein führenden Kanal durch Theilung in 2 senkrechte Abteilungen. In der unteren setzt sich vorwaltend der Rauch ab. Gewöhnlich verschmilzt man Gold und Silber haltige Erze in Districten, in welchen Bleierze vorkommen, auf Werkblei (base bullion) welches seltener im deutschen als im englischen Treibofen abgetrieben wird. Ersterer erfordert mehr Brennmaterial, gröſsere Geschicklichkeit und einen Markt für Glätte; letzterer erfordert weniger Erfahrung, aber reineres armes Blei, welches zu reichem concentrirt und dann abgetrieben wird. Der Pattinson'sche Krystallisationsprozeſs ist niemals ernstlich ausgeführt worden, hauptsächlich wegen der Zeit, welche die Krystallisation eines reichen Werkbleies verlangt. Zur Zeit wird der Zinkprozeſs vorwaltend angewendet und das Reichblei im englischen Treibofen abgetrieben. Dieser Prozeſs, von Karsten i. J. 1842 erfunden, wurde i. J. 1858 von Crookes in England nacherfunden, nach den Vereinigten Staaten als englischer Prozeſs gebracht und hier mehrfach verbessert. Derselbe erfordert ein reines Werkblei, welches man in Deutschland in bis 6t fassenden Flammöfen raffinirt, während die amerikanischen Oefen bis 26t aufnehmen bei einem Herd aus Guſs- oder Schmiedeisen, aus welchem das Blei mittels eines von Steitz erfundenen Hebers abgelassen wird. Das erfolgende Silber reiche Zink wird granulirt und in Retorten in Einern kleinen, von Balback construirten Kokesofen destillirt, wobei aber die Retorten sehr leiden. Durch Anwendung von Erdöl als Feuerungsmaterial milderte sich dieser Uebelstand; vollständig ist derselbe beseitigt durch Anwendung des Faber du Faur'schen Ofens (vgl. 1876 219 * 60). Das Armblei wird im Flammofen wie Werkblei raffinirt und eignet sich vorzüglich zur Bleiweiſsfabrikation. Steitz hat den eisernen Herd des Treibofens mit Wasserkühlung versehen und Eurich stellt direkt Feinsilber von 996 Feine dar auf einem Herde von Portlandcement und gieſst durch Kippen des Herdes das Silber direkt in Formen. Von nassen Silbergewinnungsmethoden sind der Augustin'sche und Ziervogel'sche Prozeſs in Anwendung, beide auch wohl in der Verbindung, daſs man die Rückstände vom Ziervogel-Prozeſs dem Augustin'schen unterwirft. Bei einer Vergleichung dieser Prozesse hinsichtlich der relativen Kosten und der Menge des ausgebrachten Silbers ergibt sich Nachstehendes: Kosten Verluste Amalgamation 2,2 2,0 Augustin-Prozeſs 1,8 2,0 Ziervogel-Prozeſs 1,0 1,0 Mehrfach wird auch der Patera'sche Prozeſs verwendet, welcher leicht auszuführen ist, gleich fertige Reagentien und die Wiedereinbringung der Abfalllaugen in den Kreislauf zuläſst; aber sowohl die Auslaugung, als auch Fällung erfordert schwierige Merkmale und solche tüchtige chemische Kenntniſs, daſs der Prozeſs nicht recht erfolgreich ist. Die nach diesen Prozessen erfolgenden Edelmetalle enthalten gewöhnlich noch fremde Metalle. Das californische Gold enthält fast 12 Proc. Silber, das australische 4 bis 6 Proc.; der Gehalt wechselt im Allgemeinen zwischen 3 und 25 Proc. Das Feinsilber enthält öfters Gold, z.B. das vom Comstock ⅓ seines Werthes. Die Goldscheidung geschieht alsdann mittels der Quart, wobei gewöhnlich auf 1 Th. Gold 3 Th. Silber vorhanden sind; in einem Falle in Californien erzeugte man eine Legirung mit 3 Th. Silber auf 2 Th. Gold. Die Scheidung geschieht entweder mit Salpetersäure und wird dann das aufgelöste Silber als Chlorsilber gefällt, mittels Schwefelsäure und Zink reducirt und geschmolzen, oder mit Schwefelsäure, wo dann das Silber aus seiner Lösung durch Kupfer oder nach Gutzkow's Verfahren durch Eisenvitriol gefällt wird (vgl. 1882 245 338). Die Salpetersäurescheidung ist meist verlassen wegen Belästigung der Umgebung durch Dämpfe. Gutzkow's Verfahren gibt bessere Resultate als die übrigen; dasselbe wurde in St. Francisco 1867 eingeführt. Bei allen Methoden der Gewinnung findet ein bedeutender Verlust an Edelmetallen statt, gröſser als man gewöhnlich annimmt. Namentlich enthalten die Abgänge noch Edelmetalle, deren Gewinnung sich noch häufiger lohnt. Beim Mühlenprozeſs kann der Verlust auf 50 bis 60 Procent des gesammten Goldgehaltes angenommen werden. Die Verluste entstehen u.a. durch zu feines Pochen, wobei die Goldtheilchen ausgeplattet werden und sich dann der Amalgamation gern entziehen. Hohlräume in dem Guſs der Stempel, Pfannen u.s.w. nehmen Amalgam auf. Ein anderer Verlust entsteht beim Reinigen der Platten, wenn man das Amalgam ganz davon nimmt, indem es eine bekannte Erfahrung ist, daſs neue Platten nicht so gut wirken, wie alte. Ein zu langsamer Wasserstrom bedeckt die Oberfläche mit einer Sandlage; ein zu starker Strom hindert das Auffangen des Goldes. Eine Haut auf dem Quecksilber wirkt der Metallaufnahme entgegen; dasselbe tritt ein, wenn die Gebirgsart seifenartig ist wie bei Magnesia und Thon haltigen Gesteinen. Fernere Verluste können entstehen bei zu kurzen Schlämm Vorrichtungen, durch Zerstäuben des Amalgams bei zu schneller Bewegung oder bei zu reichlichem Gebrauch von Chemikalien. Dampf verhindert ein Zerstäuben durch die Expansion der Kügelchen. Wird der Dampf von der Maschine aus ökonomischen Rücksichten angewendet, so kann der Verlust steigen, indem sehr kleine Theilchen vom Schmiermittel übergehen, welche das Quecksilber mit einer Haut überziehen.