Neuerungen im Hüttenwesen. (Fortsetzung des Berichtes S. 529 d. Bd.) Mit Abbildungen auf Tafel 30. Neuerungen im Hüttenwesen. Gold und Silber. Goldgewinnung auf nassem Wege. Das Plattner'sche Goldextractionsverfahren mittels Chlorgas besteht bekanntlich darin, daſs das Gold in dem Gold haltigen Materiale in lösliches Goldchlorid verwandelt und dann das Gold mittels Eisenvitriols oder Holzkohle ausgefällt wird. Sobald aber die Gold haltigen Pyrite, welche vorzugsweise dem Plattner'schen Verfahren unterworfen werden, gröſsere Mengen von Körpern enthalten, auf welche das Chlor gleichfalls einwirkt, so ist das Verfahren wegen der groſsen Mengen unnütz verbrauchten Chlores nicht mehr vortheilhaft. Damit das Gold in den Pyriten freigelegt wird, müssen dieselben geröstet werden, und zwar derartig, daſs die Schwefelmetalle in durch Chlor nur wenig angreifbare Oxyde verwandelt, dagegen die Bildung von Eisensalzen vermieden wird, weil durch diese das Gold aus dem Goldchloride ausgeschieden wird. Ueber die Zusammensetzung amerikanischer Gold haltiger Kiese, wie man sie durch Verwaschen der Amalgamationsrückstände erhält, gibt C. Schnabel (Zeitschrift des Vereines deutscher Ingenieure, 1888 S. 596) folgende Zusammenstellung: IEureka und IdahoMines, Grass Valley IIWashington MineMaripoza County IIIBlack Bear MineKlamath County Cu   0,85   0,00   0,00 Pb   0,78   1,50   0,00 Au         0,02743         0,00914       0,0137 Ag       0,0068       0,0035       0,0030 Zn   0,00   1,34   0,00 Fe 40,65 30,85 42,05 As Spur   0,00 21,25 S 32,80 31,33 25,10 Si 12,64 33,30 10,35 Al   0,10   0,00   0,85 Mg   3,50   0,00   0,00 O und Verlust   8,65   1,67   0,38 Wenn die Erze Kalk und Magnesia enthalten, so werden sie am Schlusse der Röstung mit etwas Kochsalz versetzt. Dieses entwickelt in Folge der Einwirkung von Schwefelsäure-Anhydrid oder -Hydrat, welche Verbindungen bei der Zersetzung des bei der Röstung des Pyrites gebildeten Eisensulfates entstehen, Chlor bezieh. Chlorwasserstoff. Beide Stoffe bilden mit Kalk und Magnesia Chloride, so daſs das freie Chlor, welches auf Gold einwirken soll, nicht zur Bildung fremder Chloride verwendet wird. Blei verwandelt sich bei der Röstung zunächst in Bleisulfat. Dieses wird mit dem zugesetzten Kochsalze in Glaubersalz und Bleichlorid bezieh. Bleioxychlorid verwandelt. Wenn Silber haltige Golderze einer chlorirenden Rüstung unterworfen werden, so tritt nach Egleston leicht ein sehr bedeutender Verlust durch Verflüchtigung des Goldchlorides ein, was um so eher der Fall sein soll, wenn gleichzeitig Kupferchlorid vorhanden ist. Auſserdem werden die Goldtheilchen leicht durch Chlorsilber umhüllt und daher vor der Einwirkung des Chlores geschützt. Das Plattner'sche Verfahren hat also seine Schattenseiten. De Lacy, Mears, Henderson u.a. haben das Verfahren verbessert. Mears führt die Chloration des Goldes in einem mit Bleiblech ausgefütterten umlaufenden eisernen Cylinder unter Druck aus. Das Chlor wird zu diesem Zwecke entweder in einem besonderen Gefäſse hergestellt und dann in das Extractionsgefäſs hineingepreſst, oder die Herstellung des Chlores findet in dem Chlorirungsgefäſse selbst statt. In dem letzteren Falle bringt man nach dem Vorschlage von Davis mit den Erzen Chlorkalk in den genannten Cylinder und setzt Schwefelsäure hinzu. Durch den Umlauf des Cylinders soll vorzugsweise bewirkt werden, daſs die einzelnen Erztheilchen zerrieben werden, damit die Goldtheilchen dann besser der Einwirkung des Chlores ausgesetzt sind. Nach der Auslaugung des Goldchlorides mit Wasser, bringt man die Goldlösung in Klärgefäſse oder filtrirt sie durch Sackfilter oder Holzkohle. Eine klare Goldlauge zeigte nach Deetken die nachstehende Zusammensetzung: Grains Aluminiumsulfat 6,98 Magnesiumsulfat 13255 Bleisulfat 4,16 Natriumsulfat 426,62 Goldchlorid 10,44 Eisenchlorid 0,32 Kupferchlorid 8,95 Natriumchlorid 536,00 Kieselsäure 0,24 Freies Chlor 101,02 ––––––– 1227,28 Wendet man, wie Davis vorgeschlagen hat, Holzkohle zum Filtriren an, so wird die Gold haltige Holzkohle an der Luft getrocknet und in einem Muffelofen verbrannt. Die Asche wird zur Entfernung löslicher Salze mit Salzsäure behandelt, nach der Auswaschung getrocknet und der Rückstand in einem Tiegel geschmolzen. In neuerer Zeit ist eine Modification des Plattner'schen Verfahrens von Newberry-Vautin aufgekommen, von welchem wir schon in Kürze Mittheilung gemacht haben (1888 269 368). Eine Chlorirungsanlage nach dieser Erfindung wurde in den Dimensionen eines Werkes unter Vautin's Leitung in British Wharf, Clinkstreet, Southwark, errichtet (Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888 S. 69). In diesem neuen Systeme wird das vorbereitete Erz mittels eine Trichters a (Fig. 16) in den Chlorirungsbehälter A gefüllt. Dieser besteht aus einem drehbaren Fasse aus Eisen, mit Blei und Holz gefüttert und hinreichend stark, um einen Druck von 6at,6 auszuhalten. Einer Füllung von 30 Centner werden die nöthigen Mengen Wasser, sowie Schwefelsäure und Chlorkalk zur Entwickelung von Chlorgas hinzugesetzt. Nach gasdichter Verschlieſsung mittels des Mannlochdeckels wird ein eigens construirtes Ventil durch einen Gummischlauch mit einer Druckpumpe b verbunden und Luft von hinreichendem Drucke (etwa 4at) behufs Verflüssigung des Chlores in das Chlorirgefäſs gepreſst. Das Ventil wird geschlossen, der Schlauch abgezogen und das Faſs während vier Stunden, je nach der Gröſse der Goldkörner, gedreht, um die Bildung von Goldchlorid zu bewirken. Man stellt dann das Chlorirfaſs still, läſst den Luftdruck zurückgehen, während alles Chlorgas in einem mit Kalkwasser gefüllten Fasse B absorbirt wird. Nach Entfernung des Deckels wird das Faſs A in ein darunter aufgestelltes Filter, d.h. in ein bleigefüttertes, eisernes Laugegefäſs C mit falschem Boden abgelassen, worauf die Goldlösung mittels einer Vacuumpumpe c abgesogen wird, unter Nachspülen des Erzes mit Wasser bis zur Erschöpfung des Goldgehaltes. Die Goldlösung wird dann aus dem Reservoir E über Holzkohle nach D filtrirt, wodurch das Goldchlorid in der bereits mitgetheilten Weise zersetzt wird. Unter der Voraussetzung, daſs die Ausfütterung des Chlorirungsbehälters nicht zu schnell zerstört werden wird, dürfte das Verfahren hinsichtlich der Schnelligkeit und der Zuverlässigkeit in der Ausführung die bestehenden Verfahren zurückdrängen. Das beschriebene Verfahren ist bereits auf verschiedenen Werken Australiens in Aufnahme gelangt. Engineering and Mining Journal findet nichts Originelles und Eigenthümliches an dem Verfahren, während Engineering, Bd. 44 S. 555, hervorhebt, daſs den bekannten Verfahren von de Lacy und Mears gegenüber wesentliche Unterschiede vorlägen. Eine andere Modification des Plattner'schen Verfahrens und der Davis'schen Abänderung an demselben ist von H. Munktell in Falun erfunden worden. Bei Munktell's Verfahren (Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1887 S. 533, Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1887 S. 225) wird durch die, wenn nothwendig, vorher gerösteten und von Oxydulsalzen rein gewaschenen Erze eine Flüssigkeit durchfiltrirt, welche aus einem Gemenge von schwacher Chlorkalklösung und verdünnter Salzsäure oder einer anderen Säure besteht. Das Zusammenmischen der beiden Flüssigkeiten, Chlorkalklösung einerseits und verdünnte Säure andererseits findet unmittelbar vor dem Eintritte in die Erzpost statt. Chlorkalk und Säure werden hierbei in ihrem Aequivalentverhältnisse zusammengebracht. Der Verlauf des Prozesses ist der folgende: Die zerkleinerten, geeignetenfalls vorher gerösteten Erze werden durch ein Tuch gesiebt, dessen Stärke nach der Filtrirbarkeit der zerquetschten Masse bestimmt wird. Man kann im Allgemeinen annehmen, daſs die Grenze für die Feinheit zwischen 150 und 250 Löchern für 1qcm liegt. Um etwa vorhandenes Silber und Kupfer zu gewinnen und um die Röstung zu beschleunigen oder zu vervollkommnen, sowie, um die für die Goldextraction erforderliche Salzsäure zu erhalten, setzt man je nach dem Schwefelgehalte weniger oder mehr Procente Kochsalz bei der Zerkleinerung hinzu. Ist der Gehalt an Kupfer, sowie der an Silber gering, so setzt man nur so viel Kochsalz hinzu, daſs der unbedeutende Bedarf an Salzsäure durch die Condensation der abziehenden Gase gedeckt wird. Die Masse wird sodann in Flamm- oder Muffelöfen geröstet, bis alle Schwefel-, Arsen- oder Antimonverbindungen zersetzt sind. Fig. 17 bis 19 zeigen die Ofenconstruction, welche zu Falun in Schweden angewendet wird. Die Masse wird durch eine Feuerung auf sechs unter dem Herde liegenden Rosten a erwärmt, von welchen drei von der einen, drei von der anderen Seite gefeuert werden. Das im Feuerungsraume unvollständig verbrannte Gas trifft mit Luft zusammen, welche durch den Luftkanal b am entgegengesetzten Ende der Feuerstelle eindringt, wodurch die Gase so vollständig als möglich verbrannt werden, bevor sie über die Feuerbrücken c zu beiden Seiten des Herdes e umwenden, um in der Mitte des Ofens zusammenzutreffen und durch eine Spalte d im Gewölbe zu verschwinden. Von hier aus gehen sie, entweder während der fortgesetzten Feuerung direkt in den Schornstein, oder sie werden nach Erwärmung der Beschickung mit ihrem Gehalte an Salzsäure zum Condensationsthurme f geleitet. Die geröstete Masse wird in Bottiche (Fig. 20 und 21) geschüttet, die aus haltbarem Holze gefertigt und von guter Construction sind, worin zuerst die Oxydulsalze, geeignetenfalls auch Kupfer- und Silbersalze mit warmem Wasser ausgelaugt werden, worauf das Gold mittels einer in b (Fig. 22 bis 24) befindlichen Lösung von 0,6 bis 0,7 Proc. Chlorkalk in Wasser extrahirt wird, welche Lösung in thönernen oder hölzernen Röhren d kurz vorher mit einem gleichen Volumen Salzsäure von 1,002 bis 1,003 spec. Gew. aus Gefäſs c sich vereinigt. Diese Flüssigkeit muſs nun langsam durch die Masse in a filtriren, bis eine Probe der durchgelaufenen Lösung mit einer angesäuerten Lösung von Zinnchlorür eine Reaction auf Gold nach 1 oder 2 Stunden Stehens nicht mehr zeigt. e sind Läden über den Lösegefäſsen, f ist eine Leitung zum Schornsteine, g ein durchlöcherter Losboden von Steingut, h eine Decke von 15mm Thon mit 25mm Deckbrettern. Die Goldlösung wird in hölzernen Bassins aufgesammelt und unter Dampferwärmung (etwa 60 bis 70° O.) auf eine der gewöhnlichen Weisen mit Eisenvitriol, Schwefelnatrium, schwefliger Säure u.a. gefällt. Um die vollständige Absetzung des Goldes in der Lösung zu beschleunigen, wird bei de Fällung ein wenig aufgelöster Bleizucker zugesetzt. Im Allgemeinen kann man annehmen, daſs die aus der gerösteten Masse zuerst ausgewaschene Oxydul haltige Lösung zur Fällung des Goldes ausreicht, ohne daſs man eines anderen Fällungsmittels bedarf. Bei dem Kupferwerke in Falun, wo die Methode 1885 eingeführt wurde, sind im Laufe von zwei Jahren der Abfall von etwa 29000t Kupfererz, sowie 1500t reicheres Golderz auf oben beschriebene Weise behandelt worden. Zur Beleuchtung der ökonomischen Seite des Verfahrens folgen hier Angaben über die Behandlung des Abfalles, sowie des Golderzes im J. 1886, in welchen Kosten und Ausgaben, jedoch nicht für Verwaltung und Ausbesserungen, enthalten sind. Der Abfall von 14000t Kupfererz enthielt vor der Goldextraction 28,71 Gold in der Tonne, nach der Goldextraction 0g,263 Gold für die Tonne. Die Behandlung kostete für die Tonne: Chlorkalk 3k à 13,71 Pf. 0,41 M. Schwefelsäure 3k,8 à 2,1 Pf. 0,08  „ Bleizucker und Reagentien 0,06  „ Brennmaterial zur Dampfwärmung 0,11  „ Arbeit 0,09  „ –––––– Zusammen 0,75 M. 960t Golderz enthielten vor der Goldausbeutung in der Tonne 33g,93, nach der Goldausbeutung in der Tonne 0g,39. Die Behandlung kostete für die Tonne: Chlorkalk 15k à 13,71 Pf. 2,06 M. Schwefelsäure 20k à 2,1 Pf. 0,42  „ Bleizucker und Reagentien 0,56  „ Kochsalz 80k à 2,24 Pf. 1,79  „ Steinkohle 85k à 18 M. für die Tonne 1,52  „ Holz 0cbm,67 à 2,57 M. 1,68  „ Holz zur Dampfwärmung 0,28  „ Arbeitslöhne 3,92  „ –––––– Zusammen 12,23 M. Gegenüber dem alten Plattner'schen Verfahren ergeben sich aus dem Munktell'schen Verfahren folgende Vortheile: 1) Es sind keine Chlorentwickelungapparate und zugehörige Leitungen erforderlich, und entfallen daher die mit diesen unvermeidlich verbundenen Gefahren für die Gesundheit der Arbeiter. Die schwachen Lösungen erreichen in keiner Weise den Sättigungsgrad in Betreff der Aufnahme von Chlor, und ist daher Chlorentweichung höchst unbedeutend. 2) Die Auflösung des Goldes geschieht gleichmäſsig, und kann die Extraction fortgesetzt werden, bis jede Spur von Gold ausgezogen ist, was mit gröſster Schärfe mittels Zinnchlorür geprüft werden kann. Selbstverständlich wird der jeweilige ökonomische Calcül bestimmen, bis zu welcher Grenze die Auslaugung fortzusetzen ist. 3) Es können hölzerne Bottiche oder Kasten angewendet werden, da dieselben durch die schwachen Lösungen nicht leiden, was die Anlagekosten bedeutend verringert. 4) Die in der Lösung stattfindende Bildung von Chlorcalcium zersetzt etwaiges Hornsilber, die Anwesenheit von Silber stört daher den Prozeſs in keiner Weise. 5) Es müssen Chlor bezieh. die betreffenden Reagentien nicht im Ueberschusse angewendet werden, da man den Grad der Auslaugung jeden Augenblick controliren und den Prozeſs beliebig unterbrechen kann. 6) Die hierbei anlaufenden Arbeitskosten sind bedeutend geringer, als bei irgend einer der bisherigen Goldgewinnungsmethoden. Das Munktell'sche Verfahren ist in verschiedenen Staaten, z.B. auch in Oesterreich-Ungarn patentirt, wohingegen von einem Patentschutze im Deutschen Reiche nichts verlautet. Gold- und Silberscheidung. Im Probirlaboratorium zu New York geschieht nach Egleston die Trennung des Goldes vom Silber durch Schwefelsäure. Die Legirungen, welche geschieden werden sollen, werden derartig mit Silber zusammengeschmolzen, daſs auf 1 Th. Gold 4 Th. Silber kommen. An Kupfer darf nicht mehr als 1/12 des Gewichtes der Legirung vorhanden sein. Nachdem die Legirung granulirt ist, wird sie in guſseisernen Kesseln mit der dreifachen Gewichtsmenge concentrirter Schwefelsäure von 66° B. behandelt. Die erhaltene Silbersulfatlösung wird in mit Blei ausgekleidete Bottiche übergeschöpft, während der Gold haltige Rückstand in andere Kessel gebracht und darin wiederholt mit Schwefelsäure gekocht wird. Der ausgekochte Rückstand wird dann in einem mit Blei ausgekleideten Bottiche wiederholt mit heiſsem Wasser behandelt, darauf in einer Wasserdruckpresse von dem gröſsten Theile des Wassers befreit, in einem mit Dampf geheizten Ofen getrocknet und schlieſslich in Graphittiegeln unter einer Decke von Knochenasche geschmolzen. Die bei dem Kochen der Legirung mit Schwefelsäure entweichenden Dämpfe von schwefliger Säure werden durch Wasser, welches theils in mit Koks gefüllten Bleithürmen herabrieselt, theils in Röhren als Sprühregen niederfällt, condensirt. Zuweilen wird auch die SO2 in Bleikammern in Schwefelsäure verwandelt. Die von dem Gold haltigen Rückstande getrennte Silbersulfatlösung wird auf 20° B. verdünnt und dann unter Erwärmen durch eingeleiteten Wasserdampf mit Kupfer behandelt, wodurch das Silber niedergeschlagen wird. Das Fällsilber wird auf einem Filter ausgewaschen, in einer Wasserdruckpresse zu Kuchen gepreſst, in einem kupfernen Dampftrockner getrocknet und dann in Graphittiegeln mit Salpeter, Borax und Soda unter einer Decke von Knochenasche geschmolzen. Die Mutterlauge von der Silberfällung wird auf Kupfervitriol verarbeitet. Die Gold und Silber haltigen Abfälle (Flugstaub, Kehricht, Asche) werden nach der Zerkleinerung durch einen Steinbrecher gemahlen und dann durch einen Wasserstrom in mehrere Systeme unter einander stehender Trichter geführt, in welchen sich die metallischen Theile zu Boden setzen. Der Bodensatz wird zu einem König zusammengeschmolzen und auf die beschriebene Weise geschieden. Die aus den Trichtern abflieſsende Trübe wird der Amalgamation in besonderen Pfannen unterworfen. Das Amalgam wird ausgeglüht, während die aus den Pfannen abflieſsende Trübe in Klärgefäſse geleitet wird, in welchen sich ein Metall haltiger Schlamm absetzt, der getrocknet und dann an die Krätzeschmelzer verkauft wird. In der Münze zu Philadelphia wird die Goldscheidung nach dem Verfahren von Mason ausgeführt. Es besteht in der Herstellung einer Legirung, welche in 285 G.-Th. 100 G.-Th. Gold enthält, in der Behandlung der granulirten Legirung mit Salpetersäure in Töpfen aus Steingut, welche in einem durch Dampf erwärmten Wasserbade stehen, und in dem zweimaligen Auskochen des Goldrückstandes mit Schwefelsäure. Das so geschiedene Gold hat einen Feingehalt von 0,998. Aus der erhaltenen Silbernitratlösung wird das Silber durch Kochsalz als Chlorsilber ausgefällt, aus welchem das Silber durch Zink reducirt wird. In der Münze zu San Francisco wird die Goldscheidung mit Hilfe von Schwefelsäure ausgeführt. Die Ausfällung des Silbers aus der Sulfatlösung geschieht durch Eisenvitriol. (Vgl. Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1887 Nr. 16, 17, 20, 21, 22; Zeitschrift des Vereines deutscher Ingenieure, 1888 S. 599; Engineering vom 9. und 16. Juli 1887 u.s.w.) Zum Schlusse mögen noch einige statistische Mittheilungen hier Platz finden. Die Reinproduction des siebenbürgischen Goldbezirkes betrug im J.: 1876 1276,4462k 1877 1109,5540 1878 1241,3400 1879 1013,3799 1880 1097,1979 1881 1063,8588 1882 1177,8259 1883 1043,1830 1884 1077,5339 1885 1101,2337 1886 1222,0842k (nach C. Schnabel). Ostsibirien producirte im J.: 1876 23440k Saifengold 1877 29664 „ 1878 28714 „ 1879 28337 „ 1880 29222 „ 1881 24947 „ 1882 25061 „ 1883 23882 „ 1884 24193 „ 1885 21245 „ 1886 18837 „ (nach Jos. Straka). Das ganze russische Reich producirte im J.: Saifengold Ganggold 1876 33628k – 1877 40982 – 1878 42129 – 1879 43096 – 1880 43276 – 1881 36757 327k 1882 36150 1146 1883 35725 1425 1884 35561 1491 1885 33006 1802 1886 etwa 31122 1638 Hiervon entfallen 90 Proc. auf die Ausbeute in den asiatischen Provinzen von West- und Ostsibirien (nach J. Straka). Produktion des preuſsischen Staates an Silber- und Golderzen im J.: Werth in dem betr. Jahre 1881 122000k   = 118021 M. 1882 114792   =   78771  „ 1883   95911   =   56840  „ 1884   67005   =   36711  „ 1885   58727   =   36559  „ 1886   76760   =   41561  „ (nach der Zeitschrift für Berg-, Hütten- und Salinenwesen, Bd. 34 und 35). Die Production der Vereinigten Staaten betrug im J. 1885 an Gold 30800000 Dollars und an Silber 48800000 Dollars. W. Koort.