Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Schluſs des Berichtes S. 391 d. Bd.) Mit Abbildungen auf Tafel 20. Neuerungen im Metallhüttenwesen. Kupfer und Zink. Nach Industries, Bd. 5 S. 103, hat de Escozura in Madrid sich ein Verfahren patentiren lassen, welches gestatten soll, auf elektrolytischem Wege 78 Proc. des Kupfers aus der schwefelsauren Extractionslauge der Erze zu gewinnen, während* der Rest auf andere Weise erhalten werden kann. Das Verfahren, welches nicht genauer beschrieben ist, soll auf spanischen Werken (Riotinto) eingeführt werden. Walther Feld und Dr. Georg v. Krone in Charlottenburg haben für ein Verfahren zur Darstellung von Siliciumkupfer das D. R. P. Nr. 47201 vom 21. April 1888 erworben. Es wird ein Gemenge von 30 Th. entwässertem Kupferchlorid, 8 Th. Kieselerde und 3 Th. Kohle mit einem Gemenge von 150 Th. Kupfer, 25 Th. Kieselerde und 20 Th. Kohle überschüttet. Die ganze Beschickung wird so lange auf Rothglut erhitzt, als in den entweichenden Grasen noch Chlor bemerkbar ist. Dann steigert man die Temperatur auf Weiſsglut, um das gebildete Siliciumkupfer zusammenzuschmelzen. Auf diese Weise soll eine spröde, 8 Proc. Silicium enthaltende Legirung gewonnen werden. Die Eigenschaft des Kochsalzes, beim Erhitzen mit Kieselerde Chlor abzugeben und bei der Gegenwart von Kupfer dasselbe zu chloriren, gestattet, das Kupferchlorid durch Kochsalz zu ersetzen. Zur Gewinnung einer 8 Proc. Si enthaltenden Legirung sollen sich folgende Verhältnisse als zweckmäſsig erwiesen haben: Ein Gemenge von 30 Th. Kochsalz, 25 Th. Kieselerde und 6 Th. Kohle wird mit einem Gemenge von 150 Th. Kupfer, 25 Th. Kieselerde und 15 Th. Kohle überschichtet. Die ganze Beschickung wird darauf so hoch erhitzt, daſs Chlor zu entweichen beginnt. Darauf steigert man, wie vorhin angegeben, die Temperatur auf Weiſsglut, um das Siliciumkupfer anzusammeln. Selbstverständlich können die Verhältnisse so getroffen werden, daſs man ein an Silicium reicheres oder ärmeres Kupfer erhält. Es ist bekannt, daſs ein Gehalt an Silicium die Härte, Festigkeit, Widerstandsfähigkeit und Guſsfähigkeit des Kupfers und seiner Legirungen erhöht. In Folge dessen ist das Siliciumkupfer sehr geeignet zur Herstellung von Legirungen, welche die angegebenen Eigenschaften besitzen sollen. Die Siliciumkupferlegirungen dürften auch ein ausgezeichnetes Material zur Anfertigung von Glocken, Kunstgegenständen, Maschinentheilen, Bronzegeschützen, Drahtseilen, Patronenhülsen und ähnlichen Erzeugnissen bilden, welche in ihrer Anwendung einer in jeder Beziehung groſsen Widerstandsfähigkeit bedürfen. Die Eigenschaft des Siliciums, dem schmelzenden Kupfer die letzten Reste von Sauerstoff zu entziehen, macht das Siliciumkupfer auch geeignet, als Zusatz beim Läutern des. Kupfers zu dienen. Wegen des Heusler'schen Verfahrens zur Darstellung von Siliciumkupfer und dessen Verwendung siehe D. p. J., 1886 261 478. Das Extractionsverfahren für Kupferkiese mittels Eisennitrats (vgl. D. p. J., 1889 271 214) ist nach der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1889 S. 47, durch eine Reihe systematisch angestellter Versuche weiter geprüft und entwickelt, sowie auf Zinkblende haltige Erze übertragen worden. Schwefelkupfer und Schwefelzink werden leichter sulfatisirt als Schwefeleisen, was dem Verfahren zu besonderem Vortheile gereicht. Man mischt das bis auf 1 oder 2mm Korngröſse zerkleinerte Erz (Riotinto-Kiese u.s.w.) mit der erforderlichen Menge von Eisennitrat aufs innigste, bringt das Gemenge in einen entsprechend construirten Ofen und erhitzt bis auf etwa 40 bis 60° C, wobei die erste kräftigere Reaction vor sich geht, indem etwa die Hälfte der Salpetersäure sich abspaltet und unter Bildung niederer Oxydationsstufen den Sauerstoff an das Schwefelkupfer abgibt. Bei Steigerung der Temperatur auf etwa 130 bis 180° findet die vollständige Spaltung des salpetersauren Eisensalzes statt und es hinterbleibt Eisenoxyd. Die entwickelten salpetrigen Dämpfe werden um so vollständiger reducirt und ausgenutzt, je länger sie mit oxydirbaren Schwefelmetallen in Berührung bleiben, weshalb eine entsprechend höhere Schichtung des Materiales zweckentsprechend ist. Da nun das Stickoxydgas bei Gegenwart von atmosphärischer Luft sich wieder leicht zu N2O3 und NO2 oxydirt und unter Zuführung von Sauerstoff sich weiter in Salpetersäure umsetzen, so ist damit der Weg der Regenerirung der Salpetersäure angedeutet. Während des Sulfatisirungsprozesses leitet man daher einen Luftstrom durch den geschlossenen, nur mit einem Abzugskanale versehenen Erhitzungsapparat und führt die salpetrigen Dämpfe nach geeigneten Absorptionsthürmen, woselbst sich die Bildung der Salpetersäure vollzieht. Der Verlust an Salpetersäure soll hierbei nur 4 bis 5 Proc. betragen. Nach dem Verschwinden der braunrothen Dämpfe in etwa 2 bis 4 Stunden ist der Sulfatisirungsprozeſs vollendet und kann nur das gebildete Kupfersulfat mit Wasser ausgelaugt werden, ohne den Rückstand weiter zu verwerthen, oder aber man röstet durch bloſse Steigerung der Temperatur in dem entsprechend eingerichteten Sulfatisirungsofen den rückständigen Schwefel der Pyrite vollständig ab und schlieſst eine Schwefelsäuregewinnung an. Das sulfatisirte Material ist durch die reichliche Gasentwickelung im Sulfatisirungsprozesse äuſserst porös und aufgelockert und der nachfolgenden Röstung so aufs Beste vorgearbeitet, wodurch dieselbe schnell und vollständig von statten geht. Das Röstgut wird mit Wasser ausgelaugt und das Kupfer der erfolgenden Kupfervitriollauge mit Eisen als Cementkupfer gefällt. Die resultirende Eisenvitriollauge wird mit einer concentrirten Lösung von salpetersaurem Kalke (durch Einwirkung der regenerirten Salpetersäure auf kohlensauren Kalk erhalten oder in Salpeterplantagen billigst erzeugt) versetzt, wobei sich schwefelsaurer Kalk (in Form von sogen. Annaline für Papierfabrikanten von groſsem Handelswerthe) ausscheidet und eine Lösung von salpetersaurem Eisenoxydul sich bildet. Letztere wird in Vorlagen durch die salpetrigen Dämpfe des Sulfatisirungsprozesses weiter zu salpetersaurem Eisenoxyd oxydirt und abgedampft. Der zu dem beschriebenen Sulfatisirungsprozesse erforderliche Ofen müſste demnach zwei, je nach Belieben abstellbare Abzugskanäle besitzen, einmal für die salpetrigen Dämpfe und dann für die schwefligsauren Gase. Auf diese Weise ist in einem Apparate und in einer Operation Sulfatisirung und Röstung vollzogen und damit eine gesonderte chlorirende Röstung u.s.w. mit den erforderlichen Arbeitskräften und Brennstoffverbrauch. In entsprechender Weise läſst sich das beschriebene Verfahren auch direkt für blendehaltige Pyrite und sonstige blendige Erze mit gleichem Erfolge verwerthen und dürfte ein willkommenes Mittel bieten, um die sonst so schwierig zu verarbeitenden blendigen Kiese und deren Abbrände in einfachster Art zu sulfatisiren und den Zinkgehalt zu extrahiren. Die zinkischen Abbrände, welche neben Schwefelzink und Zinksulfat auch gewisse Mengen von Zinkoxyd enthalten, müssen zur vollständigen Extraction ihres Zinkgehaltes etwas verschieden behandelt werden. Zunächst werden die gepulverten Abbrände ihrem Schwefelzinkgehalte entsprechend mit der erforderlichen Menge salpetersauren Eisenoxydes gemengt und wie oben dem Sulfatisirungsprozesse unterworfen. Der Rückstand wird alsdann mit warmem Wasser ausgelaugt, wobei nur das gebildete Zinksulfat in Lösung geht, während das vorhandene Zinkoxyd mit schwefelsäurehaltigem Wasser in einer Nachlauge ausgezogen wird. Ein anderer vorzuschlagender Weg zur Extraction des Zinkoxydgehaltes ist der, daſs man den ersten Laugrückstand mit der regenerirten Salpetersäure einige Zeit stark erwärmt, wobei neben dem im Sulfatisirungsprozesse gebildeten Eisenoxyde auch das vorhandene Zinkoxyd als salpetersaures Salz sich löst. Das Gemisch beider Salze wird von neuem als Sulfatisirungsmaterial benutzt und der nach dem Auslaugen mit Wasser erhaltene Rückstand wieder mit der regenerirten Salpetersäure behandelt, und so fort, bis eine genügende Anreicherung an salpetersaurem Zinkoxyde stattgefunden hat, um das Eisenoxyd durch geschlämmtes Zinkoxyd auszufällen. Aus dieser salpetersauren Zinklösung erhält man wieder direkt Salpetersäure, entweder durch Zusatz von Schwefelsäure und Abdestilliren oder aber durch Abdampfen und Erhitzen des Salzes bis zur Zersetzung, wobei Zinkoxyd hinterbleibt und salpetrige Dämpfe entweichen, welche in Wasser geleitet und unter Salpetersäurebildung absorbirt werden. Die Sulfatisirungsverfahren für Einfachschwefelkupfer (CuS) und Halbschwefelkupfer (C2S) lassen sich ohne Berücksichtigung des Krystallwassers durch folgende Gleichungen ausdrücken: I. Fe2(NO3)6 + CuS = 2CuSO4 + FeO3 + 6NO + O. II. 2Cu2S + Fe2(NO3)6 + O = 2CuSO4 + 2CuO + 6NO + F2O3. Aus Gleichung II ist ersichtlich, daſs neben dem Kupfersulfat auch ein Gehalt an Kupferoxyd entsteht, welcher sich aber theils in der nachfolgenden Röstoperation, theils durch weitere und stärkere Erhitzung bis zur Zersetzung des Eisensulfates sulfatisiren läſst (Flechner's Verfahren). Nachstehend sind einige Versuchsresultate angegeben: I. Kupferkiese. 1) Riotinto-Kies (3,55 Proc. Cu) mit 30 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Die Wasser lauge enthielt: Cu   3,47 Proc. Fe   3,62 „ SO3 13,71 „ 2) Probe Nr. 1 mit 17 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Schwefelsäurehaltige Nachlauge: Cu       2,3 Proc. Cu 1,21 Proc. Fe 0,4    „ in Summa Cu 3,51 Proc. Vergleicht man diese beiden Analysenresultate, so ergibt sich, daſs eine geringere Menge Eisennitrat, als theoretisch erforderlich, keine vollständige Sulfatisirung erreichen läſst, dagegen eine beinahe eisenfreie Lauge resultirt und daſs sich der Rest des Kupfergehaltes durch eine nachfolgende Laugung mit schwefelsäurehaltigem Wasser ausziehen läſst. 3) Pommeron-Kies (0,36 Proc. Cu) mit 10 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Cu 0,30 Proc. Fe 2,43 „ 4) Schwedischer Kies (4,78 Proc. Cu) mit 17 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Schwefelsäurehaltige Nachlauge: Cu 2,31 Proc. Cu 2,20 Proc. Fe Spuren. in Summa Cu 4,51 Proc. 5) Schwedischer Kies (8,24 Proc. Cu) mit 50 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Schwefelsäurehaltige Lauge: Cu 7,71 Proc. Fe 4,63 „ 6) Probe Nr. 5 mit 35 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Schwefelsäurehaltige Nachlauge: Cu 4,5 Proc. Cu 3,41 Proc. Fe Spuren. in Summa Cu 7,91 Proc. 7) Westfälischer Kies (11,16 Proc. Cu) mit 60 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Schwefelsäurehaltige Nachlauge: Cu 7,63 Proc. Cu 2,62 Proc. Fe 3,41 Proc. in Summa Cu 10,25 Proc. Fassen wir die Ergebnisse vorstehender Analysen zusammen, so stellen sich uns für die Kupferkiese zwei Fälle dar. Entweder benutzt man zur Sulfatisirung die theoretisch erforderliche Menge Eisennitrat und laugt bloſs mit Wasser aus, oder aber man beschränkt den Eisennitratzusatz aufs Nothwendigste und laugt mit schwefelsäurehaltigem Wasser nach. II. Zinkabbrand. 1) Schlesische Erze (9,98 Proc. Zn) mit 50 Proc. Eisennitrat sulfatisirt und geröstet: Wasserlauge: Salpetersäureauszug des Rückstandes: Zn 5,98 Proc. Zn 3,42 Proc. in Summa 9,40 Proc. Zn. 2) Probe Nr. 1 mit 80 Proc. Eisennitrat in Lösung erhitzt und zur Trockne gebracht: Wasserlauge: Zn 7,68 Proc. Für die Extraction des Zinkes ist dem Erfinder des Verfahrens, Josef Perino, ebenso wie bereits früher für die Behandlung der Kupfererze, ein D. R. P. unter Nr. 46748, gültig vom 31. Mai 1888, mit folgendem Patentansprüche verliehen worden: „Extraction des Zinkes aus blendehaltigen Schwefelkiesen, deren Abbränden und allen schwefelzinkhaltigen Erzen durch einen Sulfatisirungsprozeſs mittels salpetersaurer Eisensalze bei niedrigen Temperaturen derart, daſs das Schwefelzink direkt in leichtlösliches Zinksulfat verwandelt wird.“ Nach dem Vorgange von Eichhorn und Liebig sind zahlreiche Ofenconstructionen bekannt geworden, welche das Todtrösten der Zinkblende in Muffelöfen bezwecken. Während man früher glaubte, daſs zur Entfernung der letzten 8 bis 10 Proc. Schwefel ganz besonders hohe Temperaturen erforderlich seien, hat sich jetzt gezeigt, daſs zu diesem Zwecke die Temperatur der Muffelöfen hoch genug ist. Man muſs nur genügend lange Zeit auf den Röstprozeſs verwenden. Eichhorn veröffentlicht in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1889 S. 113 und 114 die Betriebsresultate solcher Röstöfen, welche er selbst 18 mal in Deutschland und Belgien zur Ausführung gebracht hat. Der Ofen ist ein Doppelofen mit langgestreckten Muffeln, äuſserer Beheizung und vier Sohlen. Um die vorhandenen Fundamente von allen Freiberger oder Hasenclever-Oefen benutzen zu können, wird den Herden nur eine Breite von 1m,40 gegeben. Ein solcher Ofen liefert in 24 Stunden 4200 bis 4500k Röstgut, bei einem Verbrauche von vier Schichten für die gesammte Ofenbedienung und 800k westfälischer Steinkohlen. Das Röstgut enthält nur 0,1 Proc. Schwefel, bei kalkiger Gangart und der daraus folgenden Gypsbildung etwa 2½ Proc. Schwefel. Der geringe Kohlenverbrauch gegenüber den alten Freiberger Oefen erklärt sich daraus, daſs letztere wegen der kurzen Röstzeit mit unnöthig hohen Temperaturen arbeiten müssen und daſs der Arbeitsprozeſs es bedingt, vor der Feuerbrücke durch die offenen Ofenthüren einen enormen Luftüberschuſs einströmen zu lassen, der, um die Temperatur im Ofen zu erhalten, miterhitzt werden muſs. Die Gase von den Freiberger Oefen enthalten meist nur 2 Vol.-Proc. SO2 und weniger. Die Gase der Muffelöfen haben, je nach dem Schwefelgehalte der Erze, 6 bis 8 Vol.-Proc. SO2. Sie sind also geeignet zur Darstellung von Schwefelsäure und zur Erzeugung wasserfreier flüssiger schwefliger Säure, welch letztere in der Papierfabrikation, bei der Eisbereitung u.s.w. bereits Anwendung findet. Eichhorn theilt mit, daſs von jenen 18 angelegten Oefen 12 Oefen die Gase zur Schwefelfabrikation und 6 Oefen zur Herstellung flüssiger SO2 hergeben. Die Betriebskosten sollen sich noch dadurch vermindern lassen, daſs die Herdbreite von 1m,40 auf 1m,80 erhöht wird, wodurch die Leistung auf 5200 bis 5400k gesteigert werden kann. Julius Miche und Robert Schumann in Dombrowa bei Beuthen in Oberschlesien benutzen das nachfolgend beschriebene Verfahren, um die in zinkischen Dalomiten und Waschabgängen u.s.w. enthaltenen 3 bis 5 Proc. Zink auf einen höheren Procentsatz anzureichern (D. R. P. Nr. 46282 vom 20. April 1888). In einer Muffel oder Retorte wird das obengenannte Rohproduct, welches aus kohlensaurem Kalke und Magnesia hauptsächlich, zum geringeren Theile aber aus Zink und Eisen besteht, geröstet, wodurch fast sämmtliche Kohlensäure ausgetrieben wird, so daſs nur die Oxyde vorstehender Metalle zurückbleiben. Schon durch diesen Röstprozeſs nimmt der Zinkgehalt erheblich zu, während das verarbeitete Rohproduct erheblich an Gewicht verliert. Nun wird diese geröstete Masse erkalten gelassen, in einen Behälter gebracht und mit Wasser befeuchtet, später aber mehr Wasser hinzugefügt, so daſs das Product abgelöscht wird. Hierauf läſst man die hierdurch gebildete Kalkmilch ablaufen und spült je nach Bedarf den Rückstand, welcher jetzt aus Zinkoxyd, Eisenoxyd und etwas Magnesia besteht, zwei- bis dreimal nach. Durch dieses Verfahren wird eine Anreicherung des Rückstandes erzielt, welche vier- bis fünffach so hoch an Zink ist als das ursprüngliche Rohproduct; wenn also das Rohproduct 4 Proc. Zink enthielt, so wies der Rückstand bei Versuchen 17,5 Proc. Zink auf. Durch Versuche wurde folgendes festgestellt: 5000k Rohproduct verloren durch den Röstprozeſs 2000k und durch die Ablöschung durch Wasser 1500k, so daſs von 100 Centnern Rohproduct nur 30 Centner angereichertes, für die Hütte aber zu verwerthendes Gut von 18 Proc. Zink übrig blieben, wodurch die Zweckmäſsigkeit des Verfahrens bewiesen wird. Die Kupferproduction der Erde betrug im J. 1888 nach Merton 261852 engl. Tonnen, gegenüber 151963t im J. 1879. An dieser Production betheiligen sich vorzugsweise (vgl. Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1889 S. 131) 1888 1879 Australien mit     7450t   9500t Oesterreich „     1010t     245t Bolivien „     1450t   2000t Canada „     2250t       50t Chile „   31240t 49315t Cap der guten Hoffnung „     5800t   4328t England „     1500t   3462t Deutschland „   15230t   9000t Italien „     2500t   1140t Mexico „     2050t     400t Ruſsland „     4700t   3300t Schweden „       900t     800t Spanien und Portugal „   63800t 33361t Vereinigte Staaten „ 103128t 23350t Die Zinkproduction der Welt erreichte in den letzten Jahren folgende Ziffern (vgl. Oesterreichische Zeitung für Berg- und Hüttenwesen, 1889 S. 169): 1888 1887 1886 Rheinland und Belgien 133245t 130995t 129020t Schlesien   83375t   81375t   81630t Groſsbritannien   26633t   19339t   20730t Frankreich und Spanien   16140t   16028t   15305t Polen     3785t     3580t     4145t Oesterreich     3827t     3566t     3760t Vereinigte Staaten   50000t   45530t   38072t ––––––––––––––––––––––– 317005t 300413t 292662t Edelmetalle. Zum continuirlichen Abscheiden von Gold und anderen Edelmetallen aus ihren Erzen benutzt Atkins (vgl. D. R. P. Nr. 45774 vom 27. November 1887) einen Apparat, welcher aus einer senkrechten, durch eine Filtrationsvorrichtung E (Fig. 16) in zwei Abtheilungen A und B getrennten Kammer besteht, wobei die die Anode bildende Abtheilung A mit einer aus leitendem, elektrolytisch unlöslichem Materiale hergestellten Vorrichtung versehen ist. Eine solche Vorrichtung kann z.B. aus einer Schraube D oder schräg gestellten über einander liegenden Sieben bestehen, wodurch der Durchtritt des Erzes verzögert werden soll. Die diese Hemmungsvorrichtung enthaltende Kammer A ist mit einem Auslasse M versehen, durch welchen die Gangmasse continuirlich entfernt werden kann, während die Kathodenabtheilung eine rotirende, cylindrische Kathode H, biegsame Abstreicher J und unten einen Auslaſs K enthält, hierdurch soll der von der Kathode abgestrichene Niederschlag continuirlich entfernt werden. Statt der beiden Kammern A und B kann auch nur eine Abtheilung vorhanden sein, deren Wand dann aus leitendem Materiale bestehen muſs, um entweder den positiven oder negativen Pol bilden zu können, während die ebenfalls aus leitendem Materiale hergestellte Hemmungsvorrichtung von einem als Filter dienenden porösen Cylinder eingeschlossen wird. Der genannte Auslaſs M steht mit dem Einlaſsrohre M1 eines Amalgamirungsapparates in Verbindung. Letzterer besteht aus einem wagerechten Cylinder N, welcher eine rotirende Trommel O enthält. Quer über dem Umfange dieser Trommel sind Rinnen oder Kanäle S hergestellt, und die so gebildeten Räume sowohl wie der Spielraum zwischen der Trommel und dem Cylinder werden mit Quecksilber gefüllt. Zur Aufnahme von überschüssigem Quecksilber ist unten im Cylinder N eine Vertiefung T vorgesehen. Die Abtheilungen A und B werden mit einer der bekannten elektrolytischen Lösungen je nach der Natur des zu behandelnden pulverisirten Erzes gefüllt. Das Erz fällt auf die Schraube D und gelangt in Folge seiner Schwere auf der geneigten Fläche der Schraube nach unten. Da letztere aber zweckmäſsig in der Richtung gedreht wird, welche das Erz nach dem oberen Theile der Anodenabtheilung zu heben bestrebt ist, so wird die Bewegung des Erzes von oben nach unten durch die elektrolytische Lösung verzögert und das ganze Erz eine erhebliche Zeitlang mit dem Anodenpole in Verbindung gelassen. Auf diese Weise soll ein Theil der unedleren Metalle sich lösen und auf der Kathode niedergeschlagen werden, während Gold und Silber vorwiegend nach dem Amalgamirungsapparate gelangen. Dort tritt es in die Rinnen an dem Umfange der Trommel O ein, wird bei Drehung dieser Trommel in Richtung des Pfeiles nach dem unteren Theile des Cylinders N durch das darin befindliche Quecksilber geführt und steigt an der anderen Seite hoch, sobald die Trommel sich zu drehen fortfährt. Endlich tritt es aus den Rinnen oder Kanälen der Trommel aus, indem es in Folge der geringeren Dichtigkeit durch das Quecksilber an einem Auslaſskanale U auf der entgegengesetzten Seite des Cylinders N hochsteigt und durch den Abzug V weitergeführt wird. Es ist ersichtlich, daſs beim Durchtreten durch den Amalgamirungsapparat die Erzpartikelchen in stetiger Bewegung sind und in innige oder reibende Berührung mit dem Quecksilber gebracht werden. Um den Quecksilberstand in dem Amalgamirungsapparate und dadurch die Menge Erz reguliren zu können, welche durch den Apparat in einer gegebenen Zeit geht, wird ein Quecksilberregulator angewendet, welcher aus einem Behälter X besteht, mit dessen Boden ein Rohr X1 verbunden ist, welches in eine Kammer X2 mündet, die durch ein Rohr X3 mit dem Quecksilber in dem Cylinder N in Verbindung steht. Das untere Ende des Rohres X1 geht durch eine Stopfbüchse oben an der Kammer X2, so daſs das Rohr X1 mit dem Reservoir X innerhalb gewisser Grenzen mittels des durch eine Kurbel zu bewegenden Kegeltriebes X4 gehoben und gesenkt werden kann. Das Kegelrad X4 wird innen angeschraubt und das Rohr X1 hindurch geschraubt, so daſs, sobald die genannte Kurbel gedreht wird, das Kegelrad ähnlich in seinem Lager gedreht wird und als Mutter auf den Gewindetheil des Rohres X1 wirkt und dieses zusammen mit dem Reservoir X hebt oder senkt. Soll die Menge von Quecksilber in dem Amalgamirungsapparate vermehrt werden, um den Zutritt von Erz aus dem elektrolytischen Apparate zu verzögern, so werden das Reservoir X und Rohr X1 gehoben, und mehr oder weniger Quecksilber gelangt aus dem Reservoir X nach dem Cylinder N. Will man dagegen die Menge Quecksilber in dem Amalgamirungsapparate vermindern, um den Zutritt von Erz aus dem elektrolytischen Apparate zu vermehren, so werden das Reservoir X und das Rohr X1 gesenkt, und mehr oder weniger Quecksilber gelangt aus dem Cylinder N in den Behälter X. Einrichtungen an Muffel- und Cupolöfen, Flugstaubverdichtung. Bei den Muffelöfen gewöhnlicher Construction befinden sich über der Sohle eines Ofens zwei Gewölbe, zwischen welchen die Flamme hindurchschlägt. Seitens der Direktion des Salzbergwerkes Neu-Staſsfurt in Löderburg bei Staſsfurt wird nun vorgeschlagen, die Decke des Ofens aus aufgehängten röhrenförmigen Steinen herzustellen, durch welche die glühenden Feuergase hindurchstreichen (vgl. D. R. P. Nr. 46215 vom 8. Mai 1888). Die röhrenförmigen Steine b (Fig. 17) werden mittels eiserner Haken c an den Trägern d aufgehängt und durch derartiges Aneinanderfügen derselben, daſs die Oeffnungen auf einander passen, Feuerzüge a gebildet. Auch mittels Schrauben, welche in den Steinen befestigt sind, oder durch andere geeignete Vorrichtungen können dieselben an den Trägern aufgehängt werden. Durch Aufhängung der röhrenförmigen Steine wird der seitliche Druck eines Ofengewölbes aufgehoben und auſserdem ermöglicht, daſs sämmtliche Feuerzüge in der gleichen Höhe über der Ofensohle sich befinden, was bei einem Gewölbe unmöglich ist. Ernst Boeing in Bad Nauheim will (vgl. D. R. P. Nr. 46584 vom 18. Juli 1888) bei Schmelz- und Cupolöfen aus dem oberen Theile des Wenschachtes die Verbrennungsgase mittels Ventilators (Gebläsemaschine) absaugen, wobei die Einrichtung getroffen ist, daſs letzterer je nach Bedarf durch getheilte, mit Hähnen verschlieſsbare Rohre sowohl aus dem oberen Theile des Ofenschachtes, als auch aus der freien Luft saugen kann. Der Ventilator bläst nicht direkt in den Ofen, sondern in einen entsprechend groſsen mit Manometer und Sicherheitsventil versehenen Windkessel aus Eisenblech oder Guſseisen, der weiter noch ein Rückschlagventil und ein Absperrventil hat und dazu dient, die abgesaugten Wengase mit Luft unter entsprechend hohem Drucke zu mischen. Vom Windkessel aus führt die mit Absperrventil versehene Rohrleitung zum Windkanale am Cupolofen oder direkt zu den Düsen. Die Vortheile dieser Neuerungen, welche für Schmelzöfen aller Systeme angewendet werden können, sollen darin bestehen: 1) daſs die Ofengase als Brennstoff nutzbar gemacht werden, wobei sie gleichzeitig zum Erhitzen der Luft dienen, welche unter hohem Drucke zur Verwendung kommt; 2) daſs man den Schmelzprozeſs völlig in die Hand bekommt, indem man durch Regulirung der Ventile nach Bedarf mit Ofengasen oder Luft oder beiden gemischt unter groſsem oder geringerem Drucke blasen und mittels der Absperrvorrichtung das Gebläse plötzlich anlassen oder abstellen bezieh. verstärken oder verringern kann. Diese Einrichtung dürfte z.B. die Herstellung von weichem oder hartem Eisen in den verschiedensten Variationen ermöglichen, da auſser den richtigen Mischungsverhältnissen der Beschickung in erster Linie der richtige Ofengang bezieh. die gleichmäſsige Regulirung des Schmelzprozesses mit gröſserer oder geringerer Hitze für die Erzielung eines guten Eisens in den verschiedenen Härten maſsgebend ist. Dem Königl. Preuſsischen Berg- und Hüttenfiskus ist für einen Apparat zur Gewinnung metallhaltigen Staubes aus den Gasen von Schmelz- und anderen Oefen durch Condensation das vom 21. Februar 1888 ab gültige D. R. P. Nr. 45677 ertheilt worden. Bei dieser Einrichtung erfolgt die Kühlung durch Wasserröhren, welche von oben in einen Thurm eingehängt sind und in denen das Kühlwasser ab und auf steigend circulirt. In den Fig. 18 und 19 bedeuten die Buchstaben a das Zuleitungsrohr des Kühlwassers, b ein Stück des Deckels des Kühlthurmes, c das Centralrohr, dd die dasselbe umgebenden Röhren, e eine eiserne, in eine entsprechende Oeffnung des Thurmdeckels passende, wasserdicht schlieſsende Scheibe, in welcher die oberen Enden des Kühlröhrenbündels befestigt sind. Die Kühlröhren sind etwa so lang zu nehmen wie die Höhe des Thurmes, und die einzelnen Bündel derselben sind in der Thurmsection annähernd gleichmäſsig zu vertheilen. Der Thurm A steht auf Säulen über einer etwas weiteren Staubsammelkammer B, welche zwischen den Säulen mit Blechscheidewänden versehen ist, um die Gase in der Kammer vor dem Austritte in den Abzugskanal C noch circuliren zu lassen. Die mit einer Klappe versehene Oeffnung D dient zum Herausholen des in der Kammer sich sammelnden metallhaltigen Staubes. Ein ringförmiger Wasserbehälter E kann auf dem Kühlthurme angebracht werden, um das Kühlwasser aufzunehmen und mittels wagerechter Röhren in die Trichter der Röhrenbündel zu vertheilen. Das Rohr h dient zur Ableitung des über dem Thurmdeckel aus den Röhrenbündeln austretenden erwärmten Kühlwassers. Durch das Rohr F münden die Ofengase in den Kühlthurm. Ein centrales drehbares Wind- oder Dampfrohr G, an welchem eine Anzahl Querstutzen angebracht ist und welches etwa so weit wie die Kühlröhren in den Thurm hinabreicht, dient dazu, von Zeit zu Zeit Wind- oder Dampfstrahlen gegen die Röhrenbündel zu leiten, um diese von Staubansätzen zu reinigen. Das Prinzip, durch Abkühlung und Flächenvergröſserung groſse Mengen von Staub niederzuschlagen, welches dem Apparate zu Grunde liegt, ist ein allgemein bekanntes, so daſs hier lediglich die constructiven Mittel, welche zur Ausführung desselben vorgeschlagen sind, in Betracht kommen. Wie verlautet, hat sich der Apparat in Friedrichshütte in Schlesien im Kleinen gut bewährt, so daſs gröſsere Ausführungen und Erweiterungen geplant werden. W. Koort.