Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Fortsetzung des Berichtes Bd. 294 S. 129.) Mit Abbildungen. Neuerungen im Metallhüttenwesen. Die Entschwefelung von Zinkerzen wird nach P. Hart in folgender Weise ausgeführt: Die gepulverten Erze werden mit Schwefelsäure übergossen und auf 170 bis 220° erhitzt. Die entweichenden schwefligsauren Gase leitet man in Schwefelsäurekammern. Der Rückstand wird sodann bis zur beginnenden Rothglut erhitzt, wobei eine Zersetzung des gebildeten Zinksulfates eintritt. Die frei werdenden schwefligsauren Gase werden gleichfalls verwerthet, während das resultirende Zinkoxyd in geeigneter Weise weiter verarbeitet wird. (Englisches Patent Nr. 14264, 1892.) Parker Cogswell Choate in New York behandelt gemischte Zinkerze, welche Blei enthalten, zur Gewinnung von metallischem Zink in einem Ofen unter Luftzutritt mit reducirenden Stoffen. Hierbei wird ein Zink-Bleirauch erhalten, während die schwerer flüchtigen Bestandtheile des Erzes zurückbleiben. Der Rauch wird nochmals vorsichtig erhitzt, um sämmtliche Bestandtheile, die flüchtiger als das Zink sind, abzutreiben. Es folgt sodann eine Erhitzung des mit Kohlen gemischten Residuums in geschlossenen Retorten, wobei geschmolzenes Blei und Zinkdämpfe erhalten werden. Letztere werden in Gegenwart des Bleies condensirt. Die geschmolzene Zink-Bleilegirung wird abgelassen, wobei eine Trennung der Metalle durch ihre verschiedene Dichte erreicht wird. (Amerikanisches Patent Nr. 489460.) Nach einem von Gouyard angegebenen Verfahren können Erze, welche ausser Zink Blei, Eisen und Schwefel enthalten, dadurch concentrirt werden, dass man dieselben nach fast beendetem Rösten, d.h. nach fast vollständiger Schwefelaustreibung, in einer reducirenden Atmosphäre oder mit reducirenden Substanzen gemischt auf eine niedrigere Temperatur erhitzt. Hierdurch wird das Eisenoxyd (Fe2O3) zu magnetischem Eisenoxyduloxyd (Fe3O4) reducirt. Auf diesem setzt sich das Blei ab und kann in Folge dessen durch magnetische Aufbereitung zugleich mit dem Eisen entfernt werden, wodurch Zink allein im Erze zurückbleibt und jetzt nach bekannten Methoden daraus gewonnen werden kann. (Amerikanisches Patent Nr. 495550.) Dr. W. Stahl macht in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1894 Nr. 1, eingehende Mittheilungen über die Verarbeitung zinkhaltiger Kiesabbrände durch chlorirende Röstung, auf welche wir hierdurch hinweisen. Um Zinksulfid aus silberhaltigem Bleiglanz, welch letzterer hierdurch schwer schmelzbar wird und deshalb nach dem üblichen Schmelzverfahren nicht verhüttet werden kann, auszuscheiden, verfährt die Emmens Zinc Company in New York wie folgt: Das Erz wird bis zu einem gewissen Grad, der insbesondere von der Natur und Menge der begleitenden Gangart abhängt, zerkleinert. In den meisten Fällen ist ein Korn entsprechend einer Netzgrösse von acht Maschen auf 1 cm ausreichend. Das zerkleinerte Erz wird in der oxydirenden Atmosphäre eines Röstofens bis auf Dunkelrothglut erhitzt und dadurch der grösste Theil des vorhandenen Schwefels oxydirt. Dann wird das zum grösseren Theile aus Sulfaten und Oxyden bestehende Röstgut auf Pulverform zerkleinert und durch Wasser ausgelaugt, dem etwa 1 Proc. Ferrosulfat beigemengt worden ist. Durch diese Auslaugung wird der grösste Theil des im Erze vorhandenen Zinkes abgeführt. Der Zusatz von Ferrosulfat hat hierbei den Zweck, aus dem in die Lösung übergegangenen Silbersulfat das Silber wieder auszufällen, welcher Vorgang durch die Formel: Ag2SO4 + 2FeSO4 = Fe2(SO4)3 + 2 Ag ausgedrückt wird. Nun folgt eine zweite Auslaugung mittels einer wässerigen Lösung von Ferrisulfat, dem etwas Ferrosulfat beigemengt war. Die Stärke dieser Lösung richtet sich nach dem Gehalte des Röstgutes an noch ungelöstem Zink, und zwar verlangt jede Gewichtseinheit Zink etwa zwei Gewichtseinheiten Ferrisulfat. Diese Auslaugung hat den Zweck, das in Form von Oxyd oder Sulfid im Röstgut zurückgebliebene Zink in lösliches Zinksulfat umzuwandeln. Auf die zweite Auslaugung folgt noch eine dritte mittels Wasser, in welchem etwa 1 Proc. Ferrosulfat aufgelöst ist; sie geschieht zu dem Zwecke, sämmtliche Flüssigkeit, welche von der zweiten Auslaugung zurückgeblieben ist, auszuwaschen. Als Endproduct erhält man einen Concentrationsstein, der den ursprünglichen Gehalt des Erzes an Blei enthält und in welchen auch das durch die vorstehende Behandlung noch nicht abgeschiedene Silber, sowie auch das den Bleierzen etwa beigemengte Gold übergegangen ist. Derselbe kann nach bekannten Methoden auf die in ihm enthaltenen Metalle verarbeitet werden. Wird continuirlich in der vorbeschriebenen Weise ausgelaugt, so können die erforderlichen Laugen folgendermaassen beschafft werden: 1) Die von der dritten Auslaugung herrührende Lösung wird für die erste Auslaugung des nächst zu behandelnden Röstgutes benutzt. 2) Die von der ersten und zweiten Auslaugung herrührenden Flüssigkeiten werden in sehr dünner Schicht bei freiem Luftzutritt erhitzt, wodurch das Ferrosulfat zu Ferrisalz oxydirt wird, worauf nach Filtriren, Concentriren und Abkühlen dieser Lösungen ein grosser Theil des in ihnen enthaltenen Zinksulfates durch Auskrystallisiren ganz oder doch fast ganz von Eisen frei gewonnen wird. 3) Mutterlauge und Niederschlag, wie unter 2) erhalten, werden mit schwefliger Säure behandelt, die beim Rösten gewonnen wird. Man erhält hierdurch eine Lösung von Ferrosulfat und Zinksulfat, die in geeigneter Weise bei der Herstellung der vorerwähnten Laugen benutzt werden kann. Ist der Zinkgehalt des Erzes sehr gross, so ist ein zweimaliges Rösten, sowie eine Vermehrung der Auslaugungen von Vortheil. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 78159 vom 30. Januar 1894.) Parker Cogswell Choate in New York sucht bei seinem Verfahren der Zinkgewinnung aus gemischten Zinkerzen, die neben Zink viele andere Metalle, wie Gold, Silber, Kupfer, Eisen, Blei, Antimon, Arsen, Wismuth, Cadmium u.s.w., enthalten, diese letzteren, bevor das Zink in Lösung geht, auszuscheiden oder aber in eine Form überzuführen, in welcher sie in dem angewendeten Lösungsmittel unlöslich sind. Bisher laugte man derartige Erze unmittelbar nach dem Rösten aus, wobei es natürlich unvermeidlich war, dass neben dem Zink auch andere Metalle, wie Eisen, Mangan, Magnesium, Aluminium, Cadmium u.s.w., mit in Lösung gingen. Um diese letzteren zu beseitigen, musste man dann wieder zu Ausfällmitteln oder sonstigen meist recht umständlichen und mangelhaften Methoden greifen. Choate stellt zunächst auch eine unreine Sulfatlösung von den gerösteten Erzen her, worauf durch Verdunsten die verschiedenen darin enthaltenen Salze gewonnen werden. Letztere werden sodann erhitzt, um diejenigen metallischen Bestandtheile, welche flüchtiger oder aber, wie z.B. Eisensulfat, leichter zersetzbar sind als das Zink, abzutreiben und zu verflüchtigen, oder aber in Oxyde oder eine andere unlösliche Form überzuführen, so dass nur das Zink als wasserfreies Sulfat übrig bleibt. Dieses wird schliesslich mit Wasser ausgelaugt und frei von sonstigen Metallsalzen in sehr reinem Zustande gewonnen. Die Erhitzung bezieh. theilweise Zersetzung der unreinen Sulfatlösung geschieht am besten in einem Muffelofen in oxydirender Atmosphäre, zweckmässig unter beständigem Umrühren. Die Erhitzung der Sulfate darf nicht zu sehr gesteigert werden, da sonst auch das Zinksulfat zersetzt wird. Choate gibt 500° C. als ausreichend an. Nach dieser zweiten Röstung wird der ganze Muffelinhalt in grossen Behältern mit Wasser behandelt; wobei das allein unzersetzt gebliebene Zinksulfat gelöst wird, während die unlöslichen Verbindungen der anderen Metalle, vornehmlich Eisen, Nickel, Kupfer, deren Sulfate bei erheblich niedriger Temperatur dissociiren wie Zinksulfat, unbeeinflusst bleiben und sich im Behälter absetzen. Es bleibt dann eine klare Lösung zurück, welche nur Zinksulfat enthält und sofort zum weiteren Gebrauch fertig ist, sei es, dass sie auf Zinkoxyd, krystallisirtes Zinksulfat oder aber auf elektrolytischem Wege auf Zink verarbeitet werden soll. Der in den Behältern verbleibende Bodensatz kann später behufs Gewinnung der darin enthaltenen Metalle nach irgend einem Verfahren verarbeitet werden. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 77567 vom 9. Januar 1894.) Zinn, Wismuth, Arsen, Antimon. Zinnschlacken werden nach W. Muir in zerkleinertem Zustande mit Eisen-, Calcium- oder Magnesiumchlorid gemischt und in einer Retorte oder einem anderen geeigneten Ofen erhitzt, wobei sich Zinn, Wolfram, Arsen und Antimon in Form von Chloriden verflüchtigen und in Vorlagen verdichtet werden. Die gemischten Chloride des Zinns, Wolframs u.s.w. behandelt man dann mit angesäuertem Wasser und trennt sie nach bekannten Methoden von einander. Dieselben können auch durch fractionirte Destillation direct getrennt von einander gewonnen werden. (Englisches Patent Nr. 1907, 1892.) Um Zinn von Weissblechabfällen wiederzugewinnen, taucht Thomas Twyman die Abfälle in eine concentrirte Lösung von Calciumchlorid oder einem anderen schmelzbaren Chlorid und erhitzt dieselben sodann an der Luft, um das Zinn in Zinnoxyd überzuführen. Hierauf werden die erhitzten Abfälle in Wasser getaucht, wobei sich durch mechanische Erschütterung die Zinnoxydschicht ablöst und gleichzeitig das benutzte Chlorid sich auflöst, sowie etwas Eisen in Form einer Sauerstoffverbindung abfällt. Durch Zusatz von Salzsäure wird das Eisen gelöst, während das Zinnoxyd unverändert zurückbleibt und als Metall durch Schmelzen mit Kohle gewonnen werden kann. (Englisches Patent Nr. 3844, 1892.) Nach dem Verfahren von William Lorenzo Brockway in New York soll von Weissblechabfällen nicht nur das Zinn wiedergewonnen, sondern auch das Eisen derselben in eine marktfähige Waare umgewandelt werden. Die zu entzinnenden Gefässe o. dgl. werden in eine verschliessbare Heizkammer gebracht und letztere sodann auf Kirschrothglut erwärmt. Das Zinn schmilzt ungefähr bei 450° C, löst sich aber erst bei etwa 1000° C. leicht und vollständig von dem Eisen ab. Einem Verflüchtigen von Zinn, sowie einer Oxydation des Eisens wird durch den Abschluss der Heizkammer gegen die atmosphärische Luft vorgebeugt. Das Zinn löst sich ziemlich vollkommen von den Abfällen ab, sammelt sich auf dem Boden der Heizkammer an und kann in beliebiger Weise aufgefangen werden. Auch das Eisen kann, da es durch den Entzinnungsprocess wenig oder gar nicht oxydirt wird, in beliebiger Weise weiter verwendet werden. So können z.B. kleinere Büchsen, Dosen, Knöpfe, Beschläge o. dgl. daraus gestanzt werden. Ausserdem aber lassen sich die Abfälle zu dünnen Folien, welche als Ferrotypplatten benutzt werden, auswalzen. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 66350 vom 13. Mai 1891.) Dr. G. Vortmann in Wien und Dr. Alfons Spitzer in Budapest gewinnen das Zinn von Weissblechabfällen, aus dem bei der Darstellung der aromatischen Amidokörper als Abfallproduct erhaltenen Schwefelzinn, sowie aus Zinnerzen dadurch, dass sie das Zinn in lösliches sulfozinnsaures Natrium überführen und nach Zusatz von Ammoniak und Ammoniumsulfat der Elektrolyse unterwerfen, wobei an der Kathode vollkommen reines Zinn gewonnen wird. Sollen Weissblechabfälle verarbeitet werden, so werden dieselben mit einem aus 1 Th. Schwefel und 2 Th. Soda bestehenden, die Hälfte ihres Gewichtes ausmachenden Gemenge bei Luftabschluss erhitzt. Beim nunmehr folgenden Ausziehen der Schmelze mit Wasser erhält man eine Lösung von sulfozinnsaurem Natrium, während Eisen und Schwefeleisen ungelöst zurückbleiben. Statt die Abfälle mit Schwefel und Soda zu erhitzen, können dieselben auch direct mit einer Lösung von Schwefelnatrium gekocht werden, wobei gleichfalls nur das Zinn gelöst wird. Ist das bei der Darstellung der aromatischen Amidoverbindungen als Abfallproduct resultirende Schwefelzinn das Ausgangsproduct, so wird dasselbe längere Zeit hindurch unter Luftabschluss in einer wässerigen Lösung von Natriumpolysulfuret gekocht, wobei gleichfalls sulfozinnsaures Natrium sich bildet. Zu verarbeitende Zinnerze werden in fein gepulvertem Zustande mit ihrem zwei- bis dreifachen Gewicht eines Gemenges von 1 Th. Schwefel und 2 Th. Soda bei Luftabschluss zusammengeschmolzen und dann wie bereits beschrieben mit Wasser ausgelaugt. In gleicher Weise kann auch aus allen anderen Zinn enthaltenden Materialien das Zinn ausgezogen werden. Es resultirt stets eine Lösung von Natriumsulfostannat, welche nach Zusatz von Ammoniak und von Ammoniumsulfat sofort der Elektrolyse unterworfen werden kann, wobei zweckmässig als Anoden Bleiplatten, als Kathoden verzinnte Kupferplatten benutzt werden. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 73826 vom 14. September 1893.) Thomas Guy Hunter in Philadelphia, Pennsylvanien, bedient sich bei der Wiedergewinnung des Zinnes von Weissblechabfällen folgenden Verfahrens und Apparates: Die Weissblechabfälle werden in den in den Behälter F (Fig. 1) an Ketten eingehängten Rost oder Korb G eingebracht und sodann mit einer Kupfervitriollösung behandelt, wobei zur Beschleunigung der Reaction durch die Schlange s der Behälterinhalt erwärmt wird. Es erfolgt nun ein Austausch der Metalle; Kupfer schlägt sich nieder und Zinn geht als Zinnsulfat in Lösung. In dieser Weise wird alles Zinn gelöst und eine entsprechende Menge Kupfer dafür niedergeschlagen, welches sich auf dem Behälterboden ansammelt. Das gelöste Zinn wird seinerseits wieder durch das nach Auflösung desselben zum Vorschein kommende Eisen der Weissbleche, welches zu dem Säureradical eine grössere Affinität besitzt, metallisch ausgefällt, indem gleichzeitig Eisenvitriol gebildet wird. Textabbildung Bd. 296, S. 45 Fig. 1.Hunter's Wiedergewinnung des Zinnes von Weissblech. Sobald diese Fällung beendet ist, öffnet man den Hahn f und lässt die ausgefällten Metalle (Kupfer und Eisen), sowie die Eisenvitriollösung durch das Rohr M in den Waschbehälter K ab. Hier setzen sich die Metallniederschläge auf dem Boden ab und können durch Oeffnen der Spunde lvon der darüber stehenden Lösung befreit und mit Wasser gereinigt werden. Man schmilzt sie hierauf zu einer Legirung zusammen oder trennt sie nach bekannten Methoden von einander. Ebenso kann das gebildete Eisenvitriol für sich gewonnen und auch die entzinnten Eisenblechabfälle zur Darstellung von Eisen wieder verwendet werden. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 78344 vom 3. Januar 1894.) Textabbildung Bd. 296, S. 46 Fig. 2.Weissblechentzinnungsverfahren von Duke und Redman. Nach dem Weissblechentzinnungsverfahren von John Frederick Duke und Frederick Redman in London werden die Weissblechabfälle, sowie ausser Gebrauch gesetzte verzinnte Gefässe u.s.w. in geeigneten Behältern mit geschmolzenem Blei zusammengebracht, wobei die Temperatur wenig über den Schmelzpunkt des Bleies gehalten wird. Hierbei legirt sich das Zinn in Folge seiner grösseren Affinität mit dem Blei, und man erhält durch wiederholte Behandlung des Bleies mit frischen Weissblechabfällen allmählich ein stark zinnhaltiges Blei, welches zum Löthen oder für andere Zwecke verwendet werden kann. Das in den Behältern zurückbleibende Eisen wird einem starken Druck ausgesetzt, um etwa noch an demselben haftende Legirung zu entfernen, und dann in einen zweiten Ofen eingebracht, in dem Schweisshitze herrscht. Sobald es hier auf Schweisshitze gebracht worden ist, wird es unter einem Dampfhammer zu Stäben oder Blöcken ausgehämmert. Zur Ausführung des Verfahrens bedienen sich die Erfinder des nebenstehenden Apparates. a (Fig. 2) ist die Erhitzungskammer, welcher aus einer Feuerung durch Kanäle b heisse Luft zugeführt wird, um dieselbe bis über den Schmelzpunkt des Bleies zu erhitzen. c ist die an dem einen Ende gelegene Zuführungsthür, d die am anderen Ende gelegene Abführungsthür. ee ist ein Schienengeleise für die mit Blei und Weissblechabfällen beschickten transportablen Behälter f. Zwischen den Schienen befindet sich eine Sammelrinne g. Die gefüllten Behälter werden durch die Thür c in die Kammer geschoben und in Unterbrechungen nach dem anderen Kammerende vorgerückt, wobei immer ein frisch beschickter Behälter in die Kammer eintritt, wenn bei d ein mit geschmolzener Zinn-Bleilegirung angefüllter Wagen austritt. Jeder Kasten verbleibt etwa 30 Minuten in der Kammer. Dann wird der am Boden des Behälters befindliche Schieber h geöffnet und die Legirung in die Rinne g ablaufen gelassen. Nach einer abgeänderten Arbeitsweise werden die Weissblechabfälle in demselben Gefäss mehrere Mal hinter einander mit geschmolzenem Blei zusammengebracht, wobei dieselbe Bleimasse nach und nach mehrere mit Weissblechabfällen gefüllte Behälter passirt und so allmählich einen bedeutenden Gehalt an Zinn aufzuweisen hat. Diese abgeänderte Arbeitsweise kann in der aus Fig. 3 ersichtlichen Vorrichtung zur Ausführung gelangen. Hier ist a die Erhitzungskammer, die durch den Brenner b auf der erforderlichen Temperatur erhalten wird. In der Kammer sind je zwei auf einer Welle sitzende Kettenräder k und l angeordnet, über welche zwei endlose Kettend gelegt sind. Die untere Welle wird während des Betriebes durch ein Vorgelege in Drehung versetzt. Die Ketten ii sind mit nach innen vorstehenden Zapfen besetzt, auf welche die mit Schlitzen versehenen Augen qq der Kästen r aufgesetzt werden. Die mit Weissblechen und geschmolzenem Blei angefüllten Behälter r werden durch die Thür c auf die Plattform d zwischen die beiden endlosen Ketten ii geschoben; bei der periodisch erfolgenden Bewegung derselben wird der zwischengeschobene Behälter von den vorstehenden Zapfen der Ketten ergriffen und hochgehoben. Diese Weiterdrehung der Ketten um den Betrag je eines Behälters erfolgt alle 10 Minuten, wobei dann jedesmal bei d ein frisch gefüllter Kasten in den Turnus gegeben wird, während man gleichzeitig bei f einen nunmehr nur noch entzinnte Eisenabfälle enthaltenden Behälter aus der Heizkammer herausholt, nachdem vorher sein flüssiger Inhalt durch Oeffnen des Schiebers v in den Behälter t abgelassen worden ist. Textabbildung Bd. 296, S. 46 Fig. 3.Weissblechentzinnungsverfahren von Duke und Redman. Von der Plattform d bis zum Behälter 5 lässt man jeden Behälter unberührt, so dass während dieser Zeit das flüssige Blei genügend lange auf das Zinn der Abfälle einwirken kann. Sobald aber ein frischer Behälter bei 5 anlangt, wird der Inhalt desselben, soweit er flüssig ist, in den darunter befindlichen vorher entleerten Behälter abgelassen. Durch diese Einrichtung erreicht man eine sehr vollständige Wiedergewinnung des Zinnes; denn die Weissbleche werden nach einander mit fünf verschiedenen Mengen Blei, entsprechend den fünf über einander angeordneten Behältern 5, 6, 7, 8, 9 und 10, behandelt, wodurch gleichzeitig erreicht wird, dass das aus dem untersten Behälter 10 durch den Schieber v in den Sammelbehälter t abgelassene Blei an Zinn sehr angereichert ist. (D. R. P. Kl. 40 Nr. 72749 vom 2. Juni 1893.) Joseph Baxeres Abzugaray in London behandelt antimonhaltige Erze und Verbindungen in Retorten oder anderen Gefässen, die auf 600 bis 800° C. erhitzt werden, mit Kohlenwasserstoffen oder anderen reducirenden Gasen. Das reducirte Antimon wird in eisernen Formen gesammelt und sodann durch Elektrolyse gereinigt, wobei das unreine Metall als Anode verwandt wird. Der Elektrolyt besteht aus einer Lösung von Antimonchlorid und Kochsalz oder einem anderen Chlorid. Als Kathode benutzt Abzugaray Bleiplatten. Das auf diesen sich niederschlagende reine Antimon wird gesammelt, geschmolzen und in geeignete Formen gegossen. Bei diesem Verfahren werden die in den Erzen enthaltenen Edelmetalle als Anodenschlamm gewonnen und nach bekannten Methoden weiter verarbeitet. (Englisches Patent Nr. 15713, 1892.), Ueber die Arsengewinnung in England berichtet Glückauf, 1893 Nr. 104. Arsenkies mit 23 bis 30 Proc. Eisen und 12,5 bis 14 Proc. Arsen wird mit Hand sortirt, gemahlen und mit geringwerthiger Kohle gemischt im Flammofen geröstet, der mit Condensationsräumen verbunden ist. Die hier sich absetzende, mit Russ gemengte arsenige Säure wird gesammelt und durch Sublimation in erhitzten, rotirenden eisernen Trommeln gereinigt. Drei Mann stellen im Monat durchschnittlich 100 t arseniger Säure her. Matthey berichtet in den Chemical News-, 1893 S. 63, über die Metallurgie des Wismuths Folgendes: Die Abscheidung des Arsens aus dem Wismuth erfolgt sehr leicht durch Erhitzen des letzteren über seinen Schmelzpunkt bei Luftzutritt und kräftigem Umrühren. Das Arsen verflüchtigt sich als arsenige Säure schon bei 395°. Um Antimon von Wismuth zu trennen, bringt man dasselbe zum Schmelzen und rührt von Zeit zu Zeit mit einem trockenen Stück Holz. Hierbei bildet sich auf der Oberfläche eine eigenthümliche ölige Haut, welche entfernt wird; dieselbe ist sehr antimonreich. Diese Abscheidung erfolgt bei 350°. 350 k Wismuth, welches 96,20 Proc. Wismuth, 0,8 Proc. Antimon, 0,4 Proc. Eisen, 2,1 Proc. Blei, 0,5 Proc. Kupfer und Spuren von Arsen enthielt, wurden in dieser Weise 5 Stunden lang behandelt. Da sich trotzdem noch etwas Antimon zeigte, wurde nochmals 4 Stunden hindurch auf 458° erhitzt. Hiernach war das Wismuth sehr rein. Das Antimon scheidet sich als ein durchsichtiges, aus Antimonoxyd bestehendes Glas, welches etwa 10 Proc. Wismuth enthält, ab. (Fortsetzung folgt.)