Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. Mit Abbildungen auf Tafel 24. (Fortsetzung des Berichtes S. 218 Bd. 244.) Ueber Neuerungen im Hüttenwesen. Der Fortschauflungsofen für Bleigeschicke von M. Derer zeichnet sich dadurch aus, daſs der den Feuerraum A (Fig. 1 und 2 Taf. 24) und den 3m,5 langen, an der Feuerbrücke 2m breiten Schmelzraum C enthaltende Theil des Ofens schmäler, aber länger genommen ist als bei den bisher üblichen Fortschauflungsöfen und daſs das Gewölbe doppelt geneigt ist, um hierdurch eine bessere Ausnutzung der Wärme zu erzielen. Der Raum gegen die Fuchsbrücke B zu ist etwas verjüngt, um die erzeugte Wärme zusammenzuhalten und den Schmelzraum in allen seinen Theilen gleichmäſsig zu erhitzen. Der 0m,6 breite und 2m lange Feuerrost ist mit Ober- und Unterwind versehen. Die heiſsen Gase gelangen aus dem Schmelzraume C in den 17m langen und 3m breiten Röstraum E. Da aber diese Gase nur noch wenig freien Sauerstoff enthalten, welcher zur oxydirenden Röstung nicht genügen würde, so wird durch das Gewölbe gleichmäſsig vertheilt atmosphärische Luft mittels eines Gebläses zugeführt, welche in Kanälen der Feuer- und Fuchsbrücke B und D vorgewärmt ist. Das Gasgemisch entweicht schlieſslich durch den Fachskanal F zum Schornstein. (Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen, 1881 S. 670.) Vorrichtung zur Flugstaubablagerung der Gesellschaft des Emser Blei- und Silberwerkes in Ems. Nach Versuchen von M. Freudenberg ist der Absatz von Flugstaub abhängig von der Temperatur der Gase und der Gröſse der Wandflächen. Dem entsprechend nimmt die Ablagerung in den oberen Kammerabtheilungen rascher ab als in den unteren. Der Gehalt des Flugstaubes an Silber, Zink und Antimon ist am gröſsten in der Nähe des Ofens und nimmt mit der Länge der Kanäle ab. Entnommene Proben enthielten 60,5 bis 67 Proc. Blei, 3,2 bis 4,2 Proc. Zink, 0,003 Proc. Silber, 14,1 bis 14,8 Proc. Schwefelsäure, 5,4 bis 6,2 Proc. Schwefel, 1 bis 2,1 Proc. Eisenoxyd und Thonerde, 5,8 bis 8 Proc. Kohle, 0,3 bis 0,4 Proc. Antimon, 0,16 bis 0,24 Proc. Arsen und 0,6 bis 1,2 Proc. Kalk. Es hat sich ferner gezeigt, daſs die in den Rauchkanälen als Flugstaub sich ablagernden Metallmengen in gleichem Verhältniſs stehen zur Quadratfläche der Kanalwandungen, daſs also in demselben Verhältniſs, in welchem die inneren Flächen der Rauchkanäle zunehmen, auch eine Zunahme der als Flugstaub sich ablagernden Metallmengen stattfindet. Am einfachsten und billigsten werden die inneren Rauchkanal- bezieh. Rauchkammerflächen durch möglichst dünne Platten, Gewebe oder Geflechte vergröſsert, welche, ohne daſs sie den Kanalquerschnitt wesentlich verkleinern, parallel der Zugrichtung im Inneren der Kanäle bezieh. Kammern angebracht werden. Dies geschieht nach dem Patente der genannten Gesellschaft (*D. R. P. Kl. 40 Nr. 17513 vom 26. August 1881) durch Aufhängen dünner Eisenbleche, auch alter Trommel- und Setzsiebe B (Fig. 3 und 4 Taf. 24) an Haken D. Zur Sicherung des bereits abgelagerten Flugstaubes gegen weiteres Fortreiſsen durch den Zug sind in Entfernungen von 3 zu 3m 0m,6 hohe Quermauern C angebracht. Griffith empfiehlt in der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1882 S. 122 den in Fig. 5 und 6 Taf. 24 dargestellten Rauchcondensator A, auf dessen Wasserfläche der durch Rohr e angesaugte Hüttenrauch u. dgl. mittels Gebläse d durch Rohr c getrieben wird. Die Dämpfe treffen hier mit durch Schnecke g zerstäubtem Wasser zusammen, steigen durch die beiden von den Brausen f mit Wasser benetzten Siebböden a und b auf und entweichen schlieſslich durch Rohr h. Die Kupferraffinerie in den Vereinigten Staaten bespricht eingehend T. Egleston im Engineering and Mining Journal, 1882 Bd. 33 S. 167, 183 und 209. Es wird hierzu fast nur das gediegene Kupfer vom Obernsee verwendet, welches jetzt in den 3 Werken zu Hancock, Detroit und Pittsburg so verarbeitet wird, daſs im Flammofen reines Kupfer und reiche Schlacke erhalten werden. Zu Detroit und Hancock werden dann die Raffinirschlacken und Krätzen im Schachtofen auf Schwarzkupfer und arme Schlacken verarbeitet. Die am Obernsee und zu Detroit für je 10t Rohkupfer verwendeten Oefen sind 4m,3 lang und werden mit Unterwind betrieben, unter Verwendung langflammiger Kohlen aus Ohio. Der mit Aschenfall b versehene Feuerraum F (Fig. 7 und 8 Taf. 24) wird durch die Thür m beschickt, der mit Arbeitsöffnung l versehene Schmelzherd H durch die Thür k, während groſse Stücke durch eine Oeffnung im Gewölbe eingeführt werden, deren bewegliches Gewölbe q durch Kettenträger x gehoben wird. In dem die Feuerung umgebenden Mauerwerk befinden sich Luftzuführungskanäle a, in der Feuerbrücke c der mit Regulirschieber s versehene Luftkanal e. Die Gase entweichen durch Fuchs o zu dem 18m hohen Schornstein S. Der Pittsburger Ofen (Fig. 9 bis 11 Taf. 24) ist diesem sehr ähnlich für 5t Kupfer ist der Herd H 2m,1 breit und 3m,3 lang. Zur Herstellung der Herde setzt man auf das Fundament ein 0,4 bis 0m,8 hohes Gewölbe u, bringt darauf ein 16 bis 20cm dickes Bett von reichen Schlacken und Waschabgängen, darüber den eigentlichen Herd n aus Sand und Bruchkupfer. Man feuert zu diesem Zweck 20 Stunden lang, bringt dann auf den bloſsen Herd eine 0,6 bis 0m,9 hohe Schicht von scharfen gewaschenen Fluſssand, erhitzt, gibt ihm mit einem Bleche die richtige Gestalt, klopft mit einem Schlegel fest, schlieſst die Thüren, erhitzt den Herd 12 Stunden lang zur Weiſsglut, bis der Sand zusammengesintert ist, läſst den Ofen 2 Stunden lang abkühlen und bringt etwa 500k Bruchkupfer hinein. Hat sich das geschmolzene Kupfer mit dem Sand gemischt, so kühlt man den Ofen ab, schöpft das nicht in den Herd eingedrungene Kupfer möglichst aus und wiederholt das Verfahren 2 bis 3mal, bis das Bett 0,3 bis 0m,5 dick ist. Der alte Herd eines Pittsburger Ofens enthielt: Kupfer 31,76 Eisenoxyd 3,71 Manganoxyd Spur Blei 0,16 Kalk 1,05 Magnesia 0,12 Thonerde 3,83 Kieselsäure 58,91. Die Pittsburger Oefen halten etwa 6 Monate. Bei der Verarbeitung des Rohkupfers vertheilt man zunächst das feinkörnige Metall auf dem Herde und bringt dann durch die Oeffnung des Gewölbes die dicken Stücke, „Massen“ genannt, darauf. Am Obernsee besteht eine Beschickung aus Rohkupfer, 25 bis 30 Proc. Kupfer enthaltenen Schlacken und Kalkstein. Eine solche Beschickung enthält 8 bis 9l Erz mit 80 bis 85 Proc. Kupfer. Eine derartige in Pittsburg verwendete Schlacke ergab bei der mechanischen Analyse 8,2 Proc. metallisches Kupfer und 91,8 Proc. Abgesiebtes; letzteres bestand aus: Eisenoxydul 7,71 Kupfer 18,78 Sauerstoff an Kupfer gebunden 4,74 Zinkoxyd 0,26 Nickeloxyd 0,34 Manganoxyd 0,07 Thonerde 13,48 Kalk 10,25 Magnesia 2,10 Kieselsäure 41,07 ––––– 98,80. Der geschlossene Ofen wird allmählich in Hitze gebracht, bis alles in Fluſs gekommen ist, da bei rascher Temperatursteigerung die obere Schicht schmilzt und die untere bedeckt, so daſs diese dann nur bei einem gröſseren Aufwand an Brennstoffen in Fluſs kommt. Die beim Einschmelzen gebildete, meist 5 bis 14 Proc. Kupfer enthaltene Schlacke wird 4 bis 6 mal ausgezogen und im Flamm- oder Schachtofen weiter entkupfert. Fünf Schlackenproben aus Pittsburg hatten folgende Zusammensetzung: I II III IV V     Metallisches Kupfer 3,40 0 3,37 0,51 0     Abgesiebtes 96,60 100,00 96,63 99,49 100,00 –––––––––––––––––––––––––––––––––––– 100,00 100,00 100,00 100,00 100,00 –––––––––––––––––––––––––––––––––––– Das Abgesiebte:     Eisenoxydul   12,46 11,43 12,01 12,02 10,53     Kupfer 4,82   4,93 5,05 5,80   5,44     Sauerstoff im Kupfer 1,22   1,24 1,28 1,46   1,37     Zinkoxyd 0,37   0,56 1,52 0,75   0,43     Nickel 0,06 – 0,47 0,18   0,08     Manganoxyd 0,05   0,04 0,15 0,13   0,12     Thonerde 15,71 14,52 15,21 14,48 15,36     Kalk 14,34 14,75 14,79 15,25 11,81     Magnesia 4,07   3,99 4,11 3,90   2,57     Kieselsäure 45,32 46,94 45,81 44,66 49,83 –––––––––––––––––––––––––––––––––––– 100,42 98,40 100,40 98,23 97,54. Das Kupfer enthält jetzt etwa 0,72 Proc. Sauerstoff. Nun wird unter Luftzutritt durch Gewölbe, Aschenfall und Feuerbrücke (vgl. Fig. 7) und unter Umrühren das Kupfer weiter erhitzt (Verblasen), die entstehenden 12 bis 40 Proc. Kupfer enthaltenden Schlacken von Zeit zu Zeit abgezogen, um sie nebst den Raffinirschlacken zur nächsten Beschickung zu geben, bis das Kupfer übergar ist, d.h. etwa 1 Proc. Sauerstoff enthält. Nun wird durch Entfernung des Sauerstoffes mittels Polen raffinirt, indem man die Oberfläche des Metalles völlig von Schlacke reinigt, mit Kluftholz und Holzkohle bedeckt und den Polstab einsenkt. Alle 10 bis 15 Minuten werden Proben genommen, bis sich keine schwarzen Flecken mehr auf der Bruchfläche zeigen, diese vielmehr sehnig und seidenglänzend ist. So oft Probe genommen wird, nimmt man den Polstab heraus, entfernt die etwa entstandene Schlacke und setzt wieder Kohle zu. Einige Werke setzen während des Raffinirens 0,05 bis 0,07 Proc. Blei hinzu, namentlich wenn das Kupfer zu Blech verarbeitet werden soll, und wird dann der Polstab eingesetzt, sobald das auf dem Kupfer vertheilte Blei geschmolzen ist. Bei einem Versuche betrug der Sauerstoffgehalt des Bades: Vor Zusatz des Bleies 0,53 bis 0,55 Proc. Nach     „      „       „ 0,55 Nach     10 Minuten langem Polen 0,56 „ 15 „ „ „ 0,44 bis 0,46 „ 18 „ „ „ 0,29 Beim Raffiniren ohne Blei: I II III IV V VI Nach 30 Min. langem Polen 0,19 0,25 0,55 0,37 0,44 0,19 „ 45 „ „ „ 0,14 – 0,56 0,25 0,48 0,12 „ 60 „ „ „ 0,12 – 0,44 – 0,48 – Das Polen geschieht bei möglichst hoher Temperatur und möglichst vollständigem Luftabschluſs. Durch zu langes Polen wird das Kupfer brüchig, hellgelb, stark glänzend und völlig spiegelnd. Ueberpoltes, anscheinend Kohlenstoff enthaltendes Kupfer enthält aber immer noch etwas Sauerstoff. Bei Gegenwart von viel Kohlenstoff und Sauerstoff bildet sich Kohlensäure, welche das Kupfer porös macht. Das Ausschöpfen des mit Kohle bedeckt zu haltenden Kupfers geschieht unter wiederholter Probenahme und bei möglichst neutraler Flamme, während auch wohl Kluftholz auf der Oberfläche des Kupfers verbrannt wird. Der Sauerstoffgehalt des Kupfers während des Ausschöpfens betrug: I II III IV V Bei Anfang des Ausschöpfens 0,10 0,24 0,60 0,22 0,11 Proc. In der Mitte „ „ 0,12 – 0,19 0,41 0,10 Am Ende „ „ 0,10 0,30 – 0,43 0,12 Die Beschickung des Ofens und das Schmelzen nehmen etwa 12 Stunden in Anspruch, die Entfernung der Schlacke 4 bis 5, das Verblasen 1,5 bis 2, das Raffiniren und das Auskellen je 2 Stunden, das ganze Verfahren somit 22 Stunden, so daſs zur Ausbesserung des Herdes etwa 2 Stunden übrig bleiben. Gefeuert wird jede Stunde einmal. Die reichen Schlacken werden am Obernsee in einem Schachtofen auf Schwarzkupfer und absetzbare Schlacken verschmolzen, in Pittsburg erst im Flammofen und die dabei erhaltenen reichen Schlacken im Schachtofen. In Hancock und Detroit werden die 5 bis 12 Proc. Kupfer enthaltenden Schlacken dem Schachtofen übergeben, der Kratz vom Polen geht zum Raffinirofen, und zwar beträgt die im Schachtofen verschmolzene Schlackenmenge etwa 35 Procent vom Gesammtgewicht der Beschickung des Raffinirofens. Als Schachtofen wird namentlich ein entsprechend abgeänderter, 3m hoher Cupolofen von Mackenzie verwendet, mit elliptischem Querschnitt, dessen Mauerwerk mit einem Eisenmantel versehen ist. Er hat in der Formgegend Wasserkühlung und zur Windzuführung einen ringförmigen Schlitz. Die Beschickung besteht aus 7l Kohle, 20l Schlacke und 8 bis 9l Kalk; dann setzt man etwa 0l,5 Kupferabfälle hinzu und bläst mit einer 45cm Wassersäule entsprechenden Windpressung. In 10 Stunden schmilzt jeder Ofen 18 bis 20l Schlacken durch, wobei die Schlacken abwechselnd durch 2 Augen in Behälter an der einen Seite ausflieſsen, während das Kupfer an der entgegengesetzten Seite abgestochen wird. Enthalten die Schlacken mehr als 0,75 Proc. Kupfer, so werden sie nochmals verschmolzen. Jede Schmelzung gibt 29 bis 30l Schlacke und werden in 10 Stunden etwa 1000k Schwarzkupfer erhalten, welche mit dem Rohkupfer in den Raffinirofen gehen. In Pittsburg werden die reichen Schlacken, welche vor dem völligen Flüssigwerden des Kupfers entstehen, im Cupolofen verschmolzen. Die besten Sorten Obernsee-Kupfer hatten z.B. folgende Zusammensetzung: Kupfer 99,92 99,900 99,890 99,870 99,830 99,82 99,810 99,80 Eisen – – 0,005 – – – 0,008 – Nickel – 0,002 0,003 0,003 0,030 – – 0,02 Kobalt – – – – Spur 0,09 Spur – Blei – – – – – – – – Silber 0,03 0,030 0,030 0,020 0,030 0,06 0,030 0,04 Sauerstoff 0,28 0,280 0,190 0,270 0,220 0,28 0,300 0,28 –––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––––– 100,23 100,212 100,118 100,163 100,083 100,25 100,148 100,14 Andere Proben enthielten 99,53 bis 99,78 Proc. Kupfer, 0,005 bis 0,044 Proc. Blei, 0,02 bis 0,12 Proc. Silber, 0,01 bis 0,04 Proc. Eisen, 0,002 bis 0,08 Proc. Kobalt und Nickel, 0,002 bis 0,07 Proc. Zink. Gut raffinirtes Kupfer aus Arizona ist ebenso rein als das vom Obernsee, wie folgende Annalysen zeigen: Kupfer 99,990 99,990 Eisen 0,021 0,014 Zink Spur Spur Silber 0,008 0,008 ––––––––––––––––– 100,019 100,012. Weniger gut ist das aus Colorado Erzen erhaltene Kupfer, welches Tellur enthält und nur zur Herstellung von Messing tauglich erscheint. Bemerkenswert]! ist, daſs fast alles amerikanische Kupfer, sowohl das vom Obernsee, wie auch das aus Schwefelerzen des Ostens dargestellte, kein Arsen, Antimon und Wismuth enthält. Das Kupfer aus den unreinen Schwefelerzen des Westens (I) und das aus den Ore-Knob-Erzen (II) hat folgende Zusammensetzung: I II Kupfer 99,650   99,80 Sauerstoff   0     0,39 Kohlenstoff   0     0 Schwefel   0     0 Arsen   0,088     0 Antimon   0,035     0 Blei   0,044     0,01 Silber   0,066     0,05 ––––––––––––––– 99,883 100,25. F. Gutzkow's Verfahren der Goldscheidung in Californien bespricht T. Egleston.Parting Gold and Silver in California, by T. Egleston, Ph. D., extracted front Report of Director of the Mint upon the Statistics of the Productwn of the precious Metals in the United States. Vgl. Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1882 S. 150 und 207. Danach werden in der Münze von St. Francisco verarbeitet: Goldbarren aus Californien, welche man so stellt, daſs sie 2 Th. Gold auf 3 Th. Silber enthalten, und dann granulirt, ferner Silber in Ziegelform von Comstock mit 2 bis 10 Proc. Gold, welches ohne Granulirung direkt aufgelöst wird, und schlieſslich Silber in Ziegelform mit beträchtlichem Kupfergehalt von der Amalgamation der Abgänge und aus Gruben Nevadas, welches mit so viel Feinsilber zusammengeschmolzen wird, daſs der Kupfergehalt auf 12 bis 8 Proc. herabgeht. Zur Auflösung der Legirungen dienen 66cm weite und 45cm tiefe Kessel R (Fig. 12 und 13 Taf. 24) aus Guſseisen, welches durch einen Gehalt von 2 bis 4 Proc. Phosphor gegen Säure widerstandsfähiger wird. Sie fassen 100 bis 150k Beschickung, welche durch eine mit Deckel verschlieſsbare Oeffnung e des Hutes P eingetragen wird. Die beim Auflösen entwickelten Gase und Dämpfe gelangen durch ein Bleirohr s in eine mit Bleiplatten ausgekleidete Kammer N von 4m,6 Breite, 4m,6 Höhe und 11m,6 Länge, von hier durch einen Thurm in einen hohen Schornstein. Die 66°-Schwefelsäure gelangt aus dem in dem mit Blei ausgekleideten Behälter B umgestülpten Ballon A, dessen Mündung etwa 15cm tief in die Säure eintaucht, durch ein Bleirohr a in den Behälter K. Hier befindet sich ein hölzerner, mit Blei überzogener Kolben J mit 3 bis 4cm Spielraum an jeder Seite, welcher durch Gegengewicht I ausbalancirt ist und durch ein vom Gerüst E getragenes Hebelwerk HG auf und nieder bewegt werden kann. Beim Niederdrücken des Kolbens wird ein demselben gleiches Volumen Säure durch Rohr Q in den Kessel R gedrückt, und zwar beim vollständigen Eintauchen 10k. Beim Aufziehen des Kolbens füllt sich der Behälter K wieder mit Säure. Nachdem die Säure zum Sieden gebracht ist, entfernt man den Deckel P und bringt 30 bis 40k Granalien oder eine etwas reichere Beschickung von Silberziegeln in den Kessel, setzt den Deckel wieder auf, gibt nach 11 bis 15 Minuten die weitere erforderliche Säure zu, so daſs sie 23 bis 25cm hoch im Kessel steht und heizt unter zeitweiligem Umrühren 3 bis 4 Stunden lang. Die heiſse Lösung wird dann in einen eisernen, 2m,75 langen, 1m,5 breiten und 0m,5 tiefen Behälter U durch ein eisernes Rohr T in darin befindliche 110° heiſse Schwefelsäure von 58° B. abgehebert, von welcher 1cbm für je 200k behandelte Legirung erforderlich ist und welche als Mutterlauge von der Krystallisation des Silbersulfates erhalten wird. Zum Zweck des Abheberns mittels Vacuum ist das für eine Reihe von 5 Kesseln gemeinschaftliche Gefäſs U mit einem schweren Eisenhut V bedeckt, welcher mittels Flaschenzug gehoben werden kann und am Rande durch ein breites Kautschukband abgedichtet ist. Die luftdicht eingelassene Röhre W steht mit einem Dampfrohre X zur Erzeugung des Vacuums in Verbindung; der hierzu verwendete Dampf gelangt durch Rohr Z in den Behälter j mit Eisenvitriollösung, um diese vorzuwärmen. Vor dem Abhebern der Flüssigkeit wird das Gold auf eine Seite des Kesselbodens geschoben und das Heberrohr bis nahe auf diesen herabgesenkt. Die den Behälter U bis etwa 6cm unter dem Rande füllende Flüssigkeit läſst man bei aufgesetztem Deckel sich klären. Dieselbe enthält Sulfate von Silber, Eisen und Kupfer, Graphit und suspendirtes Gold, welches sich nebst Bleisulfat absetzt. Die geklärte Flüssigkeit wird in das eiserne Gefäſs D, welches von einem bleiernen Mantel umgeben ist, übergehebert und durch in den Mantelraum geleitetes Wasser auf 30 bis 40° abgekühlt, wobei Silbervitriol auskrystallisirt, und die saure Mutterlauge, welche allen Kupfervitriol enthält, durch ein Dampfvacuum in den Behälter U geschafft. Um die Krystalle möglichst von Säure zu befreien und trocken zu machen, befindet sich am Boden von D ein Gefäſs c, in das die Mutterlauge gelangt und welches gestattet, den Heber d am tiefsten Punkte anzubringen. Für die Reduction des Silbersulfates ist es erwünscht, die Krystalle möglichst säurefrei zu machen. Die Krystalle werden mit einer eisernen Schaufel aus D in den mit Blei ausgekleideten, auf Rädern h beweglichen Holzbehälter F geschafft, welcher für 5 Lösekessel gemeinschaftlich ist. Zwischen Los- und Hauptboden f befindet sich ein Halm. Auf die Krystalle wird eine heiſse gesättigte neutrale Eisenvitriollösung aus j durch Rohr i geleitet, welche zuerst Kupfersulfat löst, dann das Silbersulfat reducirt, die freie Säure aufnimmt und anfangs als blaue, dann als braune Flüssigkeit durch das Hahnrohr g in einen Behälter o von 5m,6 Länge, 2m,8 Breite und 0m,9 Tiefe abflieſst, bis eine grüne Farbe das Ende der Reduction anzeigt, Die blaue Kupfer haltige Flüssigkeit wird von der braunen getrennt aufgefangen; in letzterer befinden sich noch etwa 2,5 Proc. Silber gelöst. Die Reduction ist in 3 bis 4 Stunden beendigt. Die Eisenoxydlösung wird durch Behandeln mit Eisenabfällen im Behälter o in Oxydulsalz verwandelt und die Flüssigkeit mittels Dampfpumpe p durch die Röhren r und q in den Kasten k geschafft, aus welchem sie durch l nach j abflieſst. Der Plattner'sche Goldextractionsprozeſs ist in Nevada County, Californien, seit 11 Jahren eingeführt und wird augenblicklich von 11 Hütten angewendet. Auf dem Idaho-Werke flieſst das gepochte und angereicherte Erz mit möglichst wenig Wasser über in Platten eingelassene, mit Quecksilber gefüllte Vertiefungen (riffles), gelangt dann in Kübel, in welchen sich amalgamirte gewellte Kupferplatten bewegen, flieſst nun über lange amalgamirte Platten und mit Gummistoff ausgekleidete Tröge, um schlieſslich noch in Pfannen amalgamirt zu werden, ehe es an die Chlorationswerke abgegeben wird. Auf den Werken der Providence-Mine gehen die gepochten Erze durch eine Mulde, deren Bodenplatte amalgamirt ist, dann durch amalgamirte Tröge in Frue'sche Goldwäschen. Das Rösten der Kiese geschieht in zweiherdigen, kreisrunden Oefen, deren oberer Herd einen offenen Trockenboden bildet. Der Beschickung im unteren Ofen wird 3 Proc. Salz zugesetzt. Das Erz aus den Goldwäschen mit 75 Proc. Kiesen und 25 Proc. Quarz eignet sich gut für direktes Rösten; andere werden zunächst mit 15 bis 25 Proc. Sand gemischt. Zur Chloration werden etwa 2t,5 befeuchtetes Erz 0m,7 hoch auf die falschen Böden von 1m,8 hohen, mit Asphaltfirniſs ausgestrichenen Kästen geschüttet, worauf man das in gewöhnlicher Weise erzeugte Chlorgas unter die falschen Boden leitet. Hat das Chlor nach 5 bis 6 Stunden die Schicht durchdrungen, so wird der Deckel mit Teig gedichtet und die Masse 2 Tage lang der Einwirkung des Chlores überlassen. Das ausgelaugte Chlorgold wird in gewöhnlicher Weise mit Eisenvitriol gefallt. Die Rückstände werden dann zur Gewinnung des Silbers in tiefer stehenden Bottichen mit einer kalten Lösung von unterschwefligsaurem Calcium ausgezogen; das gelöste Silber wird als Schwefelmetall gefällt, um die Lösung abermals zu verwenden. Nach W. U. Greene (Journal of the Franklin Institute, 1882 Bd. 113 * S. 377) soll das aus Braunstein, Chlornatrium und Schwefelsäure oder sogar aus Chlorkalk und Schwefelsäure entwickelte Chlor in einem Gasometer aufgefangen, dann mittels Druckpumpe durch Rohr a (Fig. 14 Taf. 24) in mit den gerösteten Erzen beschickte, 1m,07 weite und 1m,37 lange eiserne Cylinder E eingepreſst werden, welcher langsam gedreht wird. Das gelöste Chlorgold soll schlieſslich nach dem Vorschlag von W. M. Davis mittels Kohle gefällt werden. Diese Wirkung von Holzkohle auf Goldchloridlösung ist nach Versuchen von G. A. König (Daselbst S. 382) vorwiegend den bekannten physikalischen Eigenschaften der Holzkohle zuzuschreiben; daneben findet aber aucli eine Zersetzung nach folgender Gleichung statt: 4AuCl3 + 6H2O + 3C = 4Au + 12HCl + 3CO2.