Titel: | Neuerungen im Hüttenwesen. |
Autor: | Kt. |
Fundstelle: | Band 269, Jahrgang 1888, S. 392 |
Download: | XML |
Neuerungen im Hüttenwesen.
(Patentklasse 40. Fortsetzung des Berichtes S. 289
d. Bd.)
Mit Abbildungen auf Tafel
19.
Neuerungen im Hüttenwesen.
Aluminium bezieh. Natrium und Zink.
Da die Aluminium haltigen Mineralien in der Natur sehr verbreitet sind und das
Aluminium als reines Metall wie auch als Legirung immer gröſsere Bedeutung in der
Industrie gewinnt, wie neuerdings in der Eisenerzeugung zur Erzielung sehr dichten
Materiales (vgl. Engineering and Mining Journal, 1887
S. 109), so wendet sich das Interesse der Erfinder immer von Neuem der Darstellung
dieses Metalles zu. Die Franzosen Reillon, Montagne und
Bourgerel stellen aus der Thonerde mit Hilfe von
Kohlenstoff und Schwefelkohlenstoff bei einem geeigneten Hitzegrade
Schwefelaluminium dar, welches dann zwischen Roth- und Weiſsglühhitze mit
Kohlenwasserstoffgasen behandelt wird, wodurch es seinen Schwefel abgibt und reines
Aluminium zurückbleiben soll.
Zur Erzeugung des Schwefelaluminiums wird zunächst die bereits bekannte Thonerde
haltige Kohle erzeugt, indem 100 Gewichtstheile Thonerdepulver und 40 Gewichtstheile
pulverisirter Kohle oder Ruſs unter Zusatz einer hinreichenden Menge beliebigen
Oeles, oder Thonerdepulver mit Theer zu einem dichten Teige angemacht werden und
diese Masse behufs Zersetzung des Oeles oder Theeres in geschlossenen Gefäſsen aus
Thon oder Metall bei lebhafter Glühhitze calcinirt wird. Auf diese Weise erhält man
eine zusammenhängende feste Masse von Thonerde haltiger Kohle, welche nach dem
Erkalten zu kleinen Bruchstücken zerkleinert wird. Diese werden dann in ein Gefäſs
b gebracht (Fig. 1), welches dem
vorher benutzten ähnlich und mit zwei Oeffnungen zur Aufnahme von Röhren oder
röhrenförmigen Ansätzen versehen ist.
Die eine dieser Röhren (d) dient dazu, einen Strom von
gasförmigem Schwefelkohlenstoff dem Inhalte der Retorte bezieh. des Gefäſses so
lange zuzuführen, bis die beabsichsigte Reaction vollendet ist, während das sich
hierbei entwickelnde Kohlenoxydgas durch die andere Röhre e abgeführt und aufgefangen wird.
Die chemische Formel der Umwandlung von Thonerde in Schwefelaluminium ist:
2Al2O3 + 3C + 3CS2 = 2Al2S3 + 6CO.
Die Reduction des Schwefelaluminiums, welches bereits früher als Ausgangsproduct zur
Aluminiumgewinnung von Niewerth vorgeschlagen wurde,
geschieht durch Kohlenwasserstoffgas, insbesondere durch dasjenige
Kohlenwasserstoffgas, welches bei der Destillation der Steinkohle entsteht.
Die Zersetzung des Schwefelaluminiums kann nun gleichfalls in dem in Fig. 1 dargestellten
Apparate erfolgen, indem dann der Kohlenwasserstoff durch Röhre d eintritt und der sich bildende Schwefelwasserstoff
und Schwefelkohlenstoff durch e abgeleitet werden,
während Aluminium in reinem Zustande in der Röhre zurückbleibt.
Im Gegensatze zu diesem chemischen Verfahren schlägt Dr. E.
C. Kleiner-Fiertz in Zürich ein Verfahren nebst einem Apparate zur
Herstellung von Aluminium oder anderen Leichtmetallen aus ihren
Doppelfluorverbindungen und einem Alkali mit Hilfe des elektrischen Lichtbogens vor.
Das Wesentliche dieses Verfahrens besteht darin, daſs sowohl das Schmelzen wie auch
das Zersetzen der Masse ohne äuſsere Erwärmung durch
den elektrischen Lichtbogen zwischen den, in der pulverisirten Masse eingebetteten
Elektroden erfolgt, wobei sich das Leichtmetall an der negativen Elektrode
abscheidet und das Doppelfluoralkali des Rohmateriales aus der Behälterauskleidung
regenerirt wird.
Zur Herstellung, insbesondere von Aluminium, wird in der Regel der natürliche
Kryolith verwendet. Die Verbindung der Masse mit den Chloriden von Alkalien, wie sie
von Lossier in Genf vorgeschlagen ist, wird dabei
ausdrücklich vermieden. Es kommt nämlich nicht darauf an, das Bad zu einem besseren
elektrischen Leiter zu machen. Vielmehr ist es zweckmäſsig, in dem Bade einen
gewissen Widerstand aufrecht zu erhalten, der für den Erfolg des Verfahrens
wesentlich ist. Auch findet, wie bereits bemerkt, eine äuſsere Erhitzung des
Gefäſses, um die Masse in demselben flüssig zu erhalten, nicht statt. Die Zersetzung
wird durch den zwischen den Elektroden entstehenden Lichtbogen bewirkt, der die
Masse schmilzt; eine Trennung der Elektrode durch eine Scheidewand wird nicht
vorgenommen, ebenso wenig wie nach den chemischen Vorgängen Vorkehrungen zur
Abführung des Fluors getroffen werden brauchen. In gleicher Weise wird die Anwendung
von Aluminiumsilicat oder eines Silicium enthaltenden Stoffes als Fluſsmittel oder
zur Bekleidung der Anode vermieden. Das nach dem Verfahren hergestellte Aluminium
oder andere Leichtmetall sammelt sich in metallischen Kügelchen um die negative
Elektrode an dem Boden des Bades, wodurch vermieden wird, daſs sich das frei
werdende Fluor mit dem ausgeschiedenen Aluminium wieder verbindet.
Fig. 2 zeigt
den zu dem vorliegenden Zwecke construirten Apparat.
Das Gestell A dient zum Tragen des mit Bauxit u.s.w.
ausgefütterten Behälters B. Die Halter b der negativen Elektroden a sitzen auf einem in senkrechter Richtung durch Schnecke und Schneckenrad
verstellbaren Brette D. Der Strom von der
Elektricitätsquelle geht zuerst durch die Widerstandsspule E, dann nach dem Schalter e, dem Indicator
d, der Spule F und von
hier zu dem bei k drehbar gelagerten Hebel G und dem Halter f der
positiven Elektrode g. Der Halter f ist an einem Solenoid H
befestigt, an dessen oberem Ende ein Rahmen oder eine Stange h angebracht ist, die einen Kolben i trägt,
welcher sich in einem
Cylinder J lose auf und ab bewegen kann. Der Cylinder
ist an der Wand oder dem Gestelle des Apparates befestigt und mit Wasser oder einer
anderen Flüssigkeit gefüllt, in welche der Kolben eintaucht. Der Zweck dieser
Anordnung ist, die Bewegung des Solenoides H und der
damit verbundenen Elektrode g (wenn eine solche
Bewegung überhaupt eintritt) zu verlangsamen; diese Wirkung wird durch das
adjustirbare Gewicht j auf dem Hebel G unterstützt. Auf diese Weise kann ein gleichmäſsiger,
ruhiger Lichtbogen erhalten werden; die Stromstärke wird so regulirt, daſs die Masse
gerade noch flüssig erhalten wird. Ist die Zersetzung der Doppelfluorverbindung an
einem Paare Elektroden beendet, so wird der Strom bei e
unterbrochen und die Masse abkühlen gelassen, worauf sie zerkleinert und das
metallische Aluminium u.s.w. davon getrennt werden kann.
Eine besondere Intensität und Quantität des Stromes dürfte für den Erfolg des
Verfahrens sehr wesentlich sein. Vor Allem muſs darauf gesehen werden, daſs die zur
Darstellung des Aluminiums verwendete Doppelfluorverbindung von Natrium und
Aluminium frei von Eisen, Schwefel und anderen bekannten, das Verfahren
beeinträchtigenden Substanzen ist. Da nach der Abscheidung des Aluminiums eine
Doppelfluorverbindung von Natrium in der Masse übrig bleibt, so dürfte sich hieraus
durch Zusammenschmelzen mit reiner Thonerde oder Bauxit wieder das ursprüngliche
Rohmaterial herstellen lassen.
Die Schweizerische Metallurgische Gesellschaft in Neuhausen, welche einen Apparat
(vgl. Illustrirtes österreichisch-ungarisches
Patentblatt, 1887 S. 194) angibt, der zur Herstellung von Aluminiumbronze
benutzt werden soll, arbeitet wie Cowles mit einem
starken elektrischen Strome. Der Apparat hat zum positiven Pole ein Bündel B von Kohlenstäben b,
während flüssiges Kupfer am Boden eines Kohlentiegels A
den negativen Pol bildet. Zur Ermöglichung eines continuirlichen Betriebes befindet
sich am Boden des Tiegels der Auslauf oder das Abstichloch C, welches mittels Kohlenstabes c
verschlossen wird.
Fig. 3 zeigt
den Apparat im Längsschnitte, nur das Kohlenbündel B
ist nicht im Schnitte gezeichnet.
Ein auf dem Boden isolirt aufliegender oben offener Kasten a aus Eisen oder anderem Metalle wird mit einer starken Ausfütterung A von Kohlenplatten versehen, welche unter sich durch
einen Kohlenkitt verbunden werden. Dieser Verbindungskitt kann beispielsweise Theer,
Zuckersyrup oder Fruchtzucker sein. Der das Bassin A
umschlossen haltende Kasten a soll auch gut leitend
sein; will man eine sehr günstige Leitungsfähigkeit erzielen durch innigste
Berührung der äuſseren Bassin-Kohlen wände mit der Innenwand des Kastens a, so wird derselbe um den Kohlentiegel A herum gegossen, um durch das Erkalten die innigste
Berührung mit der Kohle zu erzielen.
Im Kasten a befinden sich eine Anzahl Stifte a1 aus Kupfer, welche
den negativen
elektrischen Strom mit geringstem Widerstände nach innen zum Bassin A führen. In dieses taucht die genannte positive
Elektrode B, deren einzelne Kohlenstäbe entweder auf
einander gelegt oder mit Zwischenräumen versehen sind, welche dann mit leitendem
Materiale (Kupfer oder weicher Kohle) ausgefüllt sein müssen.
Am oberen Ende sind die Kohlenplatten b durch das
Rahmenstück g zusammengefaſst, dessen Oese e zum Einhängen in eine Kette dient, mittels welcher
das Kohlenbündel B eingestellt (d.h. in seine Stellung
gebracht) und höher oder tiefer gestellt werden kann. Das die Peripherie des
Kohlenbündels umschlieſsende Rahmenstück h ist mit den
nöthigen Klemmvorrichtungen, wie Schrauben u. dgl. zur Fixirung des positiven Kabels
versehen.
Mit Ausnahme eines für die senkrechte Bewegung des Kohlenbündels nöthigen Spielraumes
i wird die Oeffnung des Bassins B durch Graphitplatten k
überdeckt, worin einige Oeffnungen n zur
Materialeinführung sind. Entsprechend diesen Oeffnungen n sind an den Seitenwänden des Bassins nöthigenfalls auch die Aussparungen
m. Diese Kanäle m n
dienen auch für die Ableitung der sich im Bassin entwickelnden Gase. Die mit einer
Einfassung o1 sammt
Griff o2 versehenen
beweglichen Platten o dienen zum Zudecken der Löcher
n während der verschiedenen Phasen des
Schmelzprozesses. Zwischen der Graphitplatte k und dem
Rande des Kastens a ist eine Ausfüllung k1 von
Holzkohlenpulver.
Zum Beginne der Operation bringt man zuerst Kupfer, und zwar vortheilhafter Weise in
zerkleinertem Zustande in das Bassin A; das
Kohlenbündel B wird hierauf dem Kupfer entgegen
gebracht, der Strom geht durch das Kupfer und bringt dasselbe zum Schmelzen. Sobald
das als negativer Pol dienende Bad aus flüssigem Kupfer vorhanden ist, bringt man
auch Thonerde in das Bassin und hebt das Bündel B noch
etwas höher. Nun geht der Strom durch die Thonerde, welche schmilzt und sich
zersetzt. Der Sauerstoff geht an die Kohle b und
verbrennt dieselbe, so daſs Kohlenoxydgas aus dem Bassin entweicht. Das Aluminium
scheidet sich aus seiner Sauerstoffverbindung ab und geht ans Kupfer, so daſs direkt
Aluminiumbronze erzeugt wird. Man speist nun das Bassin ganz nach dem Fortschreiten
der elektrolytischen Metallgewinnung weiter, und zwar stetig oder mit
Unterbrechungen, sowohl mit Kupfer als mit Thonerde.
Das Kohlenbündel muſs, wie bereits erwähnt, entsprechend dem Widerstände höher oder
tiefer gestellt werden. Diese Höhenregulirung kann übrigens auch automatisch
stattfinden, indem man die das Kohlenbündel B tragende
Kette z.B. mit einem reversibleu-dynamoelektrischen Motor (der vom Ampèremeter aus
regulirt wird) in Verbindung setzt, Welcher als elektrischer Regulator wirkt.
Zum Ablassen der angesammelten flüssigen Aluminiumbronze wird die mit Kohle ausgefütterte
Blockform l unter das sogen. Stichloch C gebracht und der Kohlenstab c so lange aus dem Stichloche entfernt, bis die Form gefüllt ist.
Bekanntlich findet bei der Darstellung des Aluminiums aus Kryolith oder anderen
Halogensalzen mittels Natriums, dem alten Deville'schen
Verfahren, eine so stürmische Einwirkung statt, daſs der Vorgang einen
explosionsartigen Charakter trägt und der ganze Apparat oder Ofen erzittert. Diesem
Uebelstande wollen Thompson und White (D. R. P. Nr.
42578 vom 26. Juli 1887) dadurch abhelfen, daſs sie eine Mischung der genannten
Salze mit dem metallischen Natrium bewerkstelligen, sobald letzteres seinen
Schmelzpunkt erreicht hat. Die Erfinder legen 5 Gewichtstheile Natrium auf den Boden
eines Tiegels, überschütten dasselbe mit 16 Gewichtstheilen fein gepulverten
Kryoliths und erhitzen auf etwa 100° C. Sobald das Natrium weich geworden ist, wird
mit einem Eisenspatel umgerührt und die Masse zur Abkühlung hingestellt. In Folge
der so bewirkten innigen Mischung der beiden, nur bei höherer Temperatur auf
einander reagirenden Substanzen findet bei der nachfolgenden Reduction eine
explosionsartige Erscheinung nicht statt, vielmehr soll dieselbe glatt und ruhig
verlaufen.
Obiges Mischungsverhältniſs wird indessen nur angewendet, wenn es sich um Darstellung
von Aluminiumbronze handelt, bei welcher das zugesetzte Kupfer während der Reduction
schmilzt und sich mit dem frei gewordenen Aluminium legirt. Zur Herstellung reinen
Aluminiums nehmen die Erfinder 3 Th. Natrium und 4 Th. gepulverten Kryolith, welche
Mischung nach dem Erhitzen und Abkühlen noch mit 4 Th. Chloraluminium überschüttet
wird, um eine recht leichtflüssige Schmelze zu erhalten.
Zum Erweichen des mit Kryolith überschütteten Natriums dient zweckmäſsig ein
Wasserbad. Der Reductionsofen (Fig. 4) jedoch ist ein
Flammofen, dessen Reductionsherd mit einer halbkugelig vertieften Sohle D und mit nach der Seite abgeführtem centralem Abstiche
G versehen ist, welch letzterer während der Arbeit
mit einem feuerfesten Pfropfen zu verschlieſsen ist. Im Gewölbe des Reductionsherdes
ist oberhalb der Sohle D die mittels feuerfester Platte
H1 zu
verschlieſsende Beschickungsöffnung H angeordnet. In
letztere paſst genau ein Auffüllkasten J, der oben mit
Deckel j und unten mit einem Schieber j1 versehen ist. Der
Kasten faſst gerade eine Beschickung.
Sobald der Ofen auf Hellrothglut gebracht ist, hebt man die Platte H1 ab, setzt den
beschickten Kasten J in H
ein und zieht den Schieber zurück, so daſs die Beschickung in die Sohle fällt. Wenn
die Reaction beendet ist, öffnet man den Abstich und fängt die ausflieſsende Masse
in einem geeigneten Gefäſse auf. Bei der Darstellung von Aluminiumbronze sinkt diese
rasch zu Boden und kann leicht von der anhaftenden Salzschmelze getrennt werden, bei
reinem Aluminium dagegen wird das Salz durch heiſses Wasser ausgelaugt.
Unzweifelhaft ist obiges Verfahren, da es sich auf die bewährte Methode von Deville stützt, ausführbar und wird die Höhe des zu
erhoffenden Gewinnes vorzugsweise von der möglichst billigen Darstellung des
Natriums abhängen. Für die Darstellung des letzteren haben dieselben Erfinder
ebenfalls ein neues Verfahren nebst Apparat in Vorschlag gebracht. Nach dem D. R. P.
Nr. 43235 vom 26. Juli 1887 besteht dieses Verfahren darin, Natrium bezieh.
Kaliumcarbonat, am zweckmäſsigsten in möglichst trockenem Zustande innig mit einer
an Kohlenstoff reichen Substanz gemischt, höherer Temperatur auszusetzen. Als solche
Kohlenstoff haltige Substanz werden benutzt: flüssige oder lösliche
Kohlenstoffverbindungen, welche sich unter der Einwirkung von Wärme zersetzen,
schwere Kohlenwasserstoffe, Glucose und ähnliche, sowie auch Theer, welcher des
billigen Preises wegen vorzugsweise Anwendung finden sollte. Ein sehr zweckmäſsiges
Mischungsverhältniſs ist:
2
Gewichtstheile
trockenes Natriumcarbonat,
1½
„
Theer.
Man mischt die beiden Stoffe zu einem Teige zusammen und erhitzt letzteren langsam
auf dunkle Rothglut, wobei man sich eines Tiegels oder anderen Gefäſses aus
Guſseisen oder sonst passendem Materiale bedient. Sobald alles Flüchtige entwichen
ist, läſst man erkalten; dann stürzt man um und zerkleinert die Schmelze.
Die Reduction läſst sich vortheilhaft in dem in Fig. 5 und 6 im Längs- bezieh.
Querschnitte dargestellten Ofen ausführen.
Die zerkleinerte Schmelze füllt man in einen bis zu 10cm tiefen und mit einer Schnauze versehenen Eisenblechkasten b und schiebt ihn in eine auf helle Rothglut gebrachte
irdene gebrannte (auch D-förmige) Gasretorte derart ein, daſs seine Schnauze sich
zunächst der alsdann luftdicht aufzusetzenden Retortenthüre c befindet. Hinter dem Deckel steht die Retorte durch die Oeffnung e in freier Communication mit einer unterhalb gelegenen
und mittels Thüre f luftdicht zu verschlieſsenden
Kammer g, in welcher unterhalb der Schnauze des Kastens
b ein Aufgangsgefäſs g1 eingestellt ist. Zweckmäſsig enthält
letzteres behufs Erzeugung einer nicht oxydirenden Atmosphäre etwas Paraffin öl. Aus
der Kammer g führt ein Rohr h nach auſsen, durch welches das in Folge der Reduction sich bildende
Kohlenoxyd frei entweicht. Letzteres sollte angezündet werden; das Erlöschen der
Kohlenoxydflamme zeigt dann die Beendigung der Reaction an. Das durch letztere
reducirte Metall tropft nach dem Auffangegefäſse ab. Man nimmt dasselbe heraus,
sobald die Kohlenoxydflamme erloschen ist, und setzt ein leeres Gefäſs ein, worauf
man sodann den Kasten b herauszieht und einen frisch
beschickten Kasten einschiebt.
In gleicher Weise verfährt man mit Natrium- bezieh. Kaliumhydrat.
Während man die Reduction in der beschriebenen Weise vornimmt, bereitet man die Schmelze für
weitere Operationen, indem man das Gemisch von Carbonat bezieh. Hydrat und
Kohlenstoff reicher Substanz, in eiserne Töpfe A
gefüllt, durch die mit feuerfesten Platten bedeckten Oeffnungen B in den zu diesem Zwecke vergröſserten Abzugskanal für
die Feuergase einsetzt und so deren Hitze für die Herstellung der Schmelze
ausnutzt.
Das offenbare Bestreben von Thompson und White, ein
billiges Aluminium dadurch zu gewinnen, daſs die Methode der Herstellung des
Natriums verbessert werde, theilt auſser Castner (vgl.
1887 265 595) auch Curt-Netto in Dresden (vgl. Engineering, 1888
S. 546), dessen Verfahren auf dem Krupp'schen Werke in
Essen erprobt und durch die „Alliance Aluminium Company“ von King's Head
Yard, E. C. in England eingeführt wird. Das Verfahren Curt-Netto's besteht ebenfalls in der Ausscheidung des
Aluminiums aus natürlichem oder künstlichem Kryolith mittels Natriums. Das
Rohmaterial wird als feingemahlenes Pulver mit Kochsalz vermischt und in einem
Flammofen geschmolzen. Nachdem die Masse flüssig ist, läſst man sie in ein Gefäſs
laufen und führt Stückchen von Natrium bis auf den Boden des Gefäſses, wo dieselben
so lange gehalten werden, bis das Natrium flüchtig wird, was nach wenigen
Augenblicken geschieht. Das gasförmige Natrium steigt in dem geschmolzenen Kryolith
empor und verdrängt das Aluminium aus seiner Verbindung. Letzteres sammelt sich am
Boden des Gefäſses. Der gröſsere Theil der Schlacke wird abgeschöpft und das Uebrige
in einen eisernen Tiegel gegossen, damit es abkühle. Am Grunde desselben findet sich
später ein schöner Regulus von Aluminium. Da nicht alles Aluminium aus der
Beschickung mit einem Male erhalten wird, so wird die Schlacke wieder mit einer
gröſseren Menge von Kryolith in den Ofen zurückgegeben. Nur bei der ersten
Beschickung ist Kochsalz erforderlich, später dient die Schlacke als Fluſsmittel. Zu
jedem Pfunde Aluminium sind 3½ Pfund Natrium erforderlich, welches auf den Werken
der Gesellschaft gleichfalls nach bekanntem Verfahren hergestellt wird.
Die Productionskosten von Aluminiummetall nach Curt-Netto's Verfahren werden vom Engineering
auf 6 Schilling das Pfund angegeben. Auch meint das genannte Blatt, daſs, da Stahl
und Eisen nur mit 0,1 Proc. legirt zu werden brauche, um ein ausgezeichnetes
Material zu geben, der Preis von 10 Schilling das Pfund schon ein äuſserst günstiger
sein würde.
Ein besonderer Vortheil des Curt-Netto'schen Verfahrens
soll noch darin bestehen, daſs das erzeugte Aluminium viel reiner ist, als das durch
den elektrischen Strom von Cowles niedergeschlagene.
Wir werden später ausführlich auf dieses Verfahren zurückkommen.
Auf dem Gebiete des Zinkhüttenwesens sind gleichfalls
einige Neuerungen zu verzeichnen. Paul Heil in Breslau
hat einen Ofen angegeben, welcher vorzugsweise eine bessere Verwerthung der Zinkerze mittels Verwendung
stehender Retorten, die eine ununterbrochene Destillation gestatten, bezweckt. Aus
einer solchen Retorte r (Fig. 7), welche bei g mit doppeltem Gichtverschlusse versehen ist,
entweichen die Metalldämpfe, dem Siedepunkte der Metalle entsprechend, in
verschiedenen Höhen derselben auf kürzestem Wege durch die Oeffnungen oo nach gesonderten Vorlagen ss, wo sie sich zu flüssigem Metalle verdichten, welches sich bei c ansammelt und durch i
nach untergestellten Gefäſsen abflieſst, während die in der Retorte verbleibenden
Schmelzproducte – regulinisches Metall, Stein, Speise oder Schlacken – durch ein
Stichloch a nach Kippwagen entfernt werden.
Die Retorte r hat eine länglich ovale Form und wird an
den beiden Breitseiten und an der einen Stirnwand von Gasen umstrichen, welche, mit
Luft gemischt, durch die Kanäle pp zuströmen (D. R. P.
Nr. 40768 und Berg- und Hüttenmännische Zeitung, 1888
S. 116 u. f.). Bei e wird zweckmäſsig ein Saugapparat
angesetzt, um die entstandenen Gase durch das Metallbad hindurchzusaugen, damit der
Wärmeüberschuſs aus der Reductionskohle nicht verloren geht. Wenn mehrere Metalle
gleichzeitig überdestilliren, so kann das specifisch schwerere durch a1 abgestochen
werden.
Das bisher geübte Verfahren der Zinkdestillation hat zahlreiche Mängel, von denen
nach Dr. Kosmann die folgenden angeführt werden
sollen:
1) Von dem analytisch ermittelten Zinkgehalte wird in Folge der Metallverluste,
welche theils aus den entweichenden und nicht aufgefangenen Zinkdämpfen, theils aus
der Beschaffenheit der Erze entstehen, oder welche in den Muffelrückständen
verbleiben, den Erfahrungen der Praxis gemäſs ein Viertel bis ein Drittel als nicht
ausbringbar angesehen. Das unvollkommene Ausbringen des Zinkgehaltes ist zunächst
dem ruhigen Verharren der Beschickungssäule innerhalb der Muffel zuzuschreiben,
welches verhindert, daſs nach geschehener Entzinkung gewisser Erztheilchen nicht
neue Partien derselben mit der glühenden Kohle in Berührung gelangen. Sodann müssen
die Erze sehr lange in der Muffel verweilen.
2) Der Beruhungszustand, sowie die räumliche und materielle Beschaffenheit der
Muffeln, endlich die Oekonomie des Verfahrens selbst verlangen, daſs die Erze in der
durch ihre Natur bedingten Zusammensetzung zur Verhüttung gelangen und schlieſst
jede Verwendung von Zuschlägen aus, welche durch die Zersetzung störender vererzter
Verbindungen oder durch eine leichtere Versinterung Schlacken bildender
Bestandtheile das Ausbringen zu erhöhen vermöchten. Deshalb wird bei der
Werthberechnung der Erze ein gewisser Gehalt an Kieselzinkerz, Eisen, Schwefel und
Blei mit Recht als Werthverminderung in Rechnung gezogen. Während die Mitgewinnung
von Blei (Silber), Eisen und Cadmium zur Erhöhung des Erzwerthes beitragen sollten, bilden gegenwärtig die
ersten beiden Begleiter eine Quelle von Verlegenheiten. Wegen der unumgänglichen
Abröstung und der Beseitigung der schwefligen Säure sind auſserdem bei der
Blendeverhüttung kostspielige Vorbereitungsanlagen u.s.w. erforderlich.
3) Die gegenwärtige Unterbrechung und der zeitweise Stillstand des Betriebes, die
Entstehung von Zinkoxyd und Zinkstaub nach dem Wiederbesetzen der Muffeln oder
Röhren, die Abkühlung des Ofens und der Destillirgefäſse und die hierdurch bedingte
Brennstoffvergeudung, die Verstopfung der Vorlagen durch erkaltete Halbproducte, die
Belästigung der Arbeiter durch Dämpfe und Staub, dies alles sind Schattenseiten des
gegenwärtigen Verfahrens.
Alle diese Uebelstände sollen durch die Arbeit in den Keil'schen continuirlich arbeitenden stehenden Retorten und bei Anwendung
geeigneter Vorlagen vermieden werden, zumal das Herabgehen der Beschickung und die
dadurch bedingte Umlagerung ihrer einzelnen Theilchen durch die Anwendung
entsprechender Zuschläge befördert werden kann. Kalkstein und Dolomit würden sich
bei Galmeierzen, metallisches Eisen, bezieh. seine Sauerstoffverbindungen oder
Braunstein bei Verhüttung roher Zinkblenden empfehlen. Auch Kalkerde, Magnesia,
Fluſsspath, Natriumcarbonat könnten nach Umständen nützlich verwendet werden.
Schlieſslich ist noch eine Einrichtung getroffen, um Cadmium, Arsen, Antimon u.s.w.
zu gewinnen, indem auſser den schon genannten Vorlagen ss noch besondere Vorlagen vorhanden sind, welche durch Kanäle ff mit dem oberen Theile der Retorte in Verbindung
stehen.
In zweiter Reihe soll der Ofen auch sanitäre Vortheile bringen, da keine schädlichen
Gase in die Arbeitsräume und in die Umgebung der Hütten entweichen. Sodann kann der
Ofen als stehende Retorte auch zur Destillation von Stein- und Braunkohlen zur
Leuchtgas- bezieh. Paraffinbereitung und anderen Zwecken verwendet werden.
Ein anderes Verfahren nebst Vorrichtung zur Zinkgewinnung ist von E. Walsh in St. Louis angegeben worden. Das Verfahren
fuſst darauf, daſs, wenn Zinkdämpfe und Kohlensäure, beide bei einer Temperatur
zwischen 760 und 820° C. durch Kohle oder Kohlenstoff haltiges Material streichen,
welches auf der gleichen Temperatur gehalten wird, die Kohlensäure sich sofort in
Kohlenoxyd verwandelt und der Zinkdampf eine weitere Oxydation nicht eingehen soll.
Auf diesen Anschauungen baut der Erfinder auf, um gleichzeitig Zinkdämpfe und
Kohlenoxyd zu gewinnen. Er benutzt (vgl. D. R. P. Nr. 43471) einen Cupolofen, der
bereits früher, aber mit wenig praktischem Erfolge zur Zinkgewinnung vorgeschlagen
wurde, weil die den Cupolöfen anhaftenden Eigenthümlichkeiten und die Temperatur,
bei welcher die verschiedenen Reactionen stattfinden, nur schwierig richtig
beurtheilt werden konnten. Nach dem vorliegenden Verfahren von Walsh
wird nun auf die mit Brennmaterial gemischte Beschickung von calcinirten Zinkerzen,
welche durch den Trichter B dem Ofen A (Fig. 8 und 9) zugeführt werden, noch
durch die Hilfstrichter D eine besondere Lage C von Kohle oder Kohlenstoff haltigem Materiale
aufgegeben. Das Rohr B ist so angeordnet, daſs sein
unteres Ende in den Ofen A weit genug hineinreicht, um
eine Abgabe des gemischten Brennmateriales und Erzes an einem Punkte des Ofens zu
sichern, wo die Temperatur der Beschickung 820° C. oder etwas mehr beträgt, jedoch
nicht so tief, daſs das Beschickungsrohr der intensivsten Hitze des Ofens ausgesetzt
würde, um es vor Zerstörung zu bewahren.
Sobald nun in dem angefeuerten Ofen A das Gemisch von
Brennmaterial und Erz und das nachgeschickte Brennmaterial C eine Temperatur von etwa 820° C. erreicht haben, gehen die Zinkdämpfe
und die aus der Reduction des Zinkoxydes mit Kohle gebildete Kohlensäure durch die
Schicht C, wo die Kohlensäure durch Berührung mit der
glühenden Kohle in Kohlenoxyd verwandelt wird. In Folge dessen werden Zinkdämpfe und
Kohlenoxyd erzeugt, welche beide durch ein oder mehrere Leitungsrohre zum
Condensator abgehen, aus welchem die Zinkdämpfe zu flüssigem Zinke condensirt
werden, während das Kohlenoxyd zusammen mit dem Stickstoffe u.s.w. von hier durch
passende Rohre weitergeleitet wird, um beliebig verwendet zu werden.
Der Condensator muſs zwischen 420 und 650° C. gehalten werden, weil bei einer
Temperatur von 420° C. das Zink fest werden, dagegen nach Ansicht des Erfinders bei
einer Temperatur von 650° zu verdampfen anfangen würde. Der Apparat besteht aus zwei
guſseisernen Kesseln oder Kammern G G1 (Fig. 10) von passender
Länge und eiförmigem Querschnitte. Letztere sind durch die syphonartigen, parallel
zu einander angeordneten Rohre J, welche nach oben in
den Feuerkanal H reichen, verbunden. Die Kammer G communicirt durch Rohr K
mit dem Cupolofen, während von Kammer G1 ein Auslaſsrohr L
durch das Mauerwerk I nach auſsen führt. Die Befeuerung
des Condensators geschieht mittels der Heizkanäle O,
welche von dem Feuerraume M auslaufen. Das flüssige
Zink verläſst den Apparat bei N.
Ob das Verfahren wesentliche praktische Erfolge nach sich ziehen wird, bleibt noch
abzuwarten.
Zum Schlusse möge noch eine mehr wissenschaftliche Mittheilung, die jedoch auch den
praktischen Hüttenmann im hohen Grade interessiren wird, hier Platz finden.
Dr. W. Stahl in Altenau (Oberharz) berichtet nämlich in
der Berg- und Hüttenmännischen Zeitung, 1888 S. 207,
von hexagonal krystallisirtem Schwefelzinke, welches er unter Zwischenproducten von
der Sophienhütte am Unterharze entdeckte. Bekanntlich ist der Dimorphismus des
Schwefelzinkes, welches als regulär krystallisirendes Mineral Zinkblende heiſst, an künstlich
dargestellten Krystallen schon von St. Claire Deville
und Troost nachgewiesen worden. Friedet und Troost fanden auch in der Natur
hexagonales Schwefelzink, den sogen. Wurtzit. Die Krystalle stammten aus Oruro in
Bolivia. Die chemische Zusammensetzung entsprach nach der bisherigen Ansicht der
Forscher der Formel 6ZnS + FeS. Die von Stahl
untersuchten Krystalle bestanden aber nur aus fast reinem ZnS, da ganz geringe
Mengen von Schwefelblei nach der mikroskopischen Untersuchung sich als grauliche
Einlagerungen in die Schwefelzinkmasse darstellten.
Kt.