Neuerungen im Metallhüttenwesen. (Fortsetzung des Berichtes S. 249 d. Bd.) Neuerungen im Metallhüttenwesen. 1) Die Auflösung des Goldes. Das auszulaugende Erz – am besten Freimühlenerze (free-milling ores), welche Gold oder Silber in gediegenem Zustande enthalten, oder Amalgamationsabgänge derselben (Tailings) – wird durch Walz- oder Pochwerke soweit zerkleinert, dass das Erzpulver durch ein Sieb von 40 bis 60 Maschen auf 0,0254 m Länge hindurchgeht. Die Tailings besitzen bereits die geeignete Korngrösse. Nasses Erz muss zunächst getrocknet werden. Die Erze bezieh. Tailings werden sodann in grosse Holzbottiche von 35 bis 400 t Fassungsvermögen eingebracht. Diese Bottiche hatten zuerst quadratischen, jetzt meistens kreisförmigen Querschnitt. Sie besitzen einen falschen Boden aus Holzlatten, auf dem ein Filter aus Kokosnuss ruht. Darunter befindet sich eine Schicht von grobem Sand und Kies. Die Lösung wird unter dem falschen Boden durch ein Eisenrohr abgelassen. Nach dem Beschicken der Bottiche mit Erz, welches bis etwa 50 mm unter den oberen Rand derselben reicht, wird bei geschlossenem Abflussrohr so viel Cyankaliumlauge einfliessen gelassen, dass der Flüssigkeitsspiegel den oberen Rand der Bottiche erreicht. Die Lauge, welche zweckmässig 0,6 bis 0,8 Proc. Cyankalium enthält, lässt man 12 Stunden auf das Erz bezieh, die Tailings einwirken. Diese verdünnte Cyankaliumlösung greift weder Holz noch Eisen an. Dann wird dieselbe durch Oeffnen des Ablasshahns in das Fällgefäss abgelassen, und hierauf wieder frische Cyankaliumlauge auf das Erz gegeben. Diese lässt man je nach dem Goldgehalte der Erze 6 bis 12 Stunden darauf einwirken und lässt sie dann gleichfalls in das Fällgefäss ab. Von der 0,6- bis 0,8procentigen Cyankaliumlösung, der sogen, starken Lauge, wird durchschnittlich auf die Tonne Erz ½ t gebraucht. Es folgt dann ein weiteres Auslaugen mit schwächeren Cyankaliumlösungen von nur 0,2 bis 0,4 Proc. Cyankaliumgehalt. Diese letzteren Laugen sind die beim Ausfällen des Goldes durch Zink restirenden Laugen; sie werden so lange benutzt, als noch freies Cyankalium darin enthalten ist. Nach einer 8- bis 10stündigen Einwirkung dieser schwachen Cyankaliumlösung, von der durchschnittlich ½ t für die Tonne Erz erforderlich ist, ist die Auslaugung der Erze beendet. Diese werden mit Wasser ausgewaschen, die Bottiche von ihnen geleert und von Neuem mit frischem Erz beschickt. Neuerdings erfolgt auf den Robinson-Werken in Südafrika die Entleerung der Bottiche durch eine Fallthür im Boden derselben. Wie schon bemerkt, gebraucht man für die Tonne Erz im Durchschnitt ½ t starke Cyankaliumlösung von 0,6 bis 0,8 Proc. Gehalt und ½ t schwache Lösung von 0,2 bis 0,4 Proc. Cyankaliumgehalt. Dieser Bedarf stellt sich bei Freimühlenerzen erheblich geringer. Derartige Erze, sowie Tailings können deshalb mit Vortheil in der Weise ausgelaugt werden, dass die Cyankaliumlösung nach einander mehrere Auslaugebottiche passirt, wobei eine goldreichere Lauge resultirt, in Folge dessen nicht nur die Verluste an Cyankalium erheblich geringere sind, sondern auch der Goldniederschlag reiner ist. Enthalten die Erze oder die Tailings Pyrite, welche durch Verwittern in Sulfate und freie Schwefelsäure überzugehen pflegen, so müssen diese Körper unschädlich gemacht werden, da sie, wie bereits erläutert, den Verbrauch an Cyankalium ganz ausserordentlich steigern würden. Derartige Erze werden, nachdem sie in die Bottiche eingefüllt worden sind, zunächst mit Wasser behandelt, wodurch die Schwefelsäure und die neutralen Eisensulfate entfernt werden. Um aber auch die in Wasser nicht löslichen basischen Eisensulfate, welche durch das Wasser allmählich zersetzt werden und gleichfalls zerlegend auf die Cyankaliumlösung einwirken, unschädlich zu machen, werden die Erze nach der Wasserlaugung noch mit Kalkwasser oder Natronlauge behandelt. Diese letzteren Agentien zerlegen die basischen Eisensalze in Eisenhydroxyd und verbinden sich selbst mit der hierbei frei werdenden Schwefelsäure. Kalkwasser ist übrigens der Natronlauge vorzuziehen, weil es weniger zersetzend auf das Cyankalium einwirkt, und auch das Zink in den Fällgefässen weniger stark angreift als kaustische Alkalien. 2) Die Fällung des Goldes. Zum Ausfällen des Goldes benutzt man Zink und zwar als blanke Drehspäne. Die Ausfällung erfolgt nach der Gleichung: 2KAu(CN)2 + Zn = K2Zn(CN)4 + 2Au. Hiernach würden durch 1 Gew.-Th. Zink 6 Gew.-Th. Gold ausgefällt werden. Thatsächlich aber ist der Zinkverbrauch bedeutend grösser; denn im Durchschnitte werden zur Ausfällung von 32 g Gold 453 g Zink gebraucht. Dieser bedeutende Mehrverbrauch an Zink erklärt sich dadurch, dass unter Mitwirkung des ausgefällten Goldes durch das Zink eine Zersetzung des Wassers unter Bildung von Zinkhydroxyd und Wasserstoff hervorgerufen wird Zn + 2H2O = 2H + Zn(OH)2. Sind in der Lösung kaustische Alkalien vorhanden, was stets der Fall sein wird, wenn basische Eisensalze durch kaustische Alkalien ausgefällt wurden, so verwandeln diese einen Theil des Zinkes unter Wasserstoffentwickelung in eine Zinkoxydalkaliverbindung, welche auf die durch die Ausfällung des Goldes entstandene lösliche Kaliumzinkcyanverbindung einwirkt und daraus das einfache Zinkcyanid in Form eines weissen Niederschlages ausscheidet. Diese Vorgänge veranschaulichen die folgenden Gleichungen: I. Zn + 2NaOH = Zn(ONa)2 + 2H II. 2H2O + Zn(ONa)2 + K2Zn(CN)4 = 2Zn(CN)2 + 2NaOH + 2KOH. Das bei der Ausfällung des Goldes entstehende Kaliumzinkcyanid geht für den Process verloren, da es bis jetzt nicht gelungen ist, aus demselben das Cyankalium in zweckmässiger Weise zu regeneriren. Die Fällgefässe bestehen gleichfalls aus Holz und sind durch Querwände derartig in mehrere Abtheilungen eingetheilt, dass die Goldlösung abwechselnd am oberen und am unteren Ende derselben eintritt, dass also die sich durch die Fällgefässe bewegende Goldcyanürlauge abwechselnd von oben nach unten und von unten nach oben fliesst. In den einzelnen Abtheilungen werden herausnehmbare Kästen mit einem Siebboden eingesetzt, auf welchen das Zink aufgehäuft wird. Wie schon gesagt, wird das Zink in Form von blanken Drehspänen zur Ausfällung des Goldes benutzt. Das Gold schlägt sich hierbei als dichter Ueberzug auf denselben nieder, wodurch sich bei Anwendung von Zinkgranalien oder Zinkplatten, die bedeutend weniger Oberfläche als Zinkspäne besitzen, der Ausfällprocess sehr verlangsamen würde. Da die Späne eine blanke Oberfläche haben müssen, so werden sie erst unmittelbar vor dem Gebrauche an Ort und Stelle hergestellt. Das niedergeschlagene Gold fällt durch die Siebmaschen, von denen vier auf 0,0254 m gehen, hindurch, während die Zinkspäne in den Siebkästen bleiben. Auf den schon erwähnten Robinson-Werken sind die Fällkästen 6 m lang, 0,6 m breit und 0,6 m tief. Ihr Boden ist geneigt; neun Zwischenwände theilen sie in zehn Abtheilungen von je 0,55 m Länge. Die erste Abtheilung enthält kein Zink; dieselbe dient lediglich zum Klären der aus den Lösungsbottichen einfliessenden Lauge. Die sieben folgenden Abtheilungen enthalten je 36,35 l (1 Bushel) Zinkdrehspäne. Die beiden letzten Abtheilungen wiederum enthalten wie die erste kein Zink; sie dienen zum Zurückhalten von mitgerissenen Goldpartikelchen. Die bei der Auslaugung erhaltenen schwachen und starken Goldlösungen werden jede für sich in besondere Fällkästen geleitet und auch nach der Goldausfällung in getrennten Behältern aufgefangen, aus welchen man sie in die Lösungsbottiche zurückpumpt. Dieselben sind aus den oben angeführten Ursachen bedeutend ärmer an freiem Cyankalium als vor der Fällung. Das Gold schlägt sich am meisten in den vorderen Abtheilungen nieder, die deshalb mehrfach wieder mit Zinkdrehspänen aus den hinteren Abtheilungen gefüllt werden müssen. Die letzte Abtheilung wird stets mit frischem Zink beschickt. Der erhaltene Goldschlamm, welcher sich auf dem Boden der Fällgefässe absetzt, wird monatlich ein- bis zweimal ausgeleert. Hierzu werden dann zuvörderst die Siebkästen ausgehoben, die in den Abtheilungen befindliche entgoldete Lauge etwa 1 Stunde absetzen gelassen und abgehebert und sodann der Goldschlamm auf ein feines Sieb gebracht, von dessen Maschen 40 auf 0,0254 m Länge gehen. Auf diesem Siebe wird der feuchte goldhaltige Schlamm mit einem mit Kautschuk überzogenen Stock umgerührt, wodurch die anhaftende Lauge, das Gold und sehr fein vertheiltes Zink durch dasselbe gedrückt werden, während der grösste Theil des Zinkes auf dem Sieb zurückbleibt. Das Zink, welches so fein ist, dass es durch ein Sieb von 12 Maschen auf 0,0254 m hindurchgeht, wird über dem Zink der ersten Abtheilungen der Fällgefässe ausgebreitet und von Neuem zum Ausfällen des Goldes benutzt. Der durch das feine Sieb (40 Maschen auf 0,0254 m Länge) hindurchgepresste Schlamm wird in untergestellten Gefässen aufgefangen. Derselbe besteht aus fein vertheiltem Gold und Silber, grösseren Mengen von Zink, ferner aus Blei, Kupfer, Zinn, Arsen, Antimon, organischen Stoffen und sonstigen in den Erzen, dem Cyankalium und dem Zinke enthalten gewesenen Verunreinigungen. Man hat vielfach nach einem Ersatz für das Zink als Fällungsmittel, welches die grossen Nachtheile des Zinkes nicht besitze, gesucht, denn das Cyankalium in dem erhaltenen Kaliumzinkcyanid lässt sich nicht oder wenigstens nur mit beträchtlichen Kosten regeneriren, geht also nicht nur für den Process verloren, sondern setzt die betreffenden Werke wegen seiner giftigen Eigenschaften in Verlegenheit bezüglich des Beiseiteschaffens. Ferner wird sehr viel Zink verbraucht und schliesslich gibt der Zinkgehalt des Goldniederschlags zu erheblichen Goldverlusten Veranlassung. Die gewöhnlichen Fällungsmittel für Gold, wie Oxalsäure, Eisenvitriol, Schwefelwasserstoff u.s.w., sind nicht anwendbar. Von Molloy ist Natriumamalgam als Fällungsmittel vorgeschlagen worden, wodurch das Gold aus der Cyanidlösung ausgeschieden und in Goldamalgam umgewandelt wird, während das entstandene Cyannatrium, da es das Gold ebenso gut wie das Cyankalium löst, stets von Neuem wieder verwendet werden kann. Das Natrium wird nach Molloy (The Engin, and Min. Journ., 1892 S. 155 und 365) durch Elektrolyse von Natriumcarbonat dargestellt, wobei Quecksilber als Kathode und ein Bleistab als Anode benutzt werden. Die Goldlösung durchfliesst hierbei einen flachen mit Quecksilber zum Theil angefüllten Trog, in dem sich wiederum ein mit Sodalösung angefülltes Gefäss ohne Boden befindet, welches mit seinem unteren Rande in das Quecksilber taucht. Beim Schliessen des Stromkreises wird die Sodalösung, in welche die Bleianode taucht, zerlegt; das an der Kathode (dem Quecksilber) ausgeschiedene Natrium bildet mit dem Quecksilber Natriumamalgam, welches dort, wo es mit der über der freien Quecksilberoberfläche fortfliessenden goldhaltigen Cyanlösung in Berührung kommt, aus letzterer das Gold unter Bildung von Goldamalgam ausscheidet und an dessen Stelle als Cyannatrium in Lösung geht. Die Vortheile dieses Fällverfahrens liegen auf der Hand. Das Cyankalium wird nicht nur regenerirt, sondern die Lösung hat nach dem Ausfällen des Goldes, an dessen Stelle eine äquivalente Menge Natrium als Cyannatrium getreten ist, eine bedeutende Lösungsfähigkeit für Gold, so dass sie von Neuem in den Process zurückgegeben werden kann. Es würde hierdurch ein bedeutender Fortschritt in dem Cyanidverfahren erzielt sein, wenn sich das Natriumamalgam im Grossbetriebe zu einem angemessenen Preise herstellen Hesse. In jüngster Zeit ist von Karl Moldenhauer in Frankfurt a. M. ein anderes Fällungsmittel in Vorschlag gebracht worden, welches nach der Aussage desselben die bedeutenden Nachtheile des Zinkes vollständig vermeiden und eine vollständige Regenerirung des an das Gold gebunden gewesenen Cyankaliums und des Cyans gestatten soll, ohne dabei wesentlich theurer als das Zink zu sein. Es ist dies das Aluminium. Während das Zink mit dem in der Cyanidlösung enthaltenen gebundenen und freien Cyankalium eine Verbindung nach der Formel 2AuK(CN)2 + Zn = K2Zn(CN)4 + 2Au eingeht, aus welcher das Cyankalium nicht regenerirt werden kann, scheidet nach den Versuchen Moldenhauer's das Aluminium sehr rasch das Gold aus der Lösung aus, ohne jedoch mit dem frei werdenden Cyan eine Verbindung analog dem Zink einzugehen. Nur mit etwa vorhandenem freien Alkali tritt das Aluminium in Reaction, indem es mit demselben ein Aluminat (AlO3K3) bildet. Die Ausfällung des Goldes geht nach folgender Formel vor sich: 6AuK(CN)2 + 6KHO + 2Al + 3H2O = 6Au + 6KCN + 6HCN + 6KHO + Al2O3. Die nach dieser Formel gebildete freie Blausäure verbindet sich aber sofort mit dem noch vorhandenen freien Alkali zu Cyankalium: 6Au + 6KCN + 6HCN + 6KHO + Al2O3 = 6Au + 12KCN + 6H2O + Al2O3. Mithin wird das gesammte an das Gold gebunden gewesene Cyankalium regenerirt und kann in den Process zurückgegeben werden, so dass der Verbrauch an Cyankalium nur ein geringer ist und sich auf das bei den verschiedenen Operationen mechanisch verloren gegangene oder durch fremde Einflüsse zersetzte Cyankalium beschränkt. Ein fernerer Vortheil ist sodann noch der, dass das Aluminium weit weniger der Oxydation unterworfen ist, wie das Zink, so dass es in der Form, in welcher es zur Ausfällung verwendet werden soll, von seiner Productionsstätte aus versendet werden kann, während es bei Verwendung von Zink als eine für eine rasche Ausfällung des Goldes nothwendige Bedingung gefunden worden ist, dass das Zink erst unmittelbar vor dem Gebrauch in die erforderliche Form (Drehspäne) gebracht wird. Ausserdem aber soll man zum Ausfällen einer und derselben Menge Gold nahezu viermal weniger Aluminium wie Zink benöthigen. In wie fern sich im praktischen Grossbetriebe das Aluminium bewähren und in wie weit es die grossen Erwartungen, welche Moldenhauer sich von demselben verspricht, erfüllen wird, steht noch aus, da bis jetzt grössere Versuchsergebnisse, aus denen zuverlässige Schlüsse gezogen werden könnten, noch nicht bekannt geworden sind. 3) Die Verarbeitung des Goldniederschlages. Der Edelmetallschlamm wird zunächst getrocknet und sodann mit Sand, Borax und Natriumbicarbonat in Tiegeln eingeschmolzen. Die Tiegel werden nicht mit einem Male vollständig gefüllt, sondern sobald eine Portion niedergeschmolzen ist, von Neuem beschickt. Der Schlamm schmilzt verhältnissmässig leicht und bildet eine flüssige Schlacke. Das Zink destillirt zum grössten Theile aus, reisst aber dabei erhebliche Mengen an Gold mit. Die zinkhaltige Schlacke enthält gleichfalls ziemlich viel Gold und wird deshalb besonders verarbeitet. Das erhaltene Gold hat zwischen 650 bis 800 Tausendtheile Feingehalt. Statt des eben beschriebenen Schmelzverfahrens sind mehrfach andere Gewinnungsmethoden vorgeschlagen und versucht worden; jedoch haben sie ebenso grosse Goldverluste wie die vorstehende Methode ergeben. Die Einführung des im Vorstehenden beschriebenen MacArthur-Forrest-Processes in die Praxis geschah im J. 1888 in Australien und zwar zu Ravensvood auf dem Werke der Cassel Gold Extracting Co. Kurz darauf wurde der Process auch auf Neu-Seeland auf den Werken der New Zealand Crown Mines Co. versucht. In Ravensvood erschwerte die complexe Natur der Erze (refractory ores) anfänglich die Arbeit, und auch auf Neu-Seeland kam man in Folge des primitiven Zustandes der Goldminen und der Verkehrsverhältnisse nur langsam weiter. So konnte erst 1892 zur Bildung der Australiern Gold Recovering Co. mit dem Sitze zu Charteres Towers und dem Plane, den MacArthur-Forrest-Process in allen Goldbergbau treibenden australischen Colonien einzuführen, geschritten werden. Auf dem Festlande wird zur Zeit derselbe ausser zu Charteres Towers, wo monatlich 500 bis 800 t Tailings mit Cyankalium verarbeitet werden, noch von der Virginia Gold Mining Co., Mitchell's Creeh und Cumberland G. M. Co. angewandt. Das letztgenannte Werk kann allein monatlich 16000 t Tailings verarbeiten. Eine noch grössere Bedeutung hat das Cyanidverfahren für den Neu-Seeländischen Goldbergbau gewonnen. Die Regierung hat in der richtigen Erkenntniss derselben die Einfuhr des Cyankaliums vom Zoll befreit. Der Hauptsitz der Gesellschaft befindet sich auf der Nordinsel zu Auckland, während auf der Südinsel zu Dunedin eine Filiale errichtet worden ist. Schon jetzt wird auf der Nordinsel ein Viertel des gesammten Goldes nach dem Cyanidverfahren gewonnen. Auf den New Zealand Crown Mines, welche das meiste Gold produciren, und der Waihi Gold Mining Co. wird sämmtliches Erz zerkleinert und sodann nach dem Cyanidverfahren verarbeitet. In Afrika wurden 1889 die ersten Versuche mit dem MacArthur-Forrest-Process zu Barberton im De Kaap-Gebirge unternommen. Bald darauf verlegte man den Schwerpunkt der Thätigkeit nach Johannesburg am Witwatersrand. Das Cyanidverfahren hatte in Südafrika anfänglich dadurch mit Schwierigkeiten zu kämpfen, dass die Goldsucher demselben ein grosses Misstrauen entgegenbrachten. Dasselbe wurde durch bedeutende Probeversuche, bei denen unter Controle der beiderseitigen Interessenten Hunderte von Tonnen verschiedenartiger Erze nach dem Cyanidverfahren verarbeitet wurden, trotz der hierbei erzielten guten Resultate keineswegs beseitigt; indessen konnte zur Gründung der African Gold Recovering Co. geschritten werden. Diese kaufte auf eigene Rechnung und Gefahr die Tailings auf und hatte bald einen gewinnbringenden Erfolg zu verzeichnen, welcher das allgemeine Misstrauen brach und dem Cyanidprocess eine außerordentlich rasche Einführung sicherte. Im November 1891 verarbeiteten fünf Werke 10000 t Tailings nach dem Cyanidprocess, entsprechend 7,5 Proc. der Gesammtgoldproduction des Witwaterrandes. März 1892 war diese Zahl bereits auf 12 Proc. gestiegen, während in der Zeit vom 1. Juli 1892 bis zum 30. Juni 1893 7031 k Gold, entsprechend 17 Proc. der Gesammtproduction, durch den Cyanidprocess gewonnen wurden. In den ersten fünf Monaten des laufenden Jahres soll bereits ¼ des gesammten Goldes durch die Cyanidlaugung erhalten worden sein. In Nordamerika wurde 1889 zu Denver (Colorado) eine Versuchsstation errichtet und daselbst täglich etwa 10 t Erze verarbeitet. Durch die guten Resultate veranlasst, errichtete man im Laufe der Zeit noch mehrere derartige Anlagen, so z.B. eine 50 t-Anlage zu Deadwood, die Cripple Creek Gold Extraction Co. eine 20 t-, in Utah die Mercur Mine, woselbst jetzt in einer 50 t-Anlage mehr als das Doppelte an Gold wie vordem durch den Amalgamationsprocess gewonnen wird. Die Poorman Mill zu Nederland verarbeitet Silbererze nach dem Cyanidprocess. Auch in Mexico haben erfolgreiche, seit Anfang 1892 vorgenommene Versuche zur Bildung einer Gesellschaft geführt. In Südamerika sind gleichfalls in Brasilien, Columbia und in Chile Schritte gethan worden, den Cyanidprocess einzuführen; indessen ist man mit Ausnahme von Chile, woselbst auf den Alhue Mines die Cyanidlaugung bereits benutzt wird, bis jetzt nicht über Verhandlungen und Versuche hinausgekommen. Soweit bis jetzt die Erfahrungen gehen, eignet sich das Cyanidverfahren am meisten für sogen. Freimühlenerze (free milling ores), also solche Erze, welche ihren Goldgehalt leicht an Quecksilber abgeben und daher gewöhnlich der Amalgamation unterworfen werden. Diese Erze dürfen aber nicht zu reich an Gold sein oder das Gold in zu grossen Körnern enthalten, da dann im ersteren Falle die Goldverluste zu gross sind, und im letzteren das Gold nur an der Oberfläche der Körner gelöst wird. Besonders geeignet ist deshalb das Verfahren für das fein vertheilte Gold (float gold), welches längere Zeit in Wasser suspendirt bleibt und weder durch Amalgamation, noch durch Aufbereitung gewonnen werden kann. Enthalten die Erze grosse Mengen von Pyriten, so lässt sich zwar auch hier das Cyanidverfahren, wenngleich mit grossen Kosten, anwenden, empfehlenswerther ist es aber, in diesem Falle den Chlorationsprocess nach Plattner zu benutzen. Selbstverständlich kann jetzt noch nicht ein endgültiges Urtheil über den erst wenige Jahre zählenden Cyanidprocess gefällt werden; indessen darf wohl schon jetzt der Schluss gezogen werden, dass, wenn es gelingt, die ihm noch anhaftenden Mängel, sowie die Schwierigkeiten, welche sich seiner Einführung oft entgegenstellen, ganz oder theil-weise zu beseitigen, der MacArthur-Forrest-Process eine ganz allgemeine Verbreitung erfahren wird. Es bleibt hier der Forschung noch ein grosses und dankbares Feld für Verbesserungen übrig. (Fortsetzung folgt.)