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Full text of "Jahresbericht über die Leistungen der chemischen Technologie, Volume 42"

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JAHRESBERICHT 

ÜBER DIE LEISTUNGEN 



V^/g.?V 



CHEIIHSCHEN TECHN0L06IE 

mit besonderer Berücksichtigung der 

Elektrochemie und Gewerbestatistik 

für das Jalu* 

18 6. 



Jahrgang I — XXV bearbeitet von R. von Wagner. 
Fortgesetzt von 

Prot Dr. Ferdinand Fischer 

in Göttingen. 

Xm. oder Neue Folge XXVII. Jahrgang. 
Mit 262 Abbildungen. 



I 



Leipzig 

Verlag von Otto Wigand. 
1897. 



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Alle Rechte vorbehalten. 



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Inhalt 



I. Gruppe. 
Chemische Technologie der Brennstoffe. 

(Seite 6 bis 102.) 

(* bed«nt«t mit AbbUdnngen.) 

Hols, Torf, Kohle, Koks 5; A. Schmidt: Destillation von Holz; 
Schonemann & Co. : Trocknen von Torf; M. M. Rotten : Verarbeitung von 
Torf 6 ; C. W. ▼. Gümbel : Brannkohlenablagernngen Bayerns ; Derselbe : 
Tertiäre Pechkohle in Wirtatobel bei Bregenz ; Brannkohlengruben in 
Ungarn; K. A. Weithofer: Pilsener Kohlenmnlde 7; G. Hattensaner: 
Brannkohlenanaljsen ; v. Oümbel : Nene Aufschlüsse im Pfalz-Saarbrficker 
Steinkohlengebirge; C. Gaebler; Die Sattelflötze und die hängenden 
Schichten auf der nördlichen Erhebungsfalte des oberschlesisohen Stein- 
kohlenbeckens ; M. Schulz- Briesen : Flötzablagerung in der Emscher Mulde 
des Ruhr - Steinkohlenbeckens ; Bremme: Steinkohlen Oberschlesiens; 
Steinkohlen von Eibenthal 10; Steinkohlen in Norwegen; F. Laur: 
Neues Kohlenlager in Altcastilien ; £. Gelhorn und L. Hoifmann : Eng- 
lischer Kohlenbergbau; Türkische Kohlen; Kohlenlager in Bulgarien 
und Serbien ; Kohlenwerk Sanct Makar in Ostsibirien ; G. Bodenbender : 
Kohlenvorkommen; Steinkohlen in Neuseeland; Steinkohlen in Neu- 
Caledonien; Metallhaltige Kohle 11; Meca: Kohle von Yauli in Peru; 
Methan in Wetterströmen; Th. Schtösing: Schlagende Wetter; J. Böhm: 
Grubenexplosion zu Karwin 12 ; Gallo waj : Entzündlichkeit des Kohlen- 
staubes; £. Natanson und Th. E. Tjborowski: Brikettverfahren für 
Kohlen ; J. Black : Verwerthung des Kalkschlammes der Holzessigfabriken ; 
A. Mann : Trockenvorrichtung für Braunkohle *13 ; Verbesserung beim 
Bergwerksbetriebe in Preussen, Trocknung von nasser Staubkohle ; Die 
Herstellung von Braunkohlen-Industrie- Briketts ; Kühlvorrichtungen für 
die zu verpressende Kohle *16 ; W. B. Hartridge : Künstlicher Brennstoff 
16; J. C. Grüniger: Feueranzünder; F. J. Bergmann: Destillation von 
Holzkleie und Holzabfällen ; P. Jebsen : Zur Herstellung von Torfkohle ; 
W. Schöning: Verkohlung von Torf 17 ; Anhaltische Kohlenwerke : Ver- 
kokungsofen für Brannkohlen *17 ; Ziegler : Torfkohle 18 ; O. Heimann : 
Herstellung von porösem Koks; Otto & Co. : Liegender Koksofen *18; 
C. Otto & Cp. : Koksofenthür 19 ; H. Stinnes : Koksofen 20 ; Bienenkorb- 
ofen; B. Liebing und F. Seifarth: Koksausdrückmaschine; Betriebs- 
ergebnisse von Semet- Solvay- Oefen ; M. Maercker : Braunkohlenflugasche 
auf Pflansen. 



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IV Inhalt. 

Erdöl, Paraffinindustrie 21; L. van Werveke: Erdölvorkommen im 
Elsass; Bo^irungen in Oelheim; F. Mc. Garvey : Stickstoffgehalt des 
Bitumens und Erdölbildnng ; A. Wankljn und J. Cooper: Erdölunter- 
suchnng ; C. Engler und L. Jezioranski : Elementare Zusammensetsung 
der Erdöle; Heusler: Theorie der Erdölbildnng 22; K. Charitschkoff : 
Erdöl der Insel Tscheieken 23; Derselbe : Erdöl bei Derwent 24; K. J. 
Tumskj : Erdöl von Grosni ; H. Niedenführ : Erdöllager der Kubanischen 
Provinz im Kaukasus 25 ; Salignj : Eumänisches Erdöl ; Erdöl in Peru ; 

F. C. Thiele: Lima-Erdöl; F. Heusler: Die Einwirkung von Aluminium- 
chlorid auf Theer- und Erdöldestillate 26 ; W. B. Price : Entschweflung 
von Mineralölen 29 ; A. Sommer : Entschweflung von Mineralölen ; Ch. F. 
Mabery und A. W. Smith : Sohwefelverbindungen im Ohio-Erdöl ; Ch. F. 
Maberj : Rohes kanadisches Erdöl ; Derselbe und J. H. Bjerley : Erdöl- 
destillation 30; N. Baron : Erhöhung der Leuchtkraft von Erdöl; Fuchs 
und Schiff: Petrolsäuren ; R. Kissling: Paraffingehalt der Leuchterdöle ; 
C. A. Lobry de Brujn : Entflammungspunkt vom Erdöl ; S. Aisinmann : 
Testpunkt des Erdöles 31; G. J. W. Bremer: Entflammungspunkt vom 
Erdöl 32 ; H. Käst und F. Rose : Entflammungspunkt des Erdöles ; R. Zalo- 
ziecki : Feuergeffthrlichkeit des Erdöles 34 ; R. Kissling : Entflammungs- 
punkt vom Erdöl 37 ; Derselbe : Erdöle verschiedener Herkunft 39 ; Vor- 
schriften über Prüfung von Erdöl und Erdölproducten in Russland 41 ; 
K. Charitschkoff: Prüfung des Erdöles auf den Grad der Raffination mit 
Lauge; L. Singer: Die Nothwendigkeit der Feststellung einheitlicher 
Untersuchungsverfahren in der Erdölindustrie 42; Derselbe: Die ge- 
bräuchlichsten Apparate zur Untersuchung von Leuchtölen 43 ; Zaloziecki : 
Probedestillation von Erdöl *46; R. Kissling: Untersuchungsverfahren 
zur Werthbestimmung der Erdölproducte 60 ; Lenoir & Forster : Aufstieg 
des Erdöles im Dochte ; Zaloziecki und W. Charitschkoff: Bestimmung 
des Paraffingehalts in Erdöl; K. Charitschkoff: Bestimmung der Menge 
des in schweren Oelen eingeschlossenen Wassers 51 ; 0. Engler und R. Kiss- 
ling : Zur Bestimmung des Schwefels in Erdöl ; W. Fox und D. G. Riddich : 
Schwefelgehalt von Oelen; K. W. Charitschkoff: Aluminium für Kühler, 
Tankwagen u. dgl. für Erdöl ; R. A. Ostrejho : Erdöl absorbirt Sauerstoff 
und Kohlensäure auch im Dunkeln ; R. Zaloziecki : Grubengase aus den 
Erdwachsgruben in Boryslaw; Krey: Die Mineralöl- und Paraffinindustrie 
Deutschlands 52 ; A. Wendtland : Reinigung von Mineralöl 53 ; R. Höland : 
Die sächsisch -thüringische Braunkohlentheerindustrie; F. Helfers: Be- 
stimmung des Vergasungswerthes von Mineralölen *55. 

Leuchtgas 59; W. Arrol und W. Foulis: Retortenlademaschine; M. J. 
Joyce : Zweiseitig geheizter Retortenofen ; E. Merz : Oefen mit geneigten 
Retorten; E. Schimming: Erfahrungen mit Lade- und Ziehmaschinen; 
R. Fleischhauer: Qasreinigung *59 ; H. Breuer: Gaskühl- und -wasch- 
apparat ; Knublauch : Ammoniakgewinnung aus Leuchtgas ; H. Termin : 
Regenerirung der Reinigungsmassen 60; W. Leybold: Wiederbelebung 
der Reinigungsmasse; F. Clowes: Kohlengas, Wassergas 61; Berlin- An- 
haltische Maschinenbau- Actiengesellschaft : Anreichern von Gas ; Nachts- 
heim : Desgleichen *61 ; M. v. Gässler : Carburirung mit Rohbenzol 63 ; 
P. Dvorkovitz : Gasgewinnung aus Kohlenwasserstoffen 64 ; L. M. Bullier : 
Acetylenverdünnung ; H. Schneider: Gleichmässige Entwickelung von 
Acetylengas aus Calciumcarbid ; W. Didam : Ventil für Acetylenentwickler ; 

G. Voigt: Acetylengaserzeuger ; N. Grehant: Acetylen; L. Willson: 
Trocknen und Carburiren von Leuchtgas ; F. Haber und H. Samoylowicz : 
Hexan aus Rohgasolin. 

Beleuchtung 65; v. Hefner-Alteneck: Lichteinheit; H. Krüss: Photo- 
meter nach Lummer und Brodhun 66; O. N. Rood: Flackerphotometer; 
W. Wien und O. Lummer : Lichtemission und Lichteinheit ; F. A. Hoppe : 
Kerzenbeleuchtung ; £. P. Lehmann : Kerzenhalter ; O. Wollenberg u. A. : 



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Inhalt. V 

£rd$Uampen ; Eraj & Cp. a. A. : Löschrorrichtnng^en ; J. Schülke : Erdöl- 
re^neraÜTlampe ; P.Wolf H.A.: Grabdnsicherheitslampe 67 ; A.Haff 
Q. A. : Oeldampfbrenner ; A. Z. Germains: Zngglas; F. Schuchardt: 
y ergasongsTorrichtang an Spiritnsglühlampen ; F. Fischer : Spiritasglnh- 
lampe; O. Richter: Vergasnngslampen 69; O. Helfft: Die Glühlicht- 
lampe ; A. Schmits : Glühlichtiampe *69 ; S. Marcus n. A. : Die Ver- 
gasnngs- bes. Glühlichtlampen ; A. Perlich : LöschTorrichtnng für Spiritns- 
glfihlampen 70 ; J. Schülke : Gasbeieachtung ; £. Grund und Lamp Manu- 
factoring Comp. : Regenerativ-Gaslampe ; W. N. Jaskey u. A. : Elektrische 
Gaazunder ; H. Kirchweger und Walther : Gasglühlichtbrenner ; Gesell- 
schaft für stossfeste Glühlichtbrenner : Gasglühlichtbrenner ; F. Deimel : 
Olnhlichtbrenner ; E. Ernst: Mischyorrichtung *70; C. Sommerfeld: 
Gasglühlichtbrenner *70; C.Seel: Brenner für Gasglühlicht *70; F. Deimel: 
Cjlindertriger für Glühlichtlampen 71 ; Th. Hahn : Vorrichtung zum 
Brennen von Glühstrümpfen; ▼. Knorre: Entwickelungsgeschiohte des 
Gaaglühlichtes ; A. Kiesewalter: Gasglühlichtleuchtmasse ; B. Lang- 
hans : Herstellung yon Glühkörpern für Gasglühlicht auf elektrolytischem 
Wege ; Aaer*s Glühlicht-Patente ; Ch. E. St. John : Lichtemission seltener 
Erden 72; Söhren: Das Aner*8che Gasglühlicht 74; Vergleichende 
Messungen verschiedener Brenner 76 ; H. Drehschmidt : Die Lichtrer- 
tbeilung des Glühlichtes ; A. Smithells : Leuchten der Gasflamme ; Licht- 
st&rke in Procenten 77 ; V. B. Lewes : Acetylentheorie des Leuchtens yon 
Gasflammen ; H. Le Cbatelier : Verbrennung von Acetylen 83 ; B. Pictet : 
Acetylen, der Leuchtstoff der Welt; G. Defren: Bildung yon Nitriten bei 
der Verbrennung von Leuchtgas ; A. Weber und Haber : Verbrennungs- 
producte von Gasflammen und Erdöllampen ; W. ▼. Oechelhänser : Ent- 
wickelnng des Gasfaches. 

Heiz gas 85; A. G. Glasgow: Wassergasgenerator *85 ; J. L. Hastings: 
Wassergaserzeuger; Racine: Gefahren des Wassergases; E. Meyer: 
Mischgasänlage ; Mond und Ritschie: Mischgasanlage 86 ; A. Baldwin: 
Gasgenerator ; H. Müller : Generator *86 ; F. B. Pörschmann und H. Stein- 
beok: Das Verfahren der selbstthätigen Vergasung fester oder flüssiger 
Brennstoffe; P. Donin: Gasfeuerung 87; C. Schwalme und F. Busta: 
Erdölgeneratorfeuemng ; G. Ulricin. A. : Gasheizofen; A. ▼. Ihering: 
Gasheizöfen; H. Junkern. A.: Flüssigkeitserhitzer; F. Lönholdt: Gas- 
herd ; G. Schoonjans : Gasheizapparat mit Vorwärmung der Verbrennungs- 
luft ; Wehrsen & Bluhm : Bunsenbrenner 88 ; F. H. Eydman : Vorrichtung 
zum Verändern der Gasdüse bei Bunsenbrennern *88 ; H. Axmann : Vor- 
richtung zum Regeln des Gasluftgemisches bei Bunsenbrennern *88; 
C. Sommerfeld : Gasheizbrenner in Siebform *88 ; Soci^t4 Anonyme des 
Brevets Etrangers de L'H^Iiogöne : Flachbrenner für nichtleuchtende Flam- 
men ; A. Gautier und H. Heller: Verbrennungstemperatur des Wasser- 
stoffes 89 ; F. Clowes : Explosionsfähigkeit von Gas-Luftgemischen. 

Feuerungen 89; E. Storp n. A.: Feuerungsroste; J. Bowe u. A. : Be- 
schickungsvorrichtungen für Dampfkesselfeuemngen u. dgl. ; W. Berken- 
kamp u. A. : Dampfkesselfeuerungen 90 ; M. Richter : Rauchverbrennung ; 
E. Hammesfahr und J. Hinstin : Rauchverzehrende Feuerungsanlage ; 
J. Patterson: Rauchniederschlagung ; C. G. P. de Laval u. A. : Zugregler ; 
Marc und Scherding : Vorrichtung zur regelbaren Luftzufflbrung unter den 
Rost; N. K. H. Ekelund : Kohlenstaubfeuerung *90 ; F. de Camp u. A. : 
Kohlenstaubfeuerungen 91 ; Carlo : Kohlenstaubfeuerungen ; L. Grabau : 
Kohlenstaubfeuerungen; Le Neve Fester : Rauchentwickelung 92 ; Rauch- 
belästignng; J. S. Zerbe u. A. : Feuerung für flüssige Brennstoffe 93; 
Dampfkesselfeuerung mit Braunkohlentheer; E. Brückmann: Naphta- 
heizung der Lokomotivkessel in Russland 94 ; G. Watson u. A. : Ofen zum 
Verbrennen von Strassen- und Hausabgängen ; Soci^tä G^n^rale des Tra- 
vaujc Sanitaires : Müllverbrennungsofen *94 ; F. £. Gatcke : Das Verfahren, 



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TI Inhalt. 

Gase, Flammen oder WKrme in Ränmen znrück- oder von Räumen abzu- 
halten ; W. Lönholdt : Schützen der Tom Fener berührten Metalltheile von 
Feuemngen ; A. Stecke : Ofen für Kohle und Gas ; O. Keidel n. A. : Dauer- 
brandöfen ; G. Köhler u. A. : Füllofen 95 ; G. Suter-Blösch u. A. : Zimmer- 
öfen ; H. Hüller u. A. : Schornsteinaufsatz ; Ritschel : Wärmeabgabe von 
Heizkörpern. 

Zündmittel und Flammenschatz 96; M. M. Rotten : Herstellung einer 
Zündmasse für Streichhölzer ; M. Bals : Amorpher Phosphor als Ersatz für 
gelben Phosphor zur Herstellung von Zündmassen u. dgl. 97 ; Continental 
Match Co. : Füllen von Zündholzrahmen ; Diamond Match Comp. : Her- 
stellung von Wachsstreichhölzern ; G. Giesler : Maschine zum Präpariren 
von Zündhölzchen ; B. Koebcke : Vorrichtung zum Einspannen von Zünd- 
hölzchen; L. H. Montross: VorrichtUDg zum Ausschneiden von Streich- 
holzspänen; Diamond Match Comp.: Herstellung und Schneiden von 
Zündhölzern 98; Ch. Noel: Schneiden von Zündstäbchen aus Pappen- 
streifen ; J. Klingler und Forsviks Aktiebolag : Zündholzeinlegemaschine ; 
Th. Schlösing : Zündhölzer ; W. Mc. Maokey : Selbstentzündung ; M. Ais- 
berg : Ueber eine freiwillige Entzündung eines Gemenges von Eosin und 
Mennige. 

Neue Bücher 98; S. Aisinmann : Taschenbuch für Mineralöl-Industrie; 
Ferd. Fischer : Die chemische Technologie der Brennstoffe ; R. Lambrecht : 
Eine Kohlenstaub -Explosion in Anina 99 ; Fr. Pietzsch : Der Fabrik- 
schomstein; W. Scheithauer: Die Fabrikation der Mineralöle und des 
Paraffins aus Schweelkohle, Schiefer u. s. w. ; O. Simmersbach : Grund- 
lagen der Koks-Chemie; J. Swoboda: Die Entwickelung der Petroleum- 
Industrie ; Taschenbuch für Braunkohlen-Interessenten des nordwestlichen 
Böhmens ; R. P. Rothwell : The Mineral Industry. 

Statistik 100 ; Uebersicht über die Ergebnisse des Steinkohlenbergbaues in 
Preussen im Jahre 1895, verglichen gegen das Jahr 1894; Uebersicht über 
die Ergebnisse des Braunkohlenbergbaues in Preussen im Jahre 1895, ver- 
glichen gegen das Jahr 1894; Kohlenstatistik des Königreichs Sachsen ; 
Bayerns ; Oesterreichs Kohlenproduction im Jahre 1894 ; Bosnien und 
Herzegowina 101 ; Kohlenproduction Frankreichs ; Kohlenproduction 
Spaniens ; Steinkohlenförderung Englands 102 ; Steinkohlen in Deutsch- 
Ostafrika; Transvaal; Neuschottland; Ostindien; Erdölstatistik Oester- 
reichs ; Erdwachsstatistik Oesterreichs. 



n. Gruppe. 

Chemische Metallurgie. 

(Seite 103 bis 252.) 

Eisen 103. a) üntermehungsverfahren; F. Ulzer und J. Brüll : Manganbestim- 
mung im Roheisen ; Thomas : Manganbestimmung 105 ; H. v. Jüptner : 
Titerstellung von Chamftleonlösung ; Kinder : Zinkbestimmung in Eisen- 
ersen; W. Schulte: Bestimmung des Schwefels im Eisen 106; Fr. C. 
Phillips : Bestimmung des Schwefels in weissem Gusseisen ; Ch. Fairbanks : 
Jodometrische Methode cur Bestimmung des Phosphors im Eisen ; Mixer : 
Bestimmung des Phosphors in Eisenerzen 107; J.Pattinson: Bestimmung 
des Phosphors in titanbaltigen Eisenerzen; L. Schneider: Bestimmung 
des Kohlenstoffes in Stahl und Eisen ; A. Blair : Bestimmung des Kohlen- 
stoffes in Stahl 108; T. W. Hogg: Kohlenbestimmung nach Eggertz; 
Shimer : Bestimmung des Graphits im Roheisen ; H. v. Jüptner : Die Arten 
des gebundenen Kohlenstoffes 109; L. Frank: Diamanten des Stahls; 
Roberts- Austen : Vertheilung des Kohlenstoffes im Eisen 110; F. Mylius, 
F. Förster und G. Schöne : Das Carbid des geglühten Stahles 112 ; Jüptner : 



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Inhalt. Vn 

Einheitliche Unterfluchnng^yerfahreD 115; A. ▼. Dormne: Schienen- Ana- 
lysen 119; H. V. Jüptner: Analysendifferenzen durch angleiche Prohen ; 
Dewey : Analysendifferenzen 120 ; G. Teichgrftber : Bewerthnng yon Eisen- 
erzen ; £. Priwoznik : Analysen von Erzen und Metallen 121 ; F. Lipp : 
Magneteisenstein ; L. Schneider : Nickel-Stahl ; Derselbe : Chrom-Stahl 
122; F. Lipp und L. Schneider : Wolfram-Stahl I; L. Schneider: Ferro- 
Wolfram. 

b) EUengewinnung 123 ; L. Hoffmann : Oolitische Eisenerze in Deutsch-Loth- 

ringen; H. Wedding: Eisen erzlagerstätten von Mesaba in Minnesota; 
Eisenerzvorkommen in Ungarn 124; M. v. Isser: Bohnerzlager ; Eisen- 
erzablagemngen Spaniens; E. Melcalf: Eisensande von Neu-Seeland; 
H. Wedding : Röstung und magnetische Aufbereitung der Spateisenerze zu 
Allevard *124; Derselbe: Der Einfluss der Röstung auf die Reductions- 
filhigkeit der Eisenerze 126 ; A* R- v. Kerpely : Ungarische Eisenerzröst- 
and Eisenhochöfen *126 ; Holzkohlen-Hochofen von Gasvadia *126 ; Koks- 
hochofen zu Rescicza *127 ; S. Jordan': Eisenerzröstung ; C. A. Brackels- 
berg: Ffillstein für Winderhitzer 128 ; Rheinische Scharmotte- und Dinas- 
werke: Ausmauerung für Winderhitzer; H. Bansen: Bodenstein für 
Schachtofen; F. Bürgers : Eiserne Tragkränze für den Schacht von Hoch- 
ofen ; Buttgenbach : Hochofenschacht ohne Mauerstein ; F. W. Lnrmann : 
Kokshochofenbetrieb in Deutschland 130 ; H. Tholander : Darstellung von 
Roheisen mit niedrigem Phosphorgehalt 132 ; A. J. Rossi : Titanhaltige 
Erze im Hochofen 133; F. G. Bremme: Die oberschlesische Berg- und 
Hüttenindustrie; A. Wolski: Vorschläge zu einer Hochofen^inlage zu 
einer Selbstregenerimng der Gase ; Die Gewinnung der Nebenerzeugnisse 
aus den Gasen der schottischen Hochöfen ; C. Otto : Dlrecte Eisen- und 
Stahlerzeugung 136 ; J. Braithwaits : Reduction von Eisenozyd ; £. Ser- 
vais und P. Gredt: Directe Darstellung des Eisens aus seinen Erzen 137; 
W. Mills : Herstellung von Eisenschwamm ; Schlackenziegelfabrikation 
auf der Hütte Königinhof in Böhmen. 

c) Ei9&ngieu€rei 140; A. Hasslacher: Geschichte der Eisengiesserei im Saar- 

gebiete; L. Ziegler: Herdschmelzofen *140; W. F. Reid: Gussform aus 
Kieseiguhr; Ch. le Bourg u. A. : Giessereivorrichtungen ; O. Simmers- 
bach : Giessereiroheisen und Giessereikoks ; A. Ledebur : Giessereiroheisen 
und Gnsseisen 141 ; Daelen : Gjerssches Ausgleich verfahren ; Wedding : 
Darstellung von Flusswaaren. 

d) Reinigung de$ Eiaen»^ Stahl 143 ; v. Langer : Der basische Martinprocess in 

England; A. Knaff: Boheisenmischer *146 ; V. v. Nenmann: Puddel- 
und Schweissöfen ; R. M. Daelen: Kleinbessemerverfahren nach Walrand 
und Leg^nisel ; G. J. Snelus : Das Walrand-Leg^nisersche Verfahren 148 ; 
A. Brovot : Regelung der Nachblasezeit beim Thomasverfahren ; C. H. Rids- 
dale : (das. S. 206) 156 ; Grassmann : Der Abbrand beim Thomasprocess ; 
£. A. Uehling: Behandlung geschmolzener Metalle mit an Stäben be- 
festigten, aus Eisenerz, Kohle u. dgl. bestehenden festen Klumpen 161; 
Fr. Krupp : Desoxydirung sauerstoffhaltiger Metalle oder Metalllegirungen ; 
W. Beardmore: Härten von Panzerplatten 162; Harvey Continental Steel 
Comp. : Härten von Panzerplatten ; A. Wilson und Fr. Stubbs : Verfahren 
zum Zähemachen der Rückseite von Panzerplatten 163; W. E. Corey: 
Verdichten von cementirten Stahlpanzerplatten ; A. Ackermann : Cemen- 
tirungsprocess für Panzerplatten und andere Guss- und Schmiedestücke; 
L. Grambow: Geschossen aus Stahl oder härtbaren Stahlmischungen an 
einzelnen Theilen , namentlich am ogivalen Theil eine besondere Härte zu 
ertheilen 164; A. R. v. Dormus: Ungleichmässige Zusammensetzung der 
Stahlschienen ; A. Ledebur : Einfluss der Temperatur auf die Festigkeit des 
Eisens 166; M. Rudeloff: Einfluss der Kälte auf die Festigkeitseigen- 
schaften von Eisen und Stahl 166; Steiner: Verhalten des Eisens bei 
niederer Temperatur ; A. Kurwernhardt : Nachtheile der Bearbeitung von 



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Vm Inhalt. 

Eisen in der Blanwftrme; O. Hoppe: Oefü^everänderungen Ton Eisen 
dnrch Stösse; A. E. Onsterbridge : Qnsseisen; F. Osmond: Saigernngs- 
erscheinnngen ; A. Ledebnr : Saigerangserscheinnngen 167 ; A. Le Cha- 
telier: Behandlung des Stahles durch Ansglühen nnd Ablöschen 167; Tet- 
majer : Verhalten Ton Flnsseisen : Jüptner : Beziehungen zwischen der 
chemischen Zusammensetzung und den Festigkeitseigenschaften des schmied- 
baren Eisens; H. M. Howe und A. Sauveur: Härten des Stahles 169; 
K. H^louis: Vanadinstahl 174; W. Frese: Drahtgiahtopf; H. Tümmler: 
Kistengltihofen ; H. F. Taylor: Vorrichtung zum Ergreifen yon Platten; 
L. Holborn und W. Wien: Wärmeleitungs vermögen von Metallen; 
W. Beglinger: Wärmeleitangsvermögen Ton Stahl und Eisen 175; 
F. Schotte: Herstellung von Eisenlegirungen 176; F. W. Harbord und 
T. Twjnam: Stickstoff im Stahl; H. Otto: VerrostungSTersuche mit 
Eisen- und Stahlblechen *177. 

Mangan, Nickel, Kobalt 182; W. S. Thomas: Mangantitrationen; 
J. Reddrop und H. Ramage : Maassanalytische Bestimmung des Mangans ; 
F. Büttgenbach: Beurtheilung von Manganerzen; Vigoureux: Mangan- 
silicium 184; W. L. Austin: Nickel- Lagerstätten; M. Rudeloff: Nickel- 
eisenlegirungen ; Derselbe und H. Wedding: Nickellegirungen 185; 
H. Campbell: Nickelstahl; G. Kroupa: Nickelgewinnung in Amerika; 
Edwards: Bessemern von Nickelstein 190; W. Hempel und H. Thiele: 
Atomgewicht des Kobalts 192. 

Aluminium 192; D. A. Peniakoff: Herstellung von Doppelsulfiden des 
Aluminiums ftir die Elektrolyse; Derselbe: Darstellung von Schwefel- 
aluminium 193 ; Derselbe : Herstellung von Doppelsulfiden des Aluminiums ; 
O.E. Dunlap : Die Aluminium werke der Pittsburg Rednction Comp. 195 ; 
Ch. Göttig : Einwirkung von Ammoniak auf Aluminium 197 ; Verwendung 
von Aluminium beim Salzsudbetriebe 198; Richards: Aluminiumloth ; 
H. Moissan : Elektroly tisch hergestelltes Aluminium ; Aluminium bei 
Kriegsschiffen 199. 

Kupfer 200 ; C. A. Hering : Geschichtliches vom Kupfer ; Sulitelma-Kupfer- 
gruben ; Peters : Kupferraffinirung 201 ; F. Mawrow und W. Muthmann : 
Quantitative Bestimmung und Scheidung des Kupfers 203; G. L. Heath: 
Schwefelbestimmung in gereinigtem Kupfer ; J. Beringer und H. W. Hut- 
chin: Kupfercyanidprobe 204; R. S. Dulin: Kupferanalysen; Ledoux: 
Untersuchung von Kupfer und Kupferstein ; Guillemin : Mikrographische 
Untersuchung des Kupfers. 

Blei 205; £. Priwoznik: Berg- und Hüttenwerk in Agorda; H. £. Fry: 
Verschmelzen zinkhaltiger Bleierze ; Austin : Bleistein beim Schachtofen- 
betriebe 206 ; Derselbe : Steinschmelzen ; L. S. Austin : Blei-Silber- 
hüttenanlage 207. 

Silber 207; J. W. Swan: Mehrkesselapparat zum ununterbrochenen Ent- 
silbern von Werkblei mittels Zink ; W. Spring und L. Roroanoff : Löslich- 
keit von Blei und Wismuth in Zink 208; M. Body: Verarbeitung ge- 
schwefelter Erze ; L. D. Godshall : Verflüchtigung des Silbers beim chlo- 
rirenden Rösten 209; S. Kurovszky: Kochsalz- und Hyposulfitlaugerei 
nach dem Verfahren von £. Bittsanszky ; P. Bianca : Tina-Amalgamation 
212; Castelnau : Verfahren von Patera-Russell ; W.G.Waring: Laugerei 
von Silbererzen; S. W. Holmann u. A.: Schmelzpunkt von Silber, Alu- 
minium, Gold, Kupfer und Platin. 

Gold 212; A. Liversidge: Gold im Meer wasser; K. v. Kraatz: Bildung der 
Goldlagerstätten 213 ; M. Maryanski : Untersuchung von Goldquarzgängen ; 
Goldbergbau am Monte Rosa; J. Kuntz: Goldvorkommen von Witwaters- 
rand; Derselbe: Goldvorkommen von Lydenburg; Demaret: Gold in 
Südafrika ; L. de Launay : Goldgewinnung in Transvaal ; M. B. Zerener : 
Afrikanische und australische Goldgewinnung 215 ; C. Schmeisser und 
A. Brand : Goldbergbau in Westaustralien ; Goldgruben Neuschottlands ; 



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Inhalt. IX 

L. Babu : Goldginben SüdaufltralieDS ; J. Valentin : Goldseifen, Goldfelder 
Ton Cripple Creek, Colorado; Dan de Qaille: Goldlager in Idaho nnd 
Kordcalifomien 216 ; F. Mahlstedt, E. Klein und £. Fischer : Poohwerks- 
Amalgamation ; £. L. Oppermann : Amalgamiryerfahren ; F. W. Dnpr^ : 
Goldlangerei ; Derselbe : Goldlaugerei 217 ; Chemische Fabrik auf Actien 
(▼onn. Schering) : Laugerei von Gold nnd Silber mittels Cyankalium ; Die- 
selbe Fabrik : Gold- nnd Silberlösungsmittel 218 ; Dieselbe Fabrik : Lau- 
gerei Ton Gold und Silber ; M. Crawford : Cyankaliumlaugerei für Edel- 
metalle 819; G. J. Atkins: Lösungsmittel fürGold 221 ; Goerlich& Wich- 
mann : Ausziehen goldhaltiger Erze durch Cjanidlaugen *, M. Netto : Fällen 
▼on Gold und Silber aus ihren Lösungen in Cyankalium ; International 
Chemical Reduction Company : F&llen von Edelmetallen aus Lösungen in 
Chlor, Cyankalium u. dgl. 222 ; J. Hood : Extraction von Edelmetallen aus 
ihren Erzen ; B. W. Lodge : Cyanidprocess bei Verarbeitung der Golderze 
Neusehottlands 223 ; C. Goepner : Der jetzige Stand der Goldgewinnung 
in Transvaal; G. Bodlftnder: Chemie des Cyanidverfahrens ; E. Bock: 
Löslichkeit des Goldes in Cyankaliumlangen ; Wnrtz: Cyanidverfahren 
224 ; Schneider : Cyanidverfahren ; Mulholland : Bromcyanidverfahren ; 
W. Bettel : Die technische Analyse von Cyanidlösungen 225 ; A. Packard : 
Cyanidverfahren in den Vereinigten Staaten *225 ; H. van Furman : Cyanid- 
verfahren 227; J. S. C. Wells: Kaliumzinkcyanid ; W. Mietzschke: 
Goldhaltige Pyrite bei der Verwitterung; F. Clerici : Arsenikwerke zu 
Bovisa 228; Ditte: Eigenschaften des Schwefelgoldes; C. Pret nnd 
H. Trachsler: Goldextraction mit Brom; J. W. Bichards : Bestimmung 
von Gold vor dem Löthrohr; H. Merrit: Probiren von Golderzen. 

Zink 228; L. Hoffmann: Zinkerzvorkommen von Iserlohn; Steger: Die 
Retorten der oberschlesischen und rheinisch - westfälischen Zinkhütten; 
Derselbe : Aufbereitung von Zinkhüttengekrätz 230 ; Ch. Bave, L. Hen 
und R. Weinmann : Reduction von Zinkstaob ; E. Lungwitz : Verhüttung 
von Erzen flüchtiger Metalle *231 ; Lang : Ziukgehalt der Schlacken 232 ; 
L. De Koninck und E. Prost: Maassanalytische Zinkbestimmung durch 
Ferrocyankalium ; Heid: Schwefelbestimmung in gerösteter Blende; 
R. Funk : Zinkuntersuchung. 

Quecksilber 233; V. Gfimbel: Quecksilber in der bayerischen Pfalz; 
A. Dory : Quecksilber In Asturien; J. Mactear: Quecksilbergewinnung in 
Mexico 234 ; F. Janda : Brennrückstände von der Verhüttung der Idrianer 
Zinnobererze 236. 

Sonstige Metalle 235; J. B. Jaqet: Platinvorkommen in Neu- Südwales ; 
Analysen von Rohplatin ; Vict. Meyer : Schmelzbarkeit des Platins 236 ; 
G. Robson und S. Crowder : Gewinnung der in Erzen u. dgl. enthaltenen 
Metalle; Stolba: Wolframerz; J. A. Kendali: Darstellung von Kalium 
nnd Natrium ; Moissan : Uran. 

Metalllegirungen und schützende Ueberzüge au fMetallen 236; 
F. Lipp: Bronze; Electro Metallurgical Comp.: Chromlegirungen 237; 
J. S. de Benneville: Eisenlegirungen 238; H. Moissan und Vigouroux: 
Siliciumverbindungen der Metalle ; H. Gautier : Schmelzbarkeit der Metall- 
legirungen; F. Förster : Kupferlegirungen ; Cbarpy : Kupfer-Zink-Legi- 
mngen; £. Odernheimer: Bronzefarben- und Blattgoldfabrikation 239; 
R. Deissler: Trennung sogenannter gemischter Späne; E. v. Münster- 
mann : Verbleien von Eisen ; L. Boudreaux : Metallisir verfahren ; Göttig : 
Brünimngsverfahren für Aluminium ; E. Färber : Auftragevorrichtung für 
Email 240 ; J. Lubenow : Vergoldung von Bronzepnlver ; E. Kotzur : 
Entrinnungsverfahren ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer & Cp. : Verfahren, 
Eisen und Stahl gegen Rost zu schützen 241 ; Bosse & Selve : Herstellung 
von Metallüberzügen durch Contact 242. 

Neue Bücher 242; H.Baniza, F.Klockmann, A. Lengemann, A.Sympher: 
Das Berg- und Hüttenwesen des Oberharzes; L. Beck: Die Geschichte 



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X Inhalt. 

des Eisens; H. Lang: Matte Smelting; L. de Lannay: L'Argent; 
F. Beiser: Das Härten des Stahles; C. Schnabel: Handbach der Metall- 
hüttenknude; C. A. Stetefeldt: The Lixiyiation of SiWer Ores with Hypo- 
snlphite Solntions 243 ; H. Wedding : Ansführliches Handbach der Eisen- 
hüttenknnde ; L. Weill : L*Or ; Winslow : Leadand Zinc Deposits. 
Statistik 243; Die Oewinnang der Bergwerke and Hütten iin Dentschen 
Eeich während des Jahres 1896 ; £. Scbrödter : Die deutschen Hochofen- 
werke 245 ; Oberschlesien ; Württemberg ; Bayern ; Thüringen, Harz, 
Braunschweig , Hannover ; Westfalen • Niederrhein ; Mittelrhein 246 ; 
Siegerland; Dill-Lahn (Nassau) 247 ; Saar; Lothringen; Luxemburg; 
Eisenstatistik Deutschlands 248 ; Bayerns ; Metallprodnction des König- 
reichs Sachsen; Oesterreichs ; Ungarn 249; Schwedens; Roheisen- 
erzeugung Grossbritanniens 250 ; Italiens ; Quecksilber in Californien ; 
Vereinigte Staaten 251; Weltproduction an Gold und Silber ; Zinkpro- 
duction der Welt 252; Rheinland, Belgien und Holland; Schlesien. 



m. Gruppe. 
Elektrochemie. 

(Seite 258 bis 354.) 

Allgemeines 253 ; Elektricität aus Kohle ; Schrewsbury u. A. : Kohlen- 
element; D. Tommasi: Elektricität aus Kohle; A. Coehn: Kohlejonen 
und Kohlenelement 254 ; F. Vogel : Elektrolytische Lösung yon Kohlen- 
stoff; C. J. Reed: Elektricität aus Kohle *254; A. H. Bucherer: Gas- 
element 257; A. Wunderlich: Thermoelement ^257 ; F. Grünewald: 
Heizung von Thermosäulen ; Derselbe: Aufbau von Thermoelementen; 
Jul. Pintsch: Gülcher^sche Thermosäule; H. Danneel: Spannungsregler 
für Tbermosftulen 258 ; Meissner & Cp. : Herstellung der wirksamen Masse 
für elektrische Sammler ; Krecke : Accumulatorelektroden ; G. Holub 
u. A. : Stromsammler; H. A. Earle: Accumulatoren ; K. Elbs und 
O. Schönherr : Ueberschwefels&ure in Bleiaccumulatoren ; C. Liebenow : 
Vorgänge im Bleiaccumulator 259; W. Lob: Vorgänge im Blei-Strom- 
sammler ; E. Steffahny : Kohleelektrode für elektrolytische Zwecke ; W. C. 
Heraus : Platinelektrode für elektrolytische Zwecke 260 ; C. Kellner : 
Elektrodensystem "'260 ; F. Heeren : Diaphragma aus Hartgummifilz 261 ; 
E. Steffahny : Herstellung nitrirter, besonders als elektrolytische Membran 
verwendbarer Gewebe 262 ; J. Hargreaves und Th. Bird : Diaphragmen- 
elektroden für elektrolytische Zwecke ; V. Jeanty : Poröse Zelle mit Schutz- 
leisten für die Lösungs-Elektrode ; C. Hessel: Verminderung der Polari- 
sation bei der Elektrolyse; S. P. Thomson: Chemie des elektrischen 
Lichtbogens 263. 

Elektricität als Wärmequelle 263; P. Stotz: Die elektrische Wärme- 
▼orrichtung für Flüssigkeiten *263 ; F.W. Schindler-Jenny : Elektrischer 
Sieder ; F. Le Roy : Heizen mittels Elektricität ; E. Jacobson : Ver- 
arbeitung yon Erdalkalisulfaten ; V. J. Kuess : Destillation von Fettstoffen, 
Gummi und Harz mit Hilfe des elektrischen Stroms 264; A. Tenner: 
Elektrischer Ofen zur Darstellung von Calciumcarbid '''265 ; Herstellung 
von Calciumcarbid *266; Jacquin: Calciumcarbidfabrikation *269; Bal- 
lier : Herstellung von Calciumcarbid ^^270 ; Berthelot und Vieille : Explo- 
sionsfähigkeit von Acetylen 271 ; H. Moissan : Urancarbid 272 ; E. G. 
Acheson : Carborund *272 ; F. Lürmann : Carborundum zur Verbesserung 
des Stahles 275 ; F. Hasslacher : Umwandlung von Schmirgel in Korund 
*275 ; G. de Chalmot : Eine Eisen-Siliciumverbindung 276 ; J. Platt und 
G. Goldthorp : Walzen von Draht oder Blech unter Anwendung des elektri- 
schen Stromes zum Erhitzen des Arbeitsstückes ; W. Borchers : Elektrische 



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Inhalt. XI 

Sebmelsofen 277; B. H. Thwaite: SchmekeD von Stahl und Eisen in 
Tiegeln mittels Elektricität ; Thwaite nnd Allen: Schmelzen von Metallen 
*277 ; J. Heibling : Herstellung tou Eisenlegirnngen auf elektrolytischem 
Wege *277 ; W. Rathenan : Elektrischer Schmelsofen *278. 

Metallgewinnung 279; F. Hornig: Elektrolyse im Schmelafluss *279; 
Siemens & Halske : Elektrolytische Gewinnung von Zink 280 ; L. Mond 
nnd Kellner : Abscheidung von Metallen, besonders von Zink, aus ihren 
Losungen in Alkalien *28l ; C. Höpfner : Verarbeitung von Schwefel- 
metallen 282 ; Derselbe : Zinklaugereien 288, 284 ; Derselbe : Herstellung 
von Losungen der Chloride von Schwermetallen 285 ; B. Lorenz : Die Zer- 
setzungsspannung von geschmolzenem Zinkchlorid 286; B. Neumann: 
Die elektrische Zinkgewinnung; F. Mylius und R. Funk: Corrosions- 
erscheinungen an Zinkplatten; Cowper-Coles : Gewinnung von Zink; 
Brock, Wareing und Hurter : Herstellung von Zinklösungen ; F. Mylius 
und R. Funk: Cadmium; J. Pfleger: Ausfällen von Gold nnd Silber aus 
Cyanidlösungen ; Siemens-Halske: Goldcyanidwerk 287; F. Mahlstedt, 
Ew. Fischer und E. Klein: Ausscheidung des Amalgams aus der Trübe ; 
Maclean und Bull: Apparat zur Gewinnung von Gold ans Meerwasser *287 ; 
ElektricttXts-Actiengesellschaft vorm. Schuckert & Co. : Das Verfahren zur 
Erzeugung krystallinischer Metallmassen auf elektroljtischem Wege ; 
E. Dumoulin: Herstellung gleichmässiger elektrolytischer Niederschläge 
288; C. Zipernowsky: Elektrolytisch hergestellte Rotationskörper; 
H. Boas : Herstellung von Metallspiegeln auf elektrischem Wege ; R. Heath- 
field und W. Stepney: Herstellung von Metalluiederschlägen auf elektri- 
schem Wege; J. Bossard und C. M. Barber: Vorrichtungen zum Galvani- 
siren; H. le Roy-Bridgman : Die Kathodenform *288; W. Hall und 
H. Thornton : Metallgegenstände auf elektrolytischem Wege in verjüngte 
Form zu bringen 289; Soci^t^ civile d'^tudes du syndicat de Tacier 
G^rard: Darstellung von pulverförmigem Metall; G. Kroupa: Elektro- 
lytische Kupferraffination ; G. Faunce : Elektrolytische Silberreinigung 
nach Moebins 304 ; Tommasi : Entsilberung von Werkblei 305 ; B. Rösing : 
Metallf&Unng durch unsymmetrische Wechselströme ; Minet und Moissan : 
Aluminiumfabrikation 306; Ch. Margot: Galvanische Verkupfernug von 
Aluminium; H. N. Warren: Aluminium aus wässerigen Lösungen 307; 
Vigourouz : Mangansilicium. 

Herstellung unorganischer Stoffe 307; C. Kellner: Ausscheidung 
des Natrons aus der bei der Elektrolyse von Kochsalzlaugen erhaltenen 
Kathodenflüssigkeit *307 ; Derselbe : Elektrolyse von Salzlösungen mittels 
bewegter Quecksilber- Kathode *308 ; W. Bein : Elektrolyse 311 ; E. Pey- 
russon : Elektrolytischer Apparat *31 2 ; H. Carmichael : Elektrochemischer 
Zersetzungsapparat; G. B. Baldo : Darstellung von Chlor und Salzsäure; 
H. Y. Castner: Elektrolytische Zersetzung von Alkalisalzen *313 ; J. Har- 
greaves und Th. Bird: Apparat zur Elektrolyse von Salzlösungen *317; 
A. Sindig- Larsen : Elektrolytischer Zersetzungsapparat *319 ; C. Kellner : 
Elektrolyse von Metallsalzen ^320; Elektricit&ts-Actiengesellschaft vorm. 
Schuckert &Cp. : Darstellung der Erdalkalichlorate durch Elektrolyse 322 ; 
C. Kellner : Darstellung von Alkalichlorat durch Elektrolyse einer Alkali- 
chloridlösung ; G. Lunge und Andreoli: Elektrolyse von Chloriden 323; 
O. E. Dunlap: Kalinmchloratherstellung an den Niagarafällen 324; 
C. Hänssermann : Elektrolytisch hergestellter Chlorkalk ; F. Hurter : Wir- 
kungsgrad elektrolytischer Apparate ; Hargreaves und Bird : Elektrolyse 
von Alkalisalzen 327 ; W. Borchers : Alkali und Chlor 323 ; P. Askenasy : 
Reinigen concentrirter Schwefelsäure durch Elektrolyse 331 ; L. P. Hulin : 
Verfahren zur Herstellung der Säurecharakter besitzenden Peroxyde *332 ; 
A. N. Ph. A. Guye: Elektrischer Gasreactionsapparat *334; P. Garuti : 
Herstellung von Sauerstoff und Wasserstoff 335; E. J. Constam und 
A. V. Hansen : Ueberkohlensaures Kalium ; J. Z. de Ferranti und J. H. 



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Xn Inhalt 

Noad : HerstellaDg von Bleiweisa ; M. Heidenreich : Quantitative Analyse 
durch Elektrolyse ; C. Engels : Quantitative Bestimmung von Mangan und 
Zinn durch Elektrolyse; B. Neumann und O. v. Giese: Elektrolytische 
Bleibestimmung 886. 

Organische Verbindungen durch Elektrolyse 886; A. Noyes und 
J. Dorranze: Elektrolytisehe Beduetion von Paranitroverbindungen in 
SchwefelsSurelösung; L. Liebmann: Elektrolyse von Hydrochinon; 
K. Elbs: Elektrolytische Reduction des Nitrobenzols 837; Derselbe: 
Elektrolytische Oxydation des p-Nitrotoluols ; W. v. Miller und H. Hofer : 
Synthese von MonocarbonsXuren der Fettreihe auf elektrolytisohem Wege ; 
C. Schall: Elektrolyse von Salzen organischer SXuren; Lob: Die Be- 
deutung der organischen Chemie für die Elektrochemie ; W. Lob : Elektro- 
lytische Beduetion aromatischer Nitroverbindungen ; Derselbe : Elektro- 
lyse organischer Verbindungen 388 ; Derselbe : Elektrolytische Beduetion 
des Nitrobenzols ; F. B. Ahrens : Beduetion von Pyridin. 

Sonstige gewerbliche Verwendung der Elektrolyse 338 ; 
J. Weiss : Elektrolytische Herstellung von Bleichflüssigkeit *388; C. Hof- 
mann : Elektrische ZellstofiTbleiche 840 ; O. Saget : Elektrolytisches Bleich- 
verfahren ; M . Stein und A. Wolf : Behandlung alkoholischer Flüssigkeiten 
mittels Elektricitftt '^340 ; SohoUmeyer & Huber : Elektrolytische Saft- 
reinigung; A. Baudry: Elektrolytische Saftreinigung 841; L. Battut: 
Elektrische Zuckersaftreinigung 844 ; Elektrolyse von Schlempen des Ent- 
zuckerungsbetriebes 853. 

Neue Bücher 853 ; F. Ahrens : Handbuch der Elektrochemie ; E. F. Dürre : 
Ziele und Grenzen der Elektrometallurgie 354 ; K. Elbs : Die Accumu- 
latoren; J. Kratter : Der Tod durch Elektricität ; B. Lüpke: Grundzüge 
der Elektrochemie ; B. Neumann : Die Elektrolyse als Hilfsmittel in der 
analytischen Chemie; P.Sohoop: DieSecundftr-EIemente; S.P.Thompson: 
Mehrphasige elektrische Ströme und Wechselstrommotoren; Derselbe: 
Die dynamoelektrischen Maschinen. 



17. Gruppe. 
Chemische Fabrikindustrie; unorganisch. 

(Seite 355 bis 478.) 

SehwefligsKurC) Schwefelsäure 355; E. Bänziger und G. Lunge: 
Kupferhaitiger Schwefelkies ; B. Hasenclever : Kiesröstofen ^355 ; 
W. Mills: Eisenozydul aus Kiesabbrftnden 857; A. Staub: Herstellung 
von Schwefelsäure ohne Bleikammern *857 ; F. Benker : Herstellung von 
Schwefelsäure 359; F. Lüty : Gloverthurm *859; H. Niedenführ: An- 
ordnung der Schwefelsäurekammern ^365; E. Loew: Concentration der 
Schwefelsäure 866; G. Hattensaur: Bestimmung des Arsens in roher 
Schwefelsäure 868 ; P. Dobriner und W. Schranz : Bestimmung des freien 
Anhydrids; Cl. Winkler: Wirkung saurer Gase auf Pflanzen 369; 
M. Hagen: Schädigung der Pflanzen durch saure Gase; H. Ost: Saure 
Gase; H. Nissenson und B. Neumann: Hüttenrauch 370; v. Schröder 
und W. Schmitz- Dumont: Schwefligsäure und Pflanzen. 

Ammoniak 370; Berlin - Anhaltische Maschinenbau • Actiengesellschaft : 
Destillationsapparat für Ammoniak *870; H. & W. Pataky: Gewinnung 
von Ammoniak und Alkalicarbouat aus Abfalllaugen 371 ; C. Pieper: Ge- 
winnung von Ammoniak; F. O. Matthiessen: Ueberführung flüchtiger 
organischer Stickstoffverbindungen in Ammoniak 872 ; Goerlich & Wich- 
mann : Herstellung von Ammoniak und Sulflden ; Rump & Lehners : Neu- 
tral reagirendes Chlorammonium 373. 



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Inhalt. Xm 

Kalisalse S73; Kubierschky : Die deaische KaliindaBtrie ; Stassfiirter 
Chemische Fabrik vorm. Vorster & Grüneberg: Herstellang von Kalinm- 
snlfat 374 ; Skene & Devall^e und R. Lagerie : Mehretagiger Verdampf nngs- 
ofen für Wollschweisslaage u. dgl. 376; W. Qraff : Herstellung von Aetz- 
kali ans Schlempekohle n. dgl. ; A. Atterberg und H. Precht : Kalibestim- 
mang; J. U. Vogel und H. Häfcke : Quantitative Bestimmung des Kalis ; 
D. A. Kreider und J. £. Breckenridge : Trennung und Nachweis von 
Kalinm and Natrium 376. 

Chlornatrium und Salinenwesen 376; W. Qrüner: Werks Wässerung 
oder künstliehe Anslaugung ; A. Aigner : Alte und junge Soole; P.Bed- 
son and S. Shaw : Im Steinsalz eingeschlossene Oase 377; B. Kosmann: 
Kochsalsgewinnung aus Soole; K. v. Baisberg: Verpackung von japani- 
schem Salz ; £. Windakiewics : Fortschritte im Sudhüttenwesen *878 ; 
Freitragende Pfannenmftntel 380 ; C. v. Balzberg : Siedesalzerseugnng von 
ihren Anftngen bis auf ihren gegenwärtigen Stand. 

Soda, Natron und Sulfat 380; S. Tanatar: Bildung von Soda in der 
Natur; Verein chemischer Fabriken: Darstellung dichter Ammoniaksoda; 
P. Wander: Darstellung von Krystallsoda in kleinen Krystallen 381; 

B. Hasenclever : Entwickelung der Sodafabrikation und der damit in Zu- 
sammenhang stehenden Indnstriesweige in den letzten 26 Jahren ; Schwefel- 
säarefabrikation ; United Alkali Company : Ofen zum Calciniren von Soda 
a. dgl. 392; D. A. Peniakoff: Darstellung von Aetzalkalien ; O. Lunge: 
Oeschichte von weissem Aetznatron in Deutschland 398; H. Ost: Eisen- 
gebalt deutscher Sulfate ; Chemische Fabrik Oriesheim : Darstellung von 
Natriamhjdrosulfid oder von Natriumsulfat und Schwefelwasserstoff aus 
Sodanickständen ; Verein chemischer Fabriken : Darstellung von Alkali- 
thiosulfat *394; J. Orossmann: Herstellung von Hydrosulfiten 386; 
P. Dobriner und W. Schranz : Werthbestimmung von Aetznatron 397. 

Chlor nnd Brom 397 ; O. Friese : Die Darstellung vollkommen arsenfreier 
Salzsäure ans Kochsalz und roher Schwefelsäure ; J. Walter nnd C. Leh- 
mann : Condensationstopf *398 ; F. Quincke : Chlor aus Luft und Salz- 
säure ; Verein chemischer Fabriken : Darstellung von Chlor *399 ; J. Ais- 
berg: Herstellung von reinem trockenem Chlor 402; P. R. Krause: Her- 
steUung von Chlor "^403 ; F. Blau : Gewinnung von Brom 404. 

Salpetersäure und Nitrate 406; Zaracristi: Neue Lagerstellen von 
Natronsalpeter; F. Valentiner: Darstellung reiner concentrirter Salpeter- 
säure 406 ; W. Dieterle und L. Bohrmann : Darstellung von halogen- und 
nitrosefreier Salpetersäure *406 ; Verein chemischer Fabriken : Die Her- 
stellung hochgradiger Salpetersäure aus verdünnter Säure *408 ; C. Leh- 
mann und J. Walter : Salpetersänreregenerator ^409 ; Siemens & Halske : 
Herstellung von Salpetersäure aus Stickstoff und Sauerstoff 410 ; E. Ja- 
cobson: Herstellung von Nitriten; L. 0. Paul: Darstellung von Alkali- 
nitrit; H. Mehner: Darstellung von Nitriden 411; B. Sjollema: Chili- 
salpeter als Düngmittel. 

Sprengstoffe 411; Chemische Fabrik Griesheim : Hexanitrodiphenjlamin 
als Sprengmittel ; Vereinigte Köln-Bottweiler Pulverfabriken : Herstelluug 
von Sprengpulver 412 ; H. N. Warren : Tetranitrocellulose ; Lobry de 
Bmyn: Nitroglycerin; H. v. Dahmen : Sicherheitssprengstoff 413; 
St. V. Bomocki : BundkÖrnen von Schiesspulvern ; O. Guttmann : Cordit ; 
Friedr. Krupp, Grosonwerk : Verfahren zur Herstellung von Schiesspulver- 
fäden und -strängen 420; Actiengeseilschaft Dynamit - Nobel : Spreug- 
patrone; W. A. Broichmann: Patrone für Knallgassprengung *421 ; 

C. Both : Die Explosion von Sprengschüssen *421 ; D. Hickie undG. Beut- 
ner : Sprengkapsel , deren Ladung zur Sicherung gegen Feuchtigkeit und 
Beibang 422; M. Wagner: Zündschnur, welche die Zündung bez. Ver- 
brennung ohne Feuer erscheinung fortzupflanzen vermag ; F. Herkenrath : 
Zündschnur; J. Watson: Elastische Zündschnur für Bergbauswecke; 



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XIV Inhalt. 

H. Hohendahl : Vorrichtung zum Anpressen des Hütchens an Zündschnüre 
423 ; B. Stiehler : Vorrichtung zum Anzeigen mit Zündmasse nicht oder 
nicht genügend gefüllter Stellen von Zündschnüren ; M. Georgi : Sicher- 
heitssprengstoffe ; Schiessarbeit in Kohlengruben 424; J. v. Lauer: 
Elektrische Zündung mit Rücksieht auf ihre Verwendung in Schlagwetter 
führenden Gruben ; A. Siersch : Flammenerscheinungen bei Explosion ver- 
schiedener Sprengmittel 426 ; F. Brsezowski : Bekämpfung der Zündung 
schlagender Wetter durch Sprengschüsse ; C. Pusch : Verhalten von Spreng- 
stoffen gegenüber Kohlenstaub und Schlagwettern ; Sprengstoffe beim 
Bergwerksbetriebe in Preussen 426 ; Winkhaus : Sprengstoffversuche 429 ; 
W. Weiffenbaoh : Feuerwerkssatz 480. 

Phosphate und künstliche Düngmittel 430; V.Watteyne: Florida- 
phosphate ; E. A. Smith : Phosphoritlager von Alabama 431 ; A. Retter : 
Phosphatguano ; S. Smorawski und H. Jacobson : Verhalten von Super- 
phosphaten und Schlackenmehl; UUmann und Braun: Assimilirbarkeit 
der Phosphorsäure in Ackererde 432 ; Dieselben : Flnorgehalt von Phos- 
phaten ; Braun : Citratlöslichkeit der Phosphorsfture in Knochenmehlen 
434; M. Maercker: Düngmitteluntersuchung 435 ; H. Dubbers : Citrat- 
löslichkeit der Thomasschlacken ; O. Förster : Citratlöslichkeit der Phos- 
phorsfture in Thomasschlacken ; O. Loges : Wirkung von Pflanzensfturen 
auf unlösliche Phosphate 436 ; F. Mach und M. Fasson : Bestimmung der 
citratlöslichen Phosphorsfture 437; M. Passon: Vergleichende Bestim- 
mungen der citratlöslichen Phosphorsfture in Thomasmehlen 438 ; O. Reit- 
mair : Ci tratlösliche Phosphorsfture ; V. Edwards : Bestimmung der Phos- 
phorsfture in unlöslichem Phosphate 439 ; v. Grueber : Bestimmung von 
Eisenoxid und Thonerde in Phosphaten ; H. Lasne : Die Untersuchung von 
Phosphaten 440 ; Derselbe : Bestimmung der Thonerde in Phosphaten ; 
Christensen: Bestimmung von Phosphorsfture in Phosphaten; C. B. Wil- 
liams: Bestimmung der Phosphorsfture im Boden; L. Decoux und 
L. Drunsel: Superphosphat; Ch. H. Thompson: Düngmittel für Pflanzen; 
Stassfurter chemische Fabrik vorm. Vorster & Grüneberg: Herstellung von 
primärem Kaliumphosphat; H. Mehner: Stiokstoffsilicium als Dünger; 
M. Maercker: Kalibestimmung 441 ; Loges : Bestimmung des Ammoniaks 
in Ammoniaksuperphosphaten; E. Franke und V. Schenke: Bestimmung 
des Stickstoffes im Guano 442 ; O. Böttcher : Bestimmung des Ammoniak- 
stickstoffes in künstlichen Düngmitteln; H. Causse: Bestimmung des 
Stickstoffes ; F. B. Wood : Bestimmung der assimilir baren Phosphorsfture 
im Boden; M. Maercker: Heusers Mineraldünger; Jensen & Cp. : Ceres- 
Pulver ; Düngergesetsentwurf. 

Metallverbindungen 442; A. G. Fell: Aufschliessung von Bleierzen; 
N. Mc. Culloch : Herstellung von rother Eisenoxydfarbe ; v. Rad : Fluor- 
antimon-Doppelsalze 443 ; O. Frölich : Verbindungen des Antimonfluorürs : 
E. Kotzur: Gewinnung von Zinnchlorid 444; F. Fuchs und F. Schiff; 
Zinkweiss 446 ; F. Factor : Herstellung von Zinnober auf nassem Wege : 
H. Amsel : Untersuchung von Chromgelb und Chromroth ; G. Lunge ; 
Colorimetrische Bestimmung des Eisens; R. Burgas: Nitrosonaphtol ; 
H. V. Jüptner : Titerstellung von Permanganat. 

Sonstige unorganische Stoffe 446; F. Brüujes: Abscheidung der 
Kieselsäure aus thonhaltigen Stoffen ; H. Pfropfe : Herstellung von Wasser- 
glas 446; D. A. Peniakoff: Darstellung von Silicaten; J. A. Reich: Ge- 
winnung von Alkalisilicat ; C. Nolte Söhne : Reinigung von Schwerspath 
447 ; F. Ulzer : Analyse von Persulfaten ; H. Pu ebner : Ultramarinbildung ; 
J. Sutherland: Thonerde aus Bauxit; Verarbeitung von Monacit; O. N. 
Witt: Verarbeitung von Monacit 449; R. Fresenius und £. Hintz: Thor- 
nitrate 462; K. F. Stahl: Flusssfture; H. Neubauer: Bestimmung von 
Magnesia und Phosphorsfture 463; J. G. Heid: Werthbestimmung von 
Borax; M. Honig und G. Spitz: Maassanalytische Bestimmung der Bor- 



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Inhalt. XV 

8&itre; Sehneider nnd Gaab: BestimmuDg der Borsäure; J. H. Pratt: 
Borax-See ; F. de] Campo : Borhaltige Mineralien ; E. A. Knoop : Ge- 
winnung Ton Kohlensäure; Holste: KohlensSuregewinnung; C. Bach: 
Explosion Ton Kohlenslureflaschen. 

Sauerstoff und Wasserstoff 454; O. Kassner und Gebr. Schultz : Ge- 
winnung Ton Sauerstoff *454 ; A. Sweetser : Herstellung von Sauerstoff ; 
C. Linde: Verflüssigung atmosphärischer Luft *4ö4; R. Wolffenstein : 
Wasserstoffsuperoxyd 456 ; J. Thomson : Dichte des Wasserstoffes und des 
Sauerstoffes 457. 

WasserundEis 457 ; M. Holz : Das Wasser der Mosel und Seille bei Metz ; 
F.Fischer: Untersuchung städtischer Kanalwässer ; Th. Schlöslng: Ge- 
halt des Flnsswassers an Salpetersäure 458 ; Härtebßstimmung von Kessel- 
speisewasser 459; A. H. Gill und A. H. Ricbardson: Bestimmung der 
Nitrite im Wasser ; Barbet und Jaudrier : Die Bestimmung von Nitrit ; 
W. Skupewsky: Bestimmung der organischen Stoffe im Wasser; J. C. 
Bertrop u. A. : Bestimmung geringer Bleimengen im Wasser ; O. Neumann 
und E. Orth: Choleraähnliche Vibrionen in Flussläufen; F. Harrazim 
u. A.: Grundwasser der Stadt Breslau 460; £. Friedel: Muscheln als 
Ursache der Verunreinigung des Leitungswassers ; H. Mastbaum : Wasser- 
versorgung der Stadt Lissabon ; £. Grahn : Wasserversorgung deutscher 
Städte ; R. Pippig : Grundwasser-Enteisenungsanlage des Kieler Wasser- 
werkes ; Dunbar : Reinigung eisenhaltigen Grundwassers 464 ; A . Lübbert : 
Reinigung von eisenhaltigem Brunnenwasser; F. Breyer: Asbestfilter 
*465 ; R. Westphalen und F. v. Kuhn : Filter *465 ; O. Schmidt : Wasser- 
filter M65; J. Dege: Wasserfilter 466; F. H. Eydman und American 
Tripoly Company: Druckfilter; G. M. Phillips: Herstellung einer Filter- 
maase; H. A. Nitzsche: Herstellung von Platten aus Filtermasse; £. O. 
Weber : Reinigen und Sterilisiren von Filtermasse aus Cellulose ; G. König : 
Filter; J. Loroax: Wasserfilter; £. Häbner: Zellenfilter; H. Riensch: 
Torfmull als Filtermittel ; E. Götze : Doppelte Filtration des Wassers 467 ; 
F. Knndrat: Sandfiltration in Pilsen; Plagge : Wirkung der Wasserfilter; 
C. Abel: Verhütung von Kesselsteinbildung 469; A. Reichard: Kessel- 
stein 470; Friedrich & Glass: Abwasserreinigung; O. Schmidt: Ab- 
wasserreinigung; G. Grether: Abwasserreinigung mit Kalk; Gerberei- 
abwasser. — Mineralwasser 471 ; Bamberger und A. Kellas : Argon ; 
L. Troost: Helium; S. Zinno: Elektricität in Mineralwässern 472; 
O. Wentzky : Herstellung künstlicher Mineralwässer; J. Schneible: Her- 
stellung von künstlichem Mineralwasser. — Eis und Kälte 472; 
W. Wanner u. A. : Eismaschinen ; Maschinenfabrik Grevenbroich U.A.: 
Kühlapparate ; R. Mollier : Calorische Eigenschaften der Kohlensäure ; 
H. Lorenz : Die spec. Wärme der Kohlensäure; A. Schwedtje : Ammoniak- 
eismaschinen ; C. Schmitz : Ammoniakeismaschinen ; H. Lorenz : Druck- 
pumpen für Eismaschinen ; Osenbrück : Absorptionskühlmaschine ; H. Lo- 
renz: Luftkühlung; K. Hirzel: Gewinnung von Kochsalz; J. Brand: 
Kfihlflüssigkeiten für Eismaschinen. 

Neue Bücher 47S; M. Bieohele: Anleitung zur Erkennung, Prüfung und 
Werthbestimmung der gebräuchlichsten Chemikalien ; G. Bodländer : Lehr- 
buch der Chemie ; Classen : Mohr's Lehrbuch der chemisch-analytischen 
Titrirmethode ; C. Krauch: Die Prüfung der chemischen Reagentien; 
J. Landauer : Die Speetralanalyse ; Lassar-Cohn : Die Chemie im täglichen 
Leben ; F. Löffler, G. Oesten und R. Sendtner : Wasserversorgung, Wasser- 
untersuchung und Wasserbeurtheilung 474 ; H. Lorenz : Zeitschrift für die 
gesammte Kälte-Industrie; Derselbe : Neuere Kühlmaschinen ; G. Lunge : 
Handbuch der Sodaindustrie ; Lothar Meyer : Die Atome und ihre Eigen- 
schaften ; A. Mitscherlich : Gesammelte Schriften von Eilhard Mitscher- 
lich; A. Plagemann: Geologisches über Salpeterbildung; S. J. v. Ro- 
mocki : Die rauchsehwachen Pulver ; E. Schmidt : Anleitung zur qualita- 



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XYI Inhali 

üven Analyse 476; J. Stoklasa: Stadien über die Soperphosphate ; 
V. Villavecchia, G. Fabris nnd C. Hannaa: Dizionario di Merciolo^a. 
Statistik 476; Wenzel: Rentabilität der ehem. Industrie Deutschlands; 
Italiens; Davidson: Die chemische Industrie Busslands; Jahresbericht 
des Oberinspectors der chemischen Fabriken Englands. 



V. Gruppe. 
Chemische Fabrikindustrie; organisch. 

(Seite 479 bis 686.) 

AlkoholprKparate 479; P. Pritsche: Aethylschwefelsäure aus ftthylen^ 
haltigen Gasen ; DerselHb : Alkoholfreier Aether 480 ; Nicloux : Bestim- 
mung des Aetbylalkohols 481 ; B. Jürgensen und A. Bauschlicher : Ge- 
winnung von Aceton aus Acetonölen; M. Klar: Acetonbestimmung in 
Denaturirungs-Holzgeist und in Rohaceton; G. Krämer: Acetonbestim- 
mung 482 ; Prüfung des zur Denaturirung von Spiritus bestimmten Hok- 
geistes 483. 

Organische Säuren 483; M. Goldschmidt: Formiate; J. Black: Das 
Trocknen, Rösten und Zersetzen des holzessigsauren Kalkes ; Scheurer- 
Kestner : Bestimmung des Säuregehaltes der Holzdestillationsproducte 484 ; 
H. Quantin : Nachweis von Alkoholessig in Weinessig ; V. Hölbling : Die 
Fabrikation von Weinsäure. 

Cyanverbindungen 494; H. Beichardt und J. Bueb: Herstellung von 
Cyan Verbindungen aus Schlempe *494 ; Görlich & Wichmann : Gewinnung 
von Cyanalkalien aus Schmelzen 496 ; H. Drehschmidt : Gewinnung von 
Cyan 497 ; J.W. S wan und J . A . Kendall : Darstellung von Cyaniden ^499 ; 
W. Hc. Donnell Mackey : Herstellung von Cjankalium ""600 ; J. Pfleger : 
Darstellung von Cjanalkalien 601 ; N. Caro und A. Frank : Darstellung 
von Cyan Verbindungen 602; J. Pfleger: Darstellung von Cyaniden aus 
Kohle, Alkali und Stickstoff der Luft 603 ; H. Bower : Herstellung von 
Cyanverbindungen 604; J. Hood und A. G. Salomon: Herstellung von 
Alkalicyaniden ; H. Lüttke : Herstellung von Cyankalium ; J. £. Chaster : 
Herstellung von Cyaniden; J. Tcherniak: Herstellung von cyansauren 
Salzen 606 ; H. Bower : Herstellung von Ferrocyaneisen ; A. Gk>ldberg 
und W. Siepermann: Darstellung von Rhodansalzen 606; Goerlich & 
Wichmann: Herstellung von Rhodansalzen; Albright und J. Hood: 
Darstellung von Rhodanverbindungen ; G. Kassner: Ferricyansalze; F. 
Auerbach : Bewerthung der ausgenutzten Gasreinigungsmasse 607 ; J. T. 
Conroy: Herstellung von Cyaniden; H. N. Warren: Herstellung von 
Cyaniden. 

Aromatische Verbindungen 607; K. Keiser: Theerthioxen ; G. 
Krämer und A. Spilker : Cyclopentadien CbH« aus Steinkohlentheer ; Holler 
und Michel : Reinigen von Thiophen haltigem Benzol 608 ; A. Nikiforoff : 
Benzolgewinnung durch Zerlegung flüssiger Kohlenwasserstoffe ^608; G. 
Denig^s: Bestimmung von Thiophen in Benzol 609; P. Dobriner und 
W. Schranz : Bestimmung von Anilin und Toluidin ; W. Vaubel : Gehalts- 
bestimmung von Benzidin und Tolidin ; D. Marshall und W. Ramsay : 
Verdampfungswärme von Benzol; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer &Co. : 
Aromatische Aldehydohydrozylamine ; F. v. Heyden Nachf. : Darstellung 
von Benzoesulfonimiden 610 ; P. Schnitze : Darstellung von Benzoesäure 
bezw. Benzaldehyd 611 ; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning : 
Trennung von Gemengen primärer aromatischer Basen der Anilinreihe 612 ; 
Dieselben : Darstellung von p-Amidobenzylaniliu 613 ; Chemische Fabrik 
vorm. Hofmann & Schoetensack : Darstellung von Mandelsäure - Nitril ; 



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Inhalt. XVn 

Farbwerk Mühlheim vorm. Leonhardt & Cp. : Darstellang^ von Diäthjl- 
diamidodiozyditolylmethan ; Ealle'&Op. : Darstellung von p-Amidobens- 
aldehyd 514; Dieselben: Nitro- p-amidobenzaldehyd; Dieselben: Dar- 
stellnng aromatieeher Hydroxylaminverbindnngen ; Dieselben : Darstellung 
sehwefelhaltiger Basen 515; Dieselben: Geschwefelte Basen 516; F. 
T. Heyden Nachf . : Aromatische Nitrosulfochloride ; R. Nietzki : Dar- 
stellung von m-Nitranilinsulfosäure und Homologen 517; J. R. Geigj 
& Cp.: Darstellung von p-Amidobenzaldehyd ; Dieselben: Darstellung 
der Benzaldehjd - o - sulfosäure 518; Gh. A. Knueppel: ChinoUn und 
Chinolinabkömmlinge 519 ; Kalle & Cp. : Die Condensation aromatischer 
Hydrozylamine 520; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning: Dar- 
stellung von zweifach amidirteo, aromatisch snbstituirten Azimidobenzol- 
abkommlingen ; Dieselben: Darstellung von p-Amidophenylglycin 522; 
Dieselben: Aromatische Amidoammoniumbasen ; Farbenfabriken vorm. 
Fr. Bayer & Cp. : Darstellung von Phenolalkoholen 523 ; Dieselben : Dar- 
stellung von p-Diamidodiphenylamin-o-snlfosäure 524; Dieselben: Ver- 
fahren zur Darstellung von symmetrisch snbstituirten (p)-Alphyl(o)alkyl- 
(op)-toluylendiaminen 525 ; Farbwerk Mühlheim vorm. Leonhardt & Cp. : 
Nitrosoverbindungen der Metaamidophenole ; Chemische Fabrik vorm. 
Goldenberg Geromont &Cp. : LactylabkömmlingedesMethylanilins, Aethyl- 
anilins, p-Anisidins und p-Phenetidins 526 ; Badische Anilin- und Soda- 
fabrik : Indoxyl und IndoxylsSure 527 ; E. Täuber : Darstellung acidylirter 
Alkyl- bezw. Halogenalkylftther von solchen Amidophenolen 528; Casella 
& Cp. : Darstellung von (y) m-Amido-m-nitrosalicylsäure 529 ; L. Paul : 
Die technische Verwendung von o- und p-Nitrophenol ; L. Brenzinger: 
Bestimmung von Parasulfanilsäure ; E. Bamberger: Diazoverbindungen ; 
Fabriques de produits chimiques de Thann et de Mulhouse : Herstellung 
von künstlichem Moschus ; Böhringer & Söhne: Darstellung von Vanillin 
580; Chemische Fabrik auf Actien (vorm. Schering): Homologe des 
Vanillins 531; W. Majert: Darstellung von Brenzcatechinmonoacetsäure 
532; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer & Cp. : Einführung der Methyl- 
snlfonsäuregruppe in aromatische Phenole; Dieselben: Darstellung der 
ffi/^i-Dioxynaphtalin-as-sulfosäure 533; Dieselben: Darstellung von 
Naphtoresorcin ; Dieselben : Darstellung der ari/^s-Dioxynaphtalin-a]/}«- 
disulfosSure 534 ; Dieselben: Darstellung von a|/94-Dioxynaphtalin-/9|- 
carbonsäure 535 ; Dieselben : Darstellung einer cti a4-Amidonaphtol-trisulfo- 
sKure 536; Casella & Cp. : Darstellung von a,/94-Amidonaphtol-/9s/94-di- 
sulfosänre 536 ; Dieselben : Darstellung der a,-Amido-as-naphtol-/94-sulfo- 
slure ; Dieselben : Phenylamido-a-naphtolsnlfosäuren 537 ; Actiengesell- 
schaft für Anilinfabrikation: Darstellung der /9|/9s-Diamido-a4-naphtol-/93- 
sulfosäure ; Badische Anilin- und Sodafabrik : Darstellung der aia4-Amido- 
naphtol-/34-monosulfosSure 539 ; Kalle & Cp. : Darstellung von m-Naph- 
tylendiamin bezw. von Sulfosäuren desselben ; E. Froehlich : Darstellung 
von Methylen-^-amidonaphtol-sulfosKure 540; Basler chemische Fabrik 
Bindschedler : Darstellung von cr,/94-Dioxy-/9,-naphtoe*at-sulfos&ure; 
Dahl & Cp. : Darstellung der afNaphtol-afSulfosäure 541; P. Becker: 
Herstellung naphtalinsulfosaurer Titrazosalze ; E. Noelting : Darstellung 
von trisubstituirten Diamidonaphtylphenylketonen ; L.Paul: Dioxynaph- 
talinmonosulfosSure ; J. Tcherniac: Phtalsäure undPhtalonsSure; Basler 
chemische Fabrik Bindschedler : Darstellung von neuen Condensations- 
producten aus PhtalsKureanhydrid und dialkylirten m- Amidophenolen 542 ; 
Oesinger & Cp. : Herstellung von Naphtazarin ; Benno Jaffa & Darmst&dter : 
Reinigung von Roh-Saccharin 543 ; Hefelmann : Untersuchung der Handels- 
aacchanne; A. Wohl: Darstellung aromatischer Hydroxylaminverbin- 
dungen 

Arzneimittel 543; Sociöt^ Anonyme de Tlnstitut Raoult Pictet: Form- 
aldehyd ; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning : Verbindung von 

II 



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XYni Inhalt 

Cfaloral und HezamethjUntotramin 644 ; F. Baschig : Kresol und freie 
Fettsäuren enthaltendes DeBinfectionsmittel ; G. Rumpf: Trennung^ des 
Kreosots und Gn^jacols 645; Actien- Gesellschaft für Anilinfabrikation: 
Chloride substitairter SalicylsänreD 546 ; P. Schulze : Darstellung^ von 
SalicylsSnreestern 546; Farbwerke vorm. Meister Lncius & Brüning: 
Darstellnng von Oxyphenacetinsalicylat 647; £. Herzfeld t Darstellung 
des Phenylesters der Dijodsalicylsfture ; Farbwerke Torm. Meister Lucius 
& Brüniog : Darstellung von p-Jod-anaozychinolin-o-sulfonsäure 548 ; E. 
Froehlich : Doppel Verbindungen des Chlorjods mit Diaao Verbindungen ; 
A. Eichengränund L. C. Marquart: Darstellung von Jodoformhezamethylen- 
amin 549 ; A. Claasen : Jodabkömmlinge der Oxytriphenjlmethane ; Der- 
selbe: Jodabkömmlinge des. Phenolphtaleius 550; Fritzsche & Co. : Ein 
festes wasserlösliches Antisepticum und Desinfectionsmittel 561 ; Dieselben : 
Kresochin ; P. Fritsch : Herstellung von Isochinolinabkömmlingen 662 ; 
A. P. Edinger : Herstellung von Chinolinrhodanat ; Chemische Fabrik auf 
Actien (vorm. £. Scheriog) : Beneoyltriaceton- und Bensoylbenzaldiaceton- 
alkamin 568 ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer & Cp. : Darstellung von 
Alphozylessigsäurealphylestern ; Dieselben : Umwandlung von Phenolen, 
Naphtolen bezw. Dioxynaphtalinen in neue, in Alkalien unlösliche Pro- 
ducte 654 ; Dieselben : Herstellung einer schwefelhaltigen Verbindung 
CgHeSaO 566 ; Valentiner & Schwarz : Aeetophenonphenetidid 657 ; F. 
V. Heyden Nachf. : Mono- und Diphenetidincitronensäure ; A. C. Jensen: 
Chloralacetophenonoxim 559 ; M. Busch: Thiobiazolinabkömmlinge; W. 
Hajert: Darstellung von Brenzcatechinmonoaeetsfture 560; G. Tobias: 
Reingewinnung der Brenzcatechinmonozacetsäure ; Farbwerke vorm. 
Meister Lucius & Brttning: Darstellung von p-Acetäthylamidophenyl- 
kohlensänremethylester 561; Dieselben: Carbophosphid ; Dieselben: 
Darstellung eines Condensationsproductes von Code'in mit Formaldehyd ; 
E. Merck : Verbindung von Alo 'in und Formaldehyd ; Derselbe : Ein Con- 
densationsproduct aus Tannin und Formaldehyd 562 ; Derselbe : Conden- 
sationsproducte aus Gerbsfturen mit Formaldehyd; Derselbe: Darstellung 
von Kohlensttureftthern 563 ; Derselbe : Quecksilberhttmol 664 ; Derselbe : 
Darstellung des Knpferhämols ; Derselbe: Darstellung von Brom- und 
Jod-Hftmol ; Derselbe : Gewinnung von Paucin 565 ; Derselbe : Wismnth- 
salz der Säure CfsHisOio; A. Liebrecht und F. Röhmann: Darstellung 
fester Silberverbindungen 666 ; Dieselben : Wasserlösliche Casemverbin- 
düngen; R. Altmann : Eisenalbuminat ; Knoll & Cp. : Herstellnog einer 
für die Magenverdauung schwer zugänglichen Eiweiss-Gerbsäureverbin- 
dung 567 ; Emil Fischer : Derivate des Xanthins aus alkylirten Harnsfturen ; 
J. D. Riedel: Cocain- Aluminiumeitrat 569; Derselbe: Darstellung von 
Condensationsprodncten des Acetylamidophenylhydrazins ; Farbenfabriken 
vorm. Fr. Bayer & Cp. : Darstellung des wirksamen Bestandtheiles der 
Thyreoidea; J. Notkin: Darstellung des Thyreoprote'ids 570 ^ Chemische 
Fabrik vorm. Heyden : Darstellung der den Blutdruck steigernden Substanz 
der Nebenniere 571. 

Organische Farbstoffe 671; 1. Dem Thier- und Pflanzenreich 
entstammende Farbstoffe; C. Liebermann und S. Friedländer: 
Natürliche Krappfarbstoffe; B. W. Gerland : Werthbestimmung von Indigo 
673; D. R. Brown: Lackmus; H. Bablich und A. G. Perkin: Morin; 
A. O. Perkin: Luteolin ; Derselbe: Constitution natürlicher gelber Farb- 
stoffe ; Derselbe : Der Farbstoff von Rhus coriaria ; Badische Anilin- und 
Sodafabrik : Darstellung von künstlichem Indigo. 

2. Farbstoffe der Benzolgruppe 574; Actiengesellschaft für 
Anilinfabrikation : Säurefarbstoffe der Triphenilmethanreihe ; J. R. Geigy : 
Herstellung alkaliechter blanvioletter Triphenylmethanfarbstoffe ; Geigy 
&Cp. : Darstellung einer Sulfosäure der Malachitgrünreihe 675 ; Dieselben : 
Farbstoffe der Malachitgrünreihe mittels o-Sulfobenzaldehyd ; Farben- 



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Inhalt. YTX 

fabriken Yorm. Fr. Bayer & Cp. : Banmwol]farb8toffe ; Badische Anilin- 
and Sodafabrik : Darstellung g;elber Beiaenfarbstoffe aus aromatischen Ozy- 
carbonsSaren 676 ; Farbwerk Mühlheim vorm. Leonhardt & Cp. : Basische 
alkalirte Farbstoffe der Pyrongrnppe 577 ; Dieselben : Basischer Farbstoff 
der Pyrongrappe 578 ; Dieselben : Darstellung blauer basischer Oxazin- 
farbetoffe; Dieselben: Darstellung blauvioletter basischer Farbstoffe; 
Dieselben: Herstellung blauer basischer Oxasinfarbstoffe 579; Farben- 
fabriken Torm. Fr. Bayer & Cp. : Herstellung von Asinfarbstoffen 580; 
Dieselben: Bothe bis violette Asinfarbstoffe 581; Dieselben: Dar- 
stellung Ton Asinfarbstoffen ; Dieselben: Sulfostturen der am Asin- 
stickstoff alkylirten Eurhodine 584 ; Dieselben : Am Asinstickstoff alky- 
lirte Eurhodine; Farbwerke Yorm. Meister Lucius & Brüning: Bothe 
bis Tiolette basische Azinfarbstoffe 586 ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer 
k Cp.: Darstellung you blauen beizenfUrbenden Tbiaainfarbstoffen 587; 
Dieselben : Darstellung von Safraninfarbstoffen 591 ; Dieselben : Farbstoffe 
der Safraninreihe ; Dieselben : Basische Farbstoffe und deren Sulfosäuren 
692 ; Farbwerk Mfihlheim vorm. Leonhardt & Cp. : Scharlachrothe Farb- 
stoffe der Safraninreihe 594 ; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning : 
Blaue basische Farbstoffe aus alkalirten Safiraninen ; Dieselben : Safranin- 
artige Farbstoffe mittels Diamidodialphylmethanen 596 ; Badische Anilin« 
und Sodafabrik : Sulfosfture des Bosindulins 696 ; Actiengesellschaft für 
Anilinfabrikation : Darstellung von Bosindulinen 597 ; Dieselben : Akri- 
dinfarbstoffe aus Diamidobensophenon und m- Diaminen 598 ; P. Schultze : 
Farbstoffe aus Salicylmetaphosphorsäure und Phenolen ; Badische Anilin- 
und Sodafabrik : Phosphinfthnliche Farbstoffe 699 ; Ealle & Cp. : Dar- 
stellung von echten Wollfarbstoffen 600 ; R. Vidal : Darstellung subston- 
tiver schwaner Farbstoffe 601 ; Soci^te anonyme des mati&res colorantes 
et produits chimiques de St. Denis: Darstellung schwefelhaltiger Farbstoffe; 
L. Paul: Farbstoffe aus Dehydro thiobasen 602; G. y. GeorgieYics: Con- 
stitution der Farbbaseu der Triphenylmethanreihe ; M. Prud'homme: 
Paralnchsin ; A . Rosenstiel : Hydrolyse methylirter Farbstoffe ; O . Fischer 
und £. Hepp : Induline und Safranine ; F. Kehrmann : Die Beziehungen 
der Induline zu den Safraninen ; W. Vaubel : Verhalten der Chinonimid- 
iarbetoffe gegen nascirendes Brom ; L. Lef^vre : Induline und Safranine ; 
6. P. Janbert: Farbstoffe der Phenazinreihe ; J. Biehringer: Farbstoffe 
der Pyroningruppe 603 ; F. y. Meyenburg : Einwirkung you Chlorkohlen- 
oxyd auf Dimethyl- und Diftthyl-m-aminophenol. 

3. Naphtalin- und Anthracenfarbstoffe 603; Dahl & Cp. : 
Grüne Beizenfarbstoffe ; Badische Anilin- und Sodafabrik : Schwarze Baum- 
woUfarbstoffe aus Dinitronaphtalin ; Dieselben: Blauvioletter Farbstoff 
605 ; Dieselben : Bhodaminfarbstoffe ; Dieselben : Rhodamine mittels 
Phtalons&ure ; Dieselben : Farbstoffe aus der Gruppe des m>Amidophenol* 
phtalein 607 ; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning : Sulfurirte 
Rhodamine; Dieselben: Rhodaminsftureester 610 ; Dieselben: Beizen- 
f&rbende Farbstoffe aus substituirten Fluoresce'inen 611 ; Dieselben : Dar- 
stellung neuer Phtaleinfarbstoffe 612; Dieselben: Sulfosänren von Alkyl- 
derivaten desMetaamidophenolphtaleins 613; Dieselben: Darstellung von 
Farbstoffen aus Phtalsäurerhodaminen 614; Dieselben: Darstellung von 
Purpurinsulf osäuren 615 ; Ealle & Cp. : Oxyanthrachinone und Sulfo- 
s&uren derselben 616; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer & Cp. : Einfüh- 
rung von Aminresten in Oxyanthrachinone 617 ; Dieselben : Leukooxy- 
anthrachinone 620 ; Dieselben : Darstellung von Chinizarin 622 ; Dieselben : 
Naphtofluoresce'in ; Dieselben : Sulfosluren von Anthracenfarbstoffen 623 ; 
Dieselben: Alizarincyanine aus Anthrachinonderivaten 624; Badische 
Anilin- und Sodafabrik: Wasserlösliche blaue beizenfftrbende Farbstoffe 
aus Dinitroanthrachinon 625. 

4. Azofarbstoffe 627; Actiengesellschaft für Anilinfabrikation: 

II* 



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XX Inhalt. 

Azofarbstoffe aus NaphtylendiaminsalfoBKuren 627 ; DieselbeD : Darstellang 
von Triamidobenzol-azo-naphtalinen 628; Dieselben: Polyazofarbstoffe 
629 ; Dieselben : Gelbe beizenfllrbende Azofarbstoffe 631 ; Dieselben : 
Substantive Disazofarbstoffe 632 ; Dieselben : Herstellung eines primftren 
Disazofarbstoffes 633; Badische Anilin- und Sodafabrik: Darstellung 
von wasserlöslichen violetten bis blauen Safraninfarbstoffen ; Dieselben : 
Darstellung von Nitrosaminen primSrer aromatischer Amidoverbindnngen 
634; Dieselben: Benzidinazofarbstoffe 635; Dieselben: Rothviolette 
Azofarbstoffe 640; Casella & Cp.: Darstellung von gemischten Disazo- 
farbstoffen 641 ; Dieselben : Darstellung von wasserlöslichen Safranin- 
farbstoffen ; Dieselben : Polyazofarbstoffe aus y-AmidonaphtolsulfosIure 
642 ; Dieselben : Disazofarbstoffe aus monoalkjlirter Amidonaphtoldisulfo- 
säure 643; Dieselben: Disazofarbstoffe mit ^-Amidonaphtolsulfosäure 
644; Dieselben: Primäre Disazofarbstoffe mit Hilfe der Amidophenole 
646; Dieselben: Trisazofarbstoffe ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer 
& Cp. : Baumwolle direct färbender, secundärer Disazofarbstoff 646 ; Die- 
selben : Secundäre Disazofarbstoffe 647 ; Dieselben : Beizenfärbende diazo- 
Urbare Monoazofarbstoffe 648; Dieselben: Herstellung basischer Azofarb- 
stoffe 649 ; Dieselben : Direct ziehende Azofarbstoffe 651 ; Dieselben : 
Polyazofarbstoffe aus Triozynaphtalinsulfosäure 653 ; Dieselben : Tetrazo- 
farbstoffe 656 ; Dieselben : Substantive Azofarbstoffe aus Benzidin und 
Amidonaphtoldisulfosäure ; Farbwerke vorm. Meister Lucius & Brüning: 
Baumwolle direct färbende Polyazofarbstoffe mittels aia4-Diozynaphtalin- 
anlfosäuren 656 ; Dieselben : Baumwolle direct färbende Disazofarbstoffe ; 
Dieselben : Haltbare Diazoverbindungen 658 ; Dieselben : Azofarbstoffe 
aus Amidoammoniumbasen 661; Dieselben; Substantive Baumwollazo- 
farbstoffe 663; Dieselben: Diamidoazoverbindungen 664: Dieselben: 
Trisazofarbstoffe ; Dieselben : Darstellung gelber bis rother Azofarbstoffe 
665 ; Dieselben : Direct färbende Polyazofarbstoffe ans Chromotropsäure 
666 ; Dieselben : Beständige Chlorzinkdoppelsalze der Diazo- bezw. Tetrazo« 
verbindangen von Amidoazoverbindungen 667 ; Dieselben : Braune Sub- 
stantive Polyazofarbstoffe 668 ; Farbwerk Friedrichsfeld, P. Remy : Dar- 
stellung von Polyazofarbstoffen mittels m-Phenylen- bez. Toluylenoxamin- 
säure 668; Farbwerk Mühlheim vorm. Leonhardt & Cp. : Darstellung 
violettblauer basischer Farbstoffe 670 ; Halle & Cp. : Trisazofarbstoffe ; 
K. Oehler: Corinth- oder bordeauxrothe Trisazofarbstoffe; Derselbe: 
(Selber Farbstoff aus Toluylendiaminsulfosäure 671; J. R. Geigy & Cp. : 
Farbstoffe, welche zugleich die Azo- und Hydrazongrnppe enthalten ; Fa- 
briques de produits chimiques de Thann & de Mulhouse und A. Feer: 
Darstellung haltbarer Diazo- und Polyazosalze der Nitrobenzolsulfonsäure 
673 ; Levinstein & Cp. : Azofarbstoff aus /9-Naphtylaminsäure und Salicyl- 
sänre; C. Deneys: Strontiumhaltige Azofarbstofflacke 674 ; L.Paul: 
Meldola*8 Base. 

6. Sonstige organische Farbstoffe 674; Casella & Cp. : 
Braune beizenfärbende Farbstoffe; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer 
& Cp. : Anthragallol und Rufigallussäure 676; Durand, Huguenin & Cp. : 
Orüne Oxazinfarbstoffe mittels Gallaminsäure ; Dieselben : Grüne beizen- 
färbende Oxazinfarbstoffe ; Dieselben: Leukofarbstoff der Gallocyanin- 
gruppe ; Dieselben : Blaugrüner beizenfärbender Farbstoff der Gallocyanin 
gruppe 676 ; A. Bi^trix : Farbstoff aus Dibromgallussäure ; Soci^t^ ano- 
nyme des mati^res colorantes et produits chimiques de St. Denis und R. 
Vidal: Darstellung löslicher, zum Bedrucken von Geweben geeigneter Ver- 
bindungen; H. A. Frasch: Farbstoff aus Mineralölen 677; Derselbe : 
Farbstoff ans dem Einwirkungsprodaot von Schwefelsäure auf Mineralöle. 

Alkaloide u. dgl. 677; W. R. Dunstan und Tb. Tickle : Aconitinbestim- 
mung; M. Freund und R. Niederhofbeim : Pseudaeonitin ; N.Kromer: 
Adonis aestivalis ; H. Kiliani : Milchsaft von Antiaris toxicaria ; H. F. D. 



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Inhalt. XXI 

Jowett : Atisin ; J. Gadamer : Drehangsvermögen des Atropins ; If . 
Beholts : Bebirin ; A . Heffter : Cacteenalkaloide ; F. K. v. Kor wall : China- 
alkaloide 678; R. Wolffenstein: Coniine; O. Hesse and A. Weller: 
Prüfang Yon Chininsulfat; M. Kabli: Prüf ang des Chininsulfat; W. 
Königs : Ersetzung von Hydroxyl iu Chinaalkaloiden ; W. Königs und 
A. Hasmann : Umlagernng von Cinchonin in Cinchonidin ; R. WillstKtter : 
Cocain; E. Schmidt and H. Ziegenbein: Corydalisalkaloide ; H.Kiliani: 
Nachweis der Digitalisgljcoside ; Derselbe : Digitoxin ; E. Hamack : 
Extrophle'in ; 6. Ciamician und P. Silber : Alkaloide der Granatwurzel- 
rinde; O.Hesse: Hyoscin; C. Liebermann: Derivate des Isonarcotin ; 
£. Vongerichten : Morphin ; C. Liebermann : Isomeres Narcotin ; Boeh- 
ringer & Söhne: Darstellung der dem Mutterkorn seine Eigenschafton 
▼erleihenden Substanz und ihrer Salze ; H. Thomas : Onocerin 679 ; R. 
Otto : Verhalten des Papaverins und Narcotins ; O. Hesse : Wurzel von 
Rumex nepalensis ; Derselbe : Scopolamin 680 ; E. Schmidt : Scopolamin ; 
£. Jahns: Stachydrin; R. Willstättor: Pseudotropin aus Tropin; Der- 
selbe: Darstellung eines Ketons der Tropingruppe; A. Ladenburg: Con- 
stitation des Tropins 681 ; C. Kippenberger : Bestimmung von Alkaloiden. 

A etherische Oele 681; F. Reverdin: Auisol; G. Ciamician und P. 
Silber: Apiol und Angelicaöl ; C. Hell und C. Gaab : Isoanethol; A. 
Hesse : Darstellung von Ketonen aus Propenylverbindungen der aromatischen 
Reihe; J. Kondakow : Aetherisches Oel der Buccoblätter 682; A. 
Reychler : Einwirkung von Trichloressigsäure auf Carven ; J. Bertram 
a. A. : Geraniol und Rhodinol; Ph. Barbier und L. Bouveault: Lemon- 
grass-Oel ; E. Beckmann und H. Eickelberg : Menthone ; E. Jünger und 
A. Klages : Abbau des Menthols ; Ph. Barbier und L. Bouveault : Rhodinol, 
Menthon, Citronellal und Licareol; Ch. Moureu: Safrol; G. Bouchardat 
nndTardy: Anisöl und Eukalypten ; Oliviero: Valerianaöl; L. Massen 
und A. Reychler : Menthen und tertiäres Menthol ; E. Gildemeister and 
K« Stephan: Palmarosaöl; Schimmel & Cp. : Rosen- und Resedageranlol ; 
O. WaUach : Pulegon, dessen Constitution und Umwandlungsproducte 688 ; 
Derselbe : Terpene und ätherische Oele ; G. Wagner u. A. : Pinen ; A. 
Bayer: Ortebestimmung in der Terpenreihe; A. Ginzberg: Sobrerol; 
J. E. Marsh und J. A. Gardner: Oxydationsproducte des Camphens; W, 
Schmidt : Ueberführung von Campher. 

Sonstige organische Verbindungen 683; Farbenfabriken vorm. Fr. 
Bayer & Cp. : Darstellung von Hydrazinsalzen ; Ch. F. Cross und E. J. 
Bevan : Darstellung von Cellulosetetracetat 684 ; R. Wolffenstein : Cyclo- 
acetensuperoxyd 685. 

Neue Bücher 685 ; H. Behrens : Anleitung zur mikrochemischen Analyse ; 
W. A. Dyes: Reindarstellung der Gtthrungsmilchsäure ; P. Friedländer: 
Fortoehritte der Theerfarbenfabrikation ; J. Guareschi : Einführung in 
das Stadium der Alkaloide 686; F. Heusler: Die Terpene; A. Kertosz: 
Die Diaminfarben der Farbenfabriken Leopold Caaella & Cp. ; L. L^f&vre : 
Trait^ des mati&res colorantes ; F. Pollak : Tabellenbuch der organisch- 
chemischen Verbindungen ; G.Schulz: Tabellarische Uebersicht der im 
Handel befindlichen künstlichen organischen Farbstoffe ; Schimmel & Cp. : 
Bericht über ätherische Oele und Essenzen ; E. Täuber und R. Norman: 
Die Derivate des Naphtalins. 

Tl. Gruppe. 
Glas, Thon, Cement, künstliche Steine. 

(Seite 687 bis 766.) 
Glas 687; G. Richter: Entfärben von Glasmasse mit Hilfe von Selen und 
Selenverbindungen ; Goerisch & Cp. : Herstellung von in der Masse ge- 



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XXII Inhalt. 

fSrbtem KnpferrubingUui ; L. Appert: Thonerdehaltiges Olas 688; Press- 
glas; Weissglas; C. Mensel: Glasschmelzwanne 689; £. Hatscher: 
Brenn verfahren für Olashftfen a. dgl. 690; C. Meyer: Muffelofen; 
E. GKtke: Abkühlen geschmolsener Glasmasse; G. Gröndal: Einmssen 
Ton Hohlglasformen; M. Söhnchen: Glasmaeherpfeife ; P. B. Manssier 
n. A. : Flaschen;- A. Trassl u. A. : Herstellang von Pressglas; C. H. 
Tondeur: Herstellang von Drahtglas; A. Prospero nnd N. M. Miller: Her- 
stellang von Glastafeln ; Goerisch & Cp. : Absprengen von Glasgegen- 
ständen mittels Stichflamme; M. Schabring: Absprengen von Giftsem; 
B. Grahl: Vorrichtung sum Beschneiden von Hohlglas; S.Puchner: Fest- 
halten von Glasplatten beim Aetsen; A. Gutmann : Luftwascheinrichtung 
an Sandstrahlapparaten ; Jäckel & Cp. : Decorationen in Schmelsfarben auf 
Glas 691 ; Zinkographischer Druck auf Tafelglas ; Mattfttsen des Tafel- 
glases ; O. Emmerling : Emaille französischen Ursprungs 692 ; Schwelmer 
Emaillirwerk : Verfahren cur Herstellang gefleckter Emailwaare. 

Thonwaaren 698; C.Reinhardt: Bestimmung der Alkalien ; Chemisches 
Laboratorium für Thonindastrie : Hochfeuerfeste Thone ; W. Hern pel und 
W. Sesierski : Steine, welche gegen schmelzende Alkalien und Schwefel- 
alkalien beständig sind 694 ; Cronqnist : Schwedische Thone 696; Chem. 
Laboratorium für Thonindustrie : Glasursand von Karlshöbe bei Fürsten- 
walde ; Fürsten walder Glasursand 697 ; Blaue Druckfarben für Steingut 
unter Glasur; H. Hecht: Türkisblaue Scharffeuerglasuren; H. Mackler: 
Aventuringlasuren 701 ; L. Petrik : Aventuringlasur 704 ; Matte Farb- 
glasuren 705; Bleifreie Glasuren für Steingut 706; A. Schmidt: Braunes 
Porzellan 707 ; H. Ruder u. A. : Ziegelpressen ; V. Hansen : Herstellung 
von Töpfen; H. Unterberg: Roststäbe; M. Zdekauer: Aluminiumver- 
zierungen ; H. Baker : Trockenvorrichtung für Thonwaaren ; W. 
Olschewsky: Trocknung von Thonwaaren; L. Schiele: Brennofen mit 
getrennter Abführung der Rauch- und Schmauchgase *707 ; R. Hielscher : 
Ringofen 708; W. Röpert: Ringofen; H. Diesener : Benutzung von Ring- 
öfen bekannter Construction zum Brennen mit überschlagender Flamme; 
S. Böiger: Trennungswand für Ringofenkammern; S. Pohl: Ringofen 
mit Dämpfkammer; H. Büker: Erzielung reducirender Feuergase; 
A. Orbanowski ; Herstellung von brennbaren Gasen ; £. Dannenberg : Be- 
feuerung von Brennöfen 709 ; G. Cäsar : Brennen von reinfarbigen Ver- 
blendsteinen ; Heinecke : Neuere Oefen der Kgl. Porzellan-Manufactnr *709 ; 
Hutschenreuther : Muffelofeu zum Einbrennen von Schmelzfarben auf 
Porzellan *712; J. Matern: Brennverfahren bei Ringöfen 713; J. Knett : 
Künstlicher Eisenglanz alz Anflug auf gesalzenen Thonwaaren ; D. Remark 
und Steinert: Glasiren ungebrannter Scherben; H. Günther: Sulfate in 
Ziegelsteinen; Steingutfabrikation 714; Hecht: Anforderangen an die 
Massen und Glasuren für Gasretorten 720; S.Hahn : Herstellang vonperl- 
mutterähnlicben Ueberzügen 724 ; W. Wächter : Uebertragung von Abzieh- 
bildern ; M. Garj: Ziegelprüfung; J. D. Pennock: Wärmeleitung und 
Ausdehnung feuerfester Steine 725. 

C em e n t 726 ; E. Le Hon : Schachtofen *726 ; J. H. Schutt : Schachtofen zum 
ununterbrochenen Brennen von Ceraent und Kalk *726 ; E. Gasch : Drei- 
Kammer-Scbacbtofen '*'727 ; H. Kolshorn : Etagenofen zum Brennen von 
Cemeat; Nelson & Cp.: Lüften und Kühlen des Cementes ; L. Mack: 
Cement aus bituminösen Schiefern ; Verhandlangen des Vereins deutscher 
Portlandcement- Fabrikanten ; Gary: Normalsand; R. Dyckerhoff: Ein- 
wirkung von Meer Wasser auf hydraulische Bindemittel 729 ; Derselbe : 
Wärmeentwickelung im Cementmörtel 785 ; H. Passow : Die Einwirkung 
von Kohlensäure auf Cementmörtel 736 ; R. Buch : Erhärtung von Portland- 
cement im Meerwasser 742; F. Haas und J. A. Mc. Graw: Wirkung der 
Magnesia auf Cement in der Kälte; L. Erdmenger: Verbessernde Zu- 
achläge beim Portlandcement 743; B. H. Wallin: Sandcement; A. S. 



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Inhalt. XXni 

Cooper : Untersnchixiig von CementmÖrteln mit YerBohiedenen Sandsorten 
744 ; A. Stntxer : Wirkung von Wasser aaf Cement ; W. Michaelis : Ver- 
halten der hydraulischen Bindemittel ssum Meerwasser ; Verein deutscher 
Portlandeement-Fabrikanten : Cement 758; C. Berger: Gementprüfangen 
762; M. Gary: Ger&the nnd Verfahren für die Prüfung von Cement; 
Lt. Erdmenger : Cementkochprobe ; Delbrück und W. Fresenius : Ceraent- 
nntersuehungen ; C. Bach : Elasticität und Druckfestigkeit von Körpern 
aus Cement 763. 
Kalk, künstliche Steine 764; A. Stein: Keumann*s Kalkofen *764; 
B. W. Hitchins : Herstellung von Platten 766 ; J. Bünits und O. Kauffmann : 
Bemusterte Cementsteine ; O. de Bruyn : Künstliche Steinmasse ; J. Gran : 
Herstellung eines marmorartigen Kunststeins 766; L. Preussner: Her- 
stellung Ton Kunststeinen aus Magnesiacement; O. Matthiesen: Härten 
▼on FreskogemSlden. 



Vn. Grappe. 
Nahrungs- und Genussmittel. 

(Seite 767 bis 974.) 

Mehl und Brot 767; G. Lewis und J. F. Beeck: Teigpresse; £. G. 
Bosemann u. A. : Teigknetmaschine; G. Lewis u. A. : Teigform- und 
Teigtheilmaschine ; G. Huber: Backofen; D. Grove: Herdplatte; 
J.Crahay: Kohlenkasten an Backöfen ; H.Hueg: Backofen; Bellescise: 
Beschickungsvorrichtung für Backöfen ; Chicago Crescent Comp. : Der 
Ifährbodentrftger für die Züchtung von Kryptogamen ; Pfropfe & Cp. : Her- 
stellung von Teig aus Korn ; Lange : Mikroskopische Untersuchung von 
Mehlproben 768; £. Spaeth: Nachweis von Eigelb in Backwaaren; 
Balland: Brotuntersuchung. 

8 1 S T k e 768 ; B. Wenke : Nachreibe für Kartoffelstärkefabriken ; O. N. WiU 
nnd Siemens & Halske : Beinigung von Bohstftrke ; C. Hellfrisch : Beinigung 
vonKartoffelstürke mit Chlor 769; Saare: Schwefligstture in Stärkefabriken 
770; J. Hundhausen: Neuerungen in der Stärkefabrikation ; Thomas: 
Stärke aus Bosskastanien 772 ; J. Kantorowicz : Herstellung aufge- 
schlossener Stärke; L. Lindet: Bestimmung der Stärke in Getreide- 
körnern; J. Effront: Bestimmung der Stärke in Getreidearten 773. 

Dextrin, Stärkesucker 778 ; J. F. Nagel : Herstellung von Stärkesncker ; 
K. Bülow : Deztrinartige Abbauproducte der Stärke ; F. Musset : Dextrin- 
bildung 774; Stärkezuckergewinnung im deutschen Zollgebiet; Frank- 
reichs StärkeiEUckerindustrie 775. 

Rfibensucker 776; H. Briem: Grundsätze der Bübenzucht; Brukner: 
Normen im Zuekerrübensamenhandel ; Weinzierl u. A.: Normen für 
Zuckerrfibensamen ; F. Nobbe : Vorschriften für Bübensamenprnfungen ; 
M. HoUrung: Präparation von Bübensamen 776; J. Th. Wagener: Er- 
höhung der Keimungsenergie ; F. Strohmer : Entstehung des Zuckers in 
der Bube; L. Maquenne: Die Bolle der Osmose beim Wachsthum und bei 
der Anhäufung des Zuckers in der Bube; W. Bimpan: Zuckerrfiben- 
düngnngsversnche zu Cunran; Hollrung: Kalidüngung für Bübenäcker; 
J. Stoklasa: Bübenkrankheiten in Böhmen ; A.Stift: Bübenkrankheiten ; 
Strohmer und A. Stift: Nematodenkrankheit ; Vanha u. A. : Nematoden- 
frage; Hellriegel: Einfluss des Nematodenschadens ; A. Stift: Enchy- 
trociden; J. E. Hibsch: Bübenrüsselkäfer ; Frank: Versuche zur Be- 
kämpfung der Herz- und Trockenfäule ; M. Hollrung : Bübenschäden 777 ; 
M. Märcker : Eingesäuerte Bobenblätter ; Zuntz : Fütterungsversuche mit 
Bttbenblättem ; N . Westermeier : Die Blätter der Zuckerrüben ; Fogelberg : 
GewichtBveränderung eingelagerter Buben; J. Curin: Bezahlung der 



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XXIV Inhalt. 

Rüben nach dem Zuckerc^ehalte und dem Zackerpreise ; — Saftgewinnnng 
777; A. JaDgel: Rübenwaschmaschine ; H. Hillebrand n. A.: Raben- 
Bchnitselmascbinen ; O. Köbler: Diffasionsarbeit ; Karlson: Die Grenzen 
der snU&ssigen DiffnsionsverluBte 780 ; F. Glaser : Gallertausscheidang in 
Rübensäften ; C. Liesenberg nnd W. Zopf: Froschlaicbpils ; G. Bertrand : 
Färbung des Rübensaftes ; Eckel : Invertznckergehalt des Diffusionssaftes 
782; H. Pellet: Ammoniak und Salpeter in Rüben; £. O. ▼. Lippmann: 
Stickstoffhaltige Bestandtbeile der Rübensäfte ; F. Dippe : Schnitzelpresse ; 
N. Rjdlewski: Abpressen nnd Trocknen der Schnitzel; Szyfer nnd 
Natanson : Herstellung von Melasseschnitzeln ; Peterroann : Getrocknete 
Schnitzel ; — Saftreinignng 782 ; H. D^cluy : Theorie des Kalkofens ; 
K. Huber : Kalkmilchwaage 783; Wolfien : Kalkscheidung; L.Beaudet: 
Kalkscheidung; A. Herzfeld: Kalk in Zuckerfabriken; Degener und 
Rydlewski: Kalkscheidung; V. K. Dedek: Geschlossene Vorwärmer; 
C. H. Knoop : Saturationsgefäss für gekalkten Saft '^783 ; W. Guerrero : 
Saturation 784 ; V. K. Dedek : Saftfänger bei der Saturation ; H. Karlik : 
Dreifache Saturation; K. C. Neumann: Saturationswirkung 785; A. 
Goossens : Schwefelung der Säfte ; Martin und Ephraim : Saftreinigungs- 
verfahren 786; Renard u. A.: Ranson^s Verfahren der Saftreinigung; 
Tiemann: Anwendung von Schwefligsäure auf Dicksaft; Du Beaufret : 
Saftreinigung 787 ; F. Herles : Schlechte Filtrirbarkeit der Saturations- 
säfte durch die Schlammpressen ; A. Herzfeld: Holzwolle in Rübenzucker- 
fabriken ; Derselbe : Kieseiguhr als Filtermaterial 788 ; G. König : Filter ; 
£. Hübner : Zellenfilter 789; — Saftconcentration 789 ; Drenkmann : 
Saftconcentration ; O. Mittelstaedt : Zuckerzerstörung im Vacunm ; 
J. Weisberg: Kieselsäure in den Incrustationen der Zuckerfabriken; 
J. Schwager: Oberfläche nverdampfer ^790; A. Forstreuter: Vacuum- 
apparat mit Stufenheizung *791 ; H. Schulze : Apparat zum Eindicken 
nnd Einkochen von Zuckersäften u. dgl. *792 ; F. Hallström: Umlauf- 
Berieselung für stehende Verdampfkörper *792 ; E. G. Scott : Vacunm- 
verdampfer ohne Heizvorrichtung 793; A. Rak: Verdampfapparat; 
H. Ciaassen : Verkochen von Zuckersäften ; H. Declu : Wiedergewinnung 
von bei Verdampfapparaten durch die Dämpfe mitgerissenen festen Theilchen 
*794; J. Curin: Verdampfung 796; F. Sixta und J. Huder: Beseitigung 
des schädlichen Einflusses des Ammoniaks in den Verdampfstationen der 
Zuckerfabriken *796; L. Jesser: Ammoniak in Zuckerfabriken 798; 
F. Matousek : Berechnung der Grösse der Verdampfkörper 800 ; J. Curin 
und Jelinek : Beobachtungen beim Saftkochen ; O. Vibrans : Kornbildung 
im Vacuum ; P. Degener und W. Greiner : Förderung der Krystallisation 
von Zuckermassen 803 ; P. Degener : Krystallisation des Zuckers aus un- 
reinen Lösungen 804; G. Pröber: Sudmaischen; L. Fuchs: Vorrichtung 
zur Unterstützung der Krystallisation; M. R. Sachs: Kochen und 
Krystallifiiren der Nachproducte ; Broniewski : Die Arbeit mit den Huch*- 
schen Kochmaischen 805 ; A. Herzfeld: Die Graufärbung des Rohzuckers; 
E. O. V. Lippmann : Die Ursache der starken Rückgänge der Rohzucker- 
beschaffenheit 810; O. Mittelstaedt: Rückgang der Alkalität in Roh- 
zuckern 811; H. Baker: Decken von Zucker in der Centrifuge ; 
R. Patocka : Regelung des Zulaufs der Deckflüssigkeit 812 ; J. Weinzierl : 
Apparat zum Reinigen von Zucker *812 ; 0. Mittelstaedt : Rendements- 
bestimmung; £. Pfeiffer: Rendementfrage 813; R. Rydlewski: Be- 
ziehungen zwischen Zucker- und Aschengehalt zum Reinheitsquotienten ; 
L. Szyfer : Scheinbare und wirkliche Reinheitsquotienten 814 ; J. Putzeys : 
Raffiniren von Robzucker; Drost & Schulz: Herstellung von Krystall- 
zucker in Raffinerien 815 ; Fontenilles & Desormeaux : Herstellung von 
raffinirtem Zucker in Stangen aus Rohzucker ; — Melasse und deren Ver- 
arbeitung 816; Degener: Melassebildung; Th. Koydl: Füllkörper für 
Osmoserahmen; W. Grundmann : Osmoseversuche ; J. Pokorny : Wärme- 



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Inhalt. XXV 

Verluste 817; K. Andrlik: Der Schleim, welcher sich bei der Osmose aas- 
scheidet; P. B. Härje: Vorrichtung eam Einfahren von Kalkpulver in 
Melasse ; 6. £. Cassel und D. Kempe : Keinigung von Melasse u. dgl. 818 ; 
C. F. Kastengren : Reinigung von Melasse ; H. R. Langen : Entsuckern 
▼on Melasse mit Baryamhydrosnlfit ; O. Mittelstadt: Baryt in der Zucker- 
industrie 819; A. Wohl: Zuckergewinnung mittels Bleisaccharat ; — 
Untersuchungsverfahren 823; A. Baudry und V. Goutiere: Reibe- 
maschine; H. Ciaassen: Probenahme der frischen Schnitzel und des 
Diffusionssaftes; E. Antussewiez: Wttsserige Digestion; F. Sachs u. A. : 
Bübenanalyse ; L. Jesser : Rtibenanalyse ; Rohsaftuntersachungen ; H. Men- 
delson : Untersuchung der Zuckerrüben zur Bezahlung nach Werth ; K. C. 
Neumann : Klärung der Zuckerlösungen für die Analyse 824 ; F. Uerles : 
Basisch salpetersaures Blei als Klärmittel zu Polarisationszwecken; 
H. Svoboda : Das Verhalten des basisch essigsauren Bleiozyds zu Zucker- 
lösungen 826 ; Pellet : Einfluss des Bleiessigs auf die Drehung der Zucker- 
arten 826 ; C. A. Lobry de Bruyn und W. A. v. Ekenstein : Umwandlung 
der Zuckerarten unter dem Einfluss des Bleihydrates ; Deltonr und Pellet : 
Einfluss des Kalkes auf die Rübensaftpolarisation ; F. Sachs : Einfluss der 
Temperatur anf die Polarisation des Zuckers ; Pellet und Beaudet : Ein- 
fluss der Temperatur auf die Polarisation 827 ; D. Sidersky : Bestimmung 
der freien mineralischen und organischen Säuren in dem Rübensaft; 
J. Zagleniczny: Bestimmung der ViscositUt der Säfte; L. Jesser: 
Reaetionen des Nichtsuckers gegen Indicatoren ; P. Degener : Amorpher 
Rohrzucker 828; K. Stiepel: Inversion von Zuckerlösungen mittels 
Schwefligsäure ; F. Sazyma : Saftdichte und Füllangsquotient ; Cottrait : 
Bestimmung des Krystallzuckergehaltes der Füllmassen ; B. Wachtel: Con- 
trole der Nachproductenarbeit ; Fradiss und R. Rydlewski : Bestimmung 
des Kalkgehaltes in Rübensäften; F. Strohroer und A. Stift: Zusammen- 
setzung österreichischer Consumzuckersorten ; A.W. Gerrard: Bestimmung 
von Glucose; H. Pellet und F. Giesbers: Nachweis geringer Mengen 
Zucker in den Condensationswässern der Zuckerfabriken 829 ; W. Kalmann : 
Gewichtsanalytische Bestimmung des Zuckers ; J. Kjeldahl : Einwirkung 
der alkalisehen Kupferlösungen auf die Zuckerarten; Pellet: Unter- 
scheidung von Rohr- und Rübenzucker ; J. Weiss : Osmometer ; A. Herz- 
feld u. A. : Magnesiabestimmung im Kalkstein ; B. Wachtel und H. Gutherz ; 
Tabelle zur Bestimmung des Gehaltes der beim Ausscheidungsverfahren 
gewonnenen Zuckerkalkmilch an Aetzkalk; F. Strohmer: Analysen der 
Versuchsstation für Rübenzucker industrie. — Statistik 848; Zucker- 
gewinnung und Besteuerung im deutschen Zollgebiet während des Betriebs- 
jahres 1895/96; Betriebsergebnisse der Zuckerfabriken 850 und 851; 
Verarbeitung von Rüben zur Zuckergewinnung 852 ; Grosshandelspreise 
Ton Zucker und Melasse im Betriebsjahre 1895/96 853; Die Haupt- 
ergebnisse der 11 Betriebsjahre 1885/86 bis 1895/96 854 u. 855 ; Vergleich 
mit den Ergebnissen früherer Betriebsjahre 856; Znckerproduction und 
vorläufige Productionsschätzungen 858; Die Zuckererzeugung in der 
österr.-ungar. Monarchie 859; Zu ckerproduction Frankreichs ; Schätzung 
der ColoniaUuckeremten 860. 

Zacker aus Rohr u. dgl. 861; Zuckerrohranbau auf Formosa ; Körners 
und W. Krüger : Cultur des Zuckerrohres ; Maxwell : Organische Nicht- 
zuckerstoffe im Rohrsafte ; Kobus : Zusammensetzung des Zuckerrohres ; 
W.Krüger: Verarbeitung des Zuckerrohres; Prinsen-Geerligs : Einfluss 
der Glucose auf die Zackerverluste; W. £. Stone und D. Lotz: Zucker 
der Agave americana 866 ; K. Goetze und Th. Pfeiffer : Pentaglncosen im 
Pflanzen- und Thierkörper ; B. Tollens u. A. : Bestimmung der Pentosen 
und Pentosane. 

Gfthrung und Hefe 866; O. Seiter: Abstammung der Saccharomyceten ; 
A. Jörgensen : Ursprung der Weinhefen ; Derselbe : Pilze, welche Ueber- 



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XXVI Inhalt. 

gaDgflformen swischen Schimmel und Saccharomyceshefe bilden 867 ; 
Klöcker and Schiönning: Umwandlang des Aspergilias oryzae in einen 
Saccharomyceten ; E.G. Hansen : Variation der Hefesellen ; A. P. Swan : 
Endospore Bildung der Hefe 868; J. Ch. Holm: Aufbewahrung der Hefe 
in SaceharoselÖBung ; R. Rapp : Einflnss des Sauerstoffes auf g&hrende 
Hefe ; L. Briant : Einfluss der Lüftung auf die Gfthrang ; H. Seyffert : 
Beinzuchthefe und ihre Ernährung ; H. Will: Methoden, welche bei der 
Beinzächtung von Hefe zur Anwendung kommen 869 ; F. Rothenbach : 
Die Dextrin Terg&hrende Hefe Schizosaceharomyoes Pombe ; E. Prior : 
VergShrbarer Würzerest 870; E. Boulanger: Verhalten Terschiedener 
Bierhefen in Würze 871; £. Kajser: Französische und spanische Wein- 
hefe 872 ; J. Scbukow : Oährversuehe mit Tersehiedenen Hefen ; H. ▼. Lear : 
Die Anwesenheit einer vergährbaren Zuckerart 874 ; G. H. Morris : Spal- 
tung der Maltose durch Hefe; A. Bau: Vergährbarkelt der Galaktose; 
V . Peglion : Weinhefe 875 ; Clautrian : Glykogengehalt der Hefe ; E. Prior : 
Beziehungen des osmotischen Druckes zu dem Leben der Hefe und den 
Gfthrungserscheinungen ; L. Sexauer: Herstellung von Presshefe; Ch. 
Franzbecker: Herstellung Ton Presshefe 876; F. Lafar: Säuerung dea 
Hefegutes 877; G. Leichmann: Milchsäuregährung bei der Herstellung^ 
▼on Kunsthefe; A. Nastükoff: Apparat zur Bestimmung der Reductions- 
kraft von Hefen *877 ; E. Duclauz : Gfthrvermögen und Gfthrkraft der 
Hefe ; N. Wender : Untersuchung von Presshefe 878. 

Wein 878 : P. Kulisch : Analysen von 1895er Rheingauer Mosten ; Derselbe : 
Analysen von 1896er Rheingauer Mosten ; J. Schukow und Müller-Thur- 
gau : Säureverbrauch der Hefen 879 ; Mfiller-Thurgau : Anwendung von 
Reinhefen; Rietsch und Herselin : Weingährung ; G. Tolomei : Lösliches 
Ferment im Wein ; J. Behrens : Infectionskrankheiten des Weines ; 
W. Fresenius : Einfluss geschwefelter Fässer auf den Wein ; C. J.Wagner 
und S. vom Hofe: Degorgirapparat 880; M. Barth: Untersuchung und 
Beurtheilung von Süssweinen ; Kulisch : Abhängigkeit der Glycerinbildung^ 
▼on den Gährungsbedingungen ; E. List : Griechische Süssweine ; Wein- 
untersuchung ; Georges : Nachweis von Alaun ; A. Villiers und Fayolle : 
Nachweis von Borsäure; K. Windisch: Bestimmung des Extractes von 
Most und Süssweinen , Würze und Bier ; Vorschriften für die chemische 
Untersuchung des Weines ; H. Jay : Bestimmung der flüchtigen Säuren im 
Wein : E. Riegler : Bestimmung des Alkohols und Extractes im Weine ; 
E. Späth und J. Thiel: Tresterweine 880; Kunstweinfabrikation mit 
Tamarinden 881 ; J. Nessler: Weinpflege; A. Einecke: Chemische Zu- 
sammensetzung von Säften verschiedener Stachel-, Johannis- und Erdbeer- 
sorten 882. — Statistik 882; Zuckern des Weines in Frankreich; 
Weinproduction. 

Bier 883; E. Prior u. A. : DieGersten der Jahre 1893 und 1894; Th.Remy : 
Einfluss der Kalidüngung auf die Beschaffenheit der Braugerste ; C.v. Ecken- 
brecher : Gerstenanbauversuche ; Schönfeld: Einkauf von Gerste; F. HoflT- 
mann: Mikroorganismen auf Getreide; J. Grüss : Mikroskopische Unter- 
suchung 884; M. Wallerstein: Veränderung des Fettes während der 
Keimung der Gerste ; Killmaier : Weichen der Gerste ; L. Vandam : Ein- 
fluss des Weichwassers auf den Weichprocess und die Beschaffenheit des 
Malzes 889 ; S. Felix : Einfluss von hartem Wasser auf den Mälzungs- 
proeess 891; A. Fernbach: Phosphorsäure in Gerste und Malz 892; 
Petit: Zuckerbildung beim Mälzen 893; H. Mey^r: Malztrommel *894; 
Fesca & Cp. : Trommel zum Keimen von Getreide und Darren von Malz 
*894 ; A. Behr : Malztrommel ; J. Quint : Malzwender ; Büttner & Meyer : 
Malztrommel *895 ; F. Grouven : Sortirung von Grünmalz ; O. Reinke : 
Abschwelken des Malzes; G. Kappler: Schwelken des Malzes 898; 
A. Decker und F. Cerney: Schwelken von Grünmalz; Hlinka: Benutsung 
der Schwelke; K. Killmaier: Verhältniss der Feuchtigkeit des Malzes zu 



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Inhalt. XXVII 

Beinern HektoUter^e wicht ; £. Prior : Hektolitergewicht des Malzes 899. <— 
Hopfen 899 ; £. Prior : Beurtheiluog von Hopfen ; J. Behrens : Schwe- 
feln des Hopfens ; Derselbe : Bestandtheile des Hopfens ; Ph. Bioarge : 
Yerändemng des Gerbstoffgehaltes des Hopfens beim Lagern 901 ; Der- 
selbe : Hopfenuntersuchnng ; Briant und Meacham : Zusammensetsung und 
Wirkang verschiedener Hopfen 902 ; J. Heron : Hopfengerbstoff; F. Müller : 
Hopfen-Zerblätterungs- nnd Sortinnaschinen 907. — Bierherstellnng 
907 ; C. Schmitz : Herstellung von Bierwürze ; V . Läpp : Qewinnnng von 
Bierwürze ; J. Takamine : Verfahren zur Herstellung von Maische bez. 
Würze ; P. Bender : L&utersaugapparat ; J. F. Theurer : Malzextract zum 
Färben und Aromatisiren von Bier und von Malzwürze ; Windisch : 
Maischekoehen 908; £. Prior: Ein drittes Diastase-Acchroodeztrin ; 
H. Ost und Lintner: Isomaltose in Warze und Bier; A. Kwisda: Isomal- 
tosefrage ; A. R. Ling U.A.: Wirkung von Diastase auf Stärke ; H. John- 
son : SSure des Malzes und der Würze ; Widmaier : Erzeugung heller Biere 
911 ; A. Aberle und Ph. Lobmann : Vorrichtung zum Anwärmen der Innen- 
wände von Gährbottichen ; F. Vollnhals : Ablass des Biergelägers ; 
F. SchSnfeld : Aluminium als Bekleidung von Gährbottichen ; Einfluss der 
Temperatur auf den Verlauf der Hauptgährung ; F. Cerny: Gährung; 
W. Windisch: Gäbrführung, Vergährungsgrad und Haltbarkeit des Bieres; 
Evans : Einfluss der Salpetersäure im Brauwasser auf die Gährung 918 ; 
F. Schonfeld: Hefewachsthum in der Hauptgährung bei untergährigem 
Bier ; L. Vandam : Schleimgährung erzeugender Bacillus aus englischen 
Bieren 913; J.Kupfer: Sarcina-Infection ; K. Killmaier: Sarcina 914; 
Petit : Einfluss des Brauverfahrens auf den Vergährungsgrad 915 ; L. Steu- 
ber: Kalkanstrich für Kellerwände; A. Zinnemann: Vorrichtung zum 
Festhalten der Korke beim Pasteurisiren von Bier ; A. Lippke : Conser- 
Viren von Bier; E. Adam und A. M. Hof mann : Vorrichtung zum Tränken 
von Bier mit Kohlensäure; A. Willert: Bierfilter *916; Gebr. Kutschke 
u. A. : Filter für Bier; F. Jung: Reinigungsapparat für Filtermasse; 
N. Iseli : Herstellnng von Filtermaterial ; Will : Bierfiltration ; W. Win- 
disch: Schaumhaltigkeit des Bieres; J. Fuchs und L. Aubrj: Geheim- 
mittel für Brauereien 917; H. König & Cp. und W. Windisch: Conserve- 
salz; H. P. M. Frisch: Ilovit zum Reinigen der Bierleitnngen ; Pralle 
k Reese und E. Prior: Biereztract; W. SchüUer und R. Hefelmann : 
Weizenbiereztract ; Wasmuth : Malzbiereztract 918 ; E. Prior : Wieviel 
Liter Verkaufsbier gibt 1 hl heisse Würze?; Kendali & Son : Herstellung 
eines in Alkohol und alkoholhaltigen Flüssigkeiten loslichen Caramel- Farb- 
stoffes; Ulez: Ross' Kraftbier; O. Reinke: Herstellung lichter Biere; 
Die Erzeugung blasser Pilsener Biere 919 ; W. Moslinger : Maltonweine. — 
Untersuchungs verfahren 919; J. Fuchs: Maischbecher aus Alu- 
minium ; Saare : Japanisches Bier ; F. Schönfeld : Pilsener Biere ; Der- 
selbe: Zwei süddeutsche helle Biere 920; Knhla: Analyse böhmischer 
Biere 991 ; Kämmerer : Analysen von Salvatorbier ; P. Lintner : Mikro- 
skopisch-biologische Betriebscontrole 923; H. Scbjerning: Bestimmung 
der Prote'instoffe in Bierwürze ; C. J. Lintner und E. KrÖber : Glykosazon 
zur Bestimmung von Deztrose, Lävulose und Saccharose ; L. Braun : Be- 
stimmung der Rohmaltose in Würzen; E. Prior: Malzuntersnchungen ; 
H. Kral : Bestimmung des Wassergehaltes im Malz ; G. H, Morris : Be- 
stimmung der im Malze vorgebildeten Kohlehydrate; E. Jalowetz: Be- 
stimmung der Farbentiefe von Malzwürzen 924 ; F. Freyer : Bestimmung 
von Salicylslnre in Bier ; W. Windisch : Bestimmung von Fluor in Bier ; 
E. Ehrich: Vergährungsgrad; E. Prior und W. Windisch : Vergährungs- 
grad der bayerischen Biere ; Hantke : Gährversuche im Laboratorium und 
Gährungen in der Präzis; F. Frejer: Alkoholbestimmung durch das 
Ebullioscop . — Statistik 926 ; Üebersicht über den Materialverbrauch! 
die Biererzengung, sowie die Steuerzahlung der Brauereien im deutschen 



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XXVra Inhalt. 

Bransteuer- Gebiet und im GroMherzo^tham Lnxembarg während des Etats- 
jahres 1896/96 926 n. 927; Vergleichende Zasammenstellang des muth- 
maasslichen Bierverbrauchs in den deatschen Stenergebieten und im 
deutschen Zollgebiete 928; Biererzeugung und Malsverbrauch Bayerns 
929 ; Württembergs ; Biererseugung in Oesterreich ; Bierbrauerei in 
Belgien 930 ; in Bussland ; Bier in der Schweiz ; Englands Bierbrauerei ; 
Bier in Italien 931 ; E. Struve : Wo wird am meisten getrunken ? 

Spiritus 982; W. Bersch : Entstehung von Zucker und Stärke in ruhenden 
Kartoffeln; V. Beutel: Rosteinsatz für Henzedämpfer; Gebr. Dietsche: 
Maisch- und Austrebermaschine ; E. Müller : Mischapparat für Maisch- 
und Kühlbottiche *932 ; G. Heinzelmann : Uebermässige Säure in der 
reifen Kartoffelmaische 933 ; Derselbe : Vergährbarkeit von Kartoffel- 
maischen ; Ganske und W. Paulsen : Vergährung von Kartoffelmaischen ; 
J. Scheibner: Maischen verschiedener Kartoffelsorten 934; F. Rothen- 
bach: Die Anwendung spaltpilzfeindlicher Stoffe im Brennereibetriebe; 
K. Kruis und B. Raymann : Bestandtheile des Vorlaufes und des Fuselöles 
als Producte der Culturhefen 936; Riviire und Bailhacke: Gewinnung 
von gutem Spiritus ausAffodill und Meerzwiebel 940; Soci^t^ Universelle 
des Alcools et Liquors : Reinigen von Spiritus 941 ; E. de Cuyper : Ver- 
gährung von Melasse unter Benutzung von Torf; M. Glasenapp : Spiritus 
aus Torf ; G. Schule: Einrichtung an Destillir- und Rectificir- Apparaten 
zur Vermeidung der Oxydation des Alkohols 942 ; Cognac-Industrie in 
Frankreich; Lusson: Branntweinanalysen 946; X. Rocques : Altwerden 
von Branntweinen 946 ; M. Mansfeld : Untersuchung von Spirituosen ; 
Niviöre und Hubert: Untersuchung von Absynth 948; A. Stutzer und 
R. Maul : Untersuchung von Feinsprit ; R. Hirsch : Denaturirung von 
Spiritus zur Herstellung transparenter Seife. — Statistik 949 ; Brannt- 
weinbrennerei in Deutschland im Jahre 1894/95 ; Spirituserzeugung in 
Oesterreich 952 ; Branntweinbrennerei in Dänemark ; Italiens Alkohol- 
Erzeugung , -Einfuhr und -Ausfuhr; Frankreichs Alkoholerzeugung im 
Betriebsjahre 1895/96 958. 

Milch, Butter, Käse 953; J. Postma: Apparat zum Pasteurisiren von 
Milch *958; A. Schmidt: Sterilisirgefäss für Milch 954; K. Flaack : 
Sterilisirapparat ; F. Mc. Intyre : Eindicken und Conserviren von Milch ; 
E.W. R. V. Bühler : Milchsterilisirapparat *9ö4 ; F. Guilleanme und E. Golt- 
stein: Conservirung sterilislrter Producte 955; F. Bingler u. A.: Ver- 
schlüsse für Sterilisirgefässe ; Freemann : Pasteurisiren von Milch ; Bab- 
cock und H. L. Rüssel: Wiederherstellung der Consistenz pasteurisirter 
Milch; Oz u. A. : Herstellung von Kindermilch; Dresdener Molkerei: 
Herstellung einer in ihrer Zusammensetzung der Frauenmilch entsprechen- 
den Nahrung; R. G. Freemann: Milch als Vermittlerin bei der Ueber- 
tragung von Krankheiten ; A. Bechamp : Milchsäuerung ; G. Leichmann : 
Freiwillige Säuerung der Milch 956 ; P. Dornic : Saure Reaction frischer 
Milch; F. Blumenthal : Milchzersetzung durch Bakterien; Th. Henkel: 
Einfluss anstrengender Bewegung auf die Milchproduction ; Petersen u. A. : 
Schweinemilch ; Dinkler : Kameelmilch ; H. Schrott- Fiechtl und P. Vieth : 
Milchuntersuchung ; J. Klein : Conservirung von Milch für Untersuchungs- 
zwecke ; Klein : Specifisches Gewicht geronnener Milch 957 ; A. Schloss- 
mann : Eiweissstoffe der Milch ; E. v. Raumer und E. Späth : Bestimmung 
des Milchzuckergehaltes der Milch ; H. J. Hamburger : Gefrierpunkt- 
bestimmung der Milch ; G. Rupp : Gärtnerische Fettmilch ; K. Fam- 
steiner : Nachweis eines Zusatzes von Formaldehyd zur Milch ; Sachar- 
bekoff: Bakteriologie der Petersburger Milch; £. Haase: Milchentrah- 
mung; T. Sabroe: Butterknetmaschine; H. Weigmann: Aroma der 
Butter ; Sartori : Ansäuern des Rahms mittels Reinculturen 958 ; H. W. 
Conn : Beziehungen der Reincultur auf Säure , Farbe und Aroma der 
Butter ; K. Farnsteiner : Verluste ranziger Butter ; R. Brüllt : Butter- 



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Inhalt XXIX 

prüfun^; Kalkhaltiges Wasser im Meiereibetriebe ; W. Karsch : Reichert- 
MeissVsche Zahl bei Butterfetteo ; E. Jahr : Erkennung reiner Butter and 
reiner Margarine ; B. Backhaus : Herstellung von Margarine ; F. Stoh- 
mann: Nachweis der Butterverfälschung ; R. Backhaus und Ph. Schach: 
Herstellung yon Butter bez. you Käse 959; A.Devarda: Prüfung der Lab* 
prSparate ; P. Hillmann : Einfluss des Labfermentes auf Milcheiweissstoffe; 
y. y. Klecki: Neuer ButtersäuregShrnngserreger 960; F. Dornic und 
Ch. Martin : Zubereitung des Gruyöre-Kftses ; V. y. Klecki u. A. : Reifungs- 
process der Käse ; C. Bächler : Emmenthaler Käse ; Winkler : Herstellung 
von ungarischen Brimsenkäse ; Käseuntersuchung ; A. Stutzer : Chemische 
Untersuchung yon Käse; Herz: Magerer Käse 961; A. Liebrecht und 
F. Röhmann : Darstellung von Caseinsalzen in trockenem Zustande ; £. Sal- 
kowski und W. Majert: Case'insalze für Ernährungszwecke 962. 
Fleisch und Fleischwaaren 962; R. Emmerich: Conserviren ganzer 
Schlaohtthiere ; J. A. Linley: Gefrorenes Fleisch beim Aufthauen der 
schädlichen Wirkung der sich aus der Luft niederschlagenden Feuchtigkeit 
zu entziehen ; W. Eisner : Entlüftnngsvorrichtnng ; E. Heipke : Räucher- 
anlage ; F. Sahlfeld : Herstellung von Fischfleischeztract ; H. Kirnka : 
Schwefligsäure zur Fleischconservirung 968; M. Siegfried: Phosphor- 
fleischsäure ; Pekelharing : Nucleoprote'id ; Katz : Muskelfleisch ; C. Am- 
thor: Amerikanisches Trockenpökelfleisch; J. Mayrhofer: Bestimmung 
der Stärke in Fleischwaaren ; Derselbe : Bestimmung der Stärke in Wnrst- 
waaren 964 ; H. Weller : Zusammensetzung der Wurstwaaren ; E. Polenske : 
Fleischconservirungsmittel ; C. Känsche: Krankheitserreger bei Fleisch- 
vergiftungen; R. Frühling und M. C. Amthor: Nachweis von Pferde- 
fleisch und Pferdefett 965 ; E. Späth : Erkennung gefärbter Wurst. 
Kaffee, Thee, Cacao 965; A. Delcroiz : Herstellung eines Kaffeesurro- 
gates; E. Klein: Kaffeeersatz aus Steinnuss ; H. Trillich: Kaffee und 
Kaffeesnrrogate ; K. Dieterich: Kolanüsse; A. Willert: Austria-Kaffee; 
L. Graf u. A. : Beurtheilung von gebranntem Kaffee 966; E. v. Raumer 
n. A. : Nachweis künstlicher Färbungen bei Rohkaffee; Kaffee undKaffee- 
Burrogate ; Levantine- Kaffee ; Bonkowski : Gefälschter russischer Thee, 
Rogogeski genannt ; M. Rieck : Entfettung von Cacaobohnen ; A. Eminger : 
Theobrominbestimmung in Cacaopräparaten ; Cacaountersuchungen des 
österreichischen Apothekervereins; F. Filsinger: Jodzahl der Cacao- 
butter. 
Sonstige Nahrungs- und Genussmittel 966; W. Nägeli : Conser- 
viren von Nahrungsmitteln ; Derselbe : Herstellung alkoholfreien Bieres ; 
F. V. Heyden Nachf. : Benutzung aromatischer Sulfinsäuren als Conser- 
vimngs- und Desinficirungsmittel 967; H. Deininger: Gewinnung von 
Extraeten ; E. Utescher : Conserviren von Eiern ; R. Winkel und A. Ohni- 
mos: Conserviren von Kartoffeln; Th. B. Osbome und G. F. Campbell: 
Proteide der Kartoffeln; Balland: Mais; S. Frankfurt: Weizenkeime; 

E. Späth : Nachweis von Mutterkorn in Mehl 968 ; C. H. Boehringer Sohn : 
Backpulver ; Schaffer : Martiusgelb in Nudeln, Maccaroni u. dgl. ; Erbsen- 
suppen- Conserven ; M. Blauberg: Kindernahrungsmittel; E. Ludwig: 
Nachweis von Salicylsäure in Nahrungsmitteln ; A. Reissmann : Ameri- 
kanische Ringäpfel; O. Kfinnmann u. A. : Chemie des Honigs; H. W. 
Wilej und Raczkowski : Bestimmung der Lävulose in Honig ; J. Rozsenyi : 
Gänsefett; E. Späth: Ranzigwerden der Fette 969; Amerikanisches 
Schweineschmalz; R. Hefelmann und P. Mann: Bestimmung der Kött- 
storfer*schen Yerseifungszahl 970 ; R. Hefelmann : Parallelismus der Re- 
fractometer- und der Jodzahl der Fette ; E. Utescher u. A. : Amerikani- 
sches Schweineschmalz ; B. v. Bitte : Paprikaschote ; H. Bremer : Ver- 
fälschung von Safran; E. Späth: Verfälschung von Zimmt und Macis; 

F. A. Bauer und A. Hilger: Chemische Kenntniss der Pfefferfrucht; 
A. Schneider : Ess-, Trink- und Kochgeschirre aus Zinkblech. 



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XXX Inhalt. 

Fattermittel 971 ; B. Tollens : Bestimmang von Pentosen nnd Pentosanen ; 
J. König : Die Nothwendigkeit der Umgestaltung der jetzigen Futter- und 
Nahrungsmittel-Analyse; F. J. van Fesch : Kapokkuchen 972 ; A. Wicke 
nnd H. Weiske : Verdaulichkeit und Nfthrwerth der Knrbiskernkuchen und 
der BnchweisenkÖrner ; M. Fasson: Bestimmung von Senföl in Futter- 
kuchen ; B; A. Tan Ketel nnd A. C. Antusch : Untersuchung Ton Lein- 
kuchen; Sonnenblumenkuchen; F. Lehmann: Futterwerth der sauren 
RÜbenbltttter ; J. Sebelien: Wirkung des Walfisch- Fleischmehls und des 
Heringsmehls. 

Neue Bücher 972; H. W. Dahlen : Bericht über die Verhandlungen des 
14. deutschen Weinbau- Congresses in Neustadt a. d. Haardt; B. Fischer: 
Jahresbericht des chemischen Untersuchungsamtes der Stadt Breslau 973 ; 
C. Hager: Das Zuckersteuergesets ; £. Ballier: Die Hefe der Alkohol- 
gährung; R. Kobert: Ueber den Kwass und dessen Bereitung ; Müller- 
Tburgau: Die Herstellung unyergohrener und alkoholfreier Obst- und 
Traubenweine; E. Prior: Chemie und Physiologie des Maises und des 
Bieres ; O. Saare : Die Industrie der Stärke und der Stärkefabrikate 974 ; 
K. Windisch : Die chemische Untersuchung nnd Beurtheilung des Weines ; 
Derselbe: Tafel zur Ermittelung des Zuckergehaltes wässeriger Zucker- 
lösungen. 



Vm. Ornppe. 
Chemische Technologie der Faserstoffe. 

(Seite 976 bis 1039.) 

Gespinnst fasern 975; F. Raschig: Waschen der Rohwolle; J. Soltau : 
Degummirung von thierischen und pflanzlichen Gespinnstfasern mittels 
Bauchspeicheldrüse ; Loppens & Deswarte : Vorrichtung zum Rösten 976 ; 
A. D. Estienne: Entrindungsmaschine für Ramiestengel; J. Burrows und 

D. E. Radcljffe : Vorrichtung zum Entgummiren, Waschen, Bleichen u. dgl. 
von Fasermaterial *976; Thomas & Prevost: Mercerisiren pflanzlicher 
Faserstoffe ; Clad & Cp. : Nachbehandlung von Wolle, welche behufs Her- 
Torrufung von Seidenglanz gechlort worden ist 977 ; A. J. Dem : Schacht- 
ofen zum Trocknen und Carbonisiren von Gespinnstfasern "'977; Ris- 
Kummer : Veredelung der Rohseide ; A. Miliar : Künstliche Gespinnstfasern ; 
R. Deissler : Erzeugung eines Seidenglanzes auf Garnen und Geweben aus 
Pflanzen- und Thier-, sowie aus gemischten Gespinnstfasern ; A. Holz : 
Eingehen von Wolle oder Wollgeweben zu verhüten ; Wallach & Cp. und 
£. Schweitzer : Entfernen von Mineralölflecken aus Geweben 979 ; Reini- 
gung von Gewebestoffen mittels flüchtiger Fettlösungsmittel ; H. Treichler : 
Benzinreinigung *97 9; H. Silbermann : Seidengewinnnng980; E. Stobbe: 
Herstellung von Seidenwolle 981. 

Bleicherei 983; H. Thies und E. Herzig: Entfetten und Bleichen von 
Baumwolle, Leinen u. dgl. ; H. Schiedges : Breitwaschmaschine ; R. G. 
Campbell: Verfahren zur Herstellung von Vorgarnsträhnen aus Flachs, 
Hanf u. s. w.; A. Schott: Verfahren zum Bleichen von Baumwollgarn in 
Form von Wickeln ; Heilmann & Cp. ; Gauffrirungen ; H. Zwieger : 
Maschine zum Appretiren ; B. Cohnen : Strähngarn- Schlichtmaschine 984 ; 

E. Gessner u. A. : Kalander; Chemische Fabrik auf Actien, vorm. £. Sche- 
ring: Wasserdichtmachen von Geweben, Fasern und Papier; Amos&Cp. : 
Wasserdichtmachen von Faserstoffen ; J. Breitenfeld : Herstellung von 
wasserdichtem Gewebe ; Boedinghans & Cp. : Herstellung von wasser- 
dichten Geweben; A. Loh mann : Appretur halbseidener Kleider und 
Futterstoffe *984 ; Derselbe : Appretur halbseidener Stoffe aus Wolle und 
Seide 986 ; A. Westdrnpp : Appretur von Bettinlets, Satin und Nanking 



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Inhalt. XXXI 

987 ; Appretur Ton Rohbaamwollwaaren ; Wasserdichtmachen von Loden 
und Tuchen. 

FSrberei und Zeugdruck 988; Patentirte Apparate und Ver- 
fahren; A.Monforts: Maschine zum Schlichten, Waschen; J. Pritchard 
und F. A. Blair: F&rben u. 8. w. von Garnen oder Vorg^espinnsten ; 
A. Vogelsang: Packen von su Cops oder Kreuzspulen oder dergl. aufge- 
spulten Garnen; A. Burckhardt: FSrben von Garn, Faserbändern u.s. w. 
in Strihnform *988; E. Mttrtens: Apparat zum Färben, Beizen und 
Waschen von Gespinnsten *989 ; B. Thies : Färbeapparat *989 ; S. Spen- 
cer : F&rben und Waschen von Garn ; H. Thies : Entlüften von Faserstoffen 
990; E. A. M. Schulze: Dftmpfen von Geweben n. dgl. *990 ; V. Cr^pet 
u. A. : Herstellung von Pressmustern auf Plüsch, Sammet u. dgl. ; W. Mather 
u. A. : Herstellung von Linoleummosaik 991 ; O. Poppe: Vorrichtung zur 
Erzeugung einer dünnen Schicht von ozydirtem Leinöl auf Linoleum; 
R. Wallwork und A. 0. Wells: Zerstäuber für Farben; G. R. Hildyard: 
Bemustern von Stoffbahnen; J. Cadgöne: Maschine zum Aufdrucken; 
C. Hom: Maschine zum Bedrucken von Strumpfwaaren ; W. Shaw: 
Kettengarn-Druckmaschine ; F. Flinsch : Antriebsvorrichtung für Druck- 
walzen; F. Chwalla: Spann- und Trockenmaschine; H. Giesler: Her- 
stellung melirter Gewebe ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bajer & Cp. : Er- 
zeugung schwarzer Azofarben auf der Faser; Dieselben: Drucken auf 
Wolle mit Hilfe von bromsauren Salzen 992 ; Farbwerke vorm. Meister 
Lucius & Brüning: Erzeugung von blauen gemischten Disazofarbstoffen 
auf der Faser 993 ; Dieselben : Herstellung walk-, alkali-, kalk- und licht- 
echter Farbstoffe auf der Wollfaser ; Dieselben : Färben von Wolle 994 ; 
Badische Anilin- und Sodafabrik: Färben von Baumwolle mit Dinitro- 
Baphtolin996; Höiken&Cp.: Erzeugung von Echt-Türkischroth; F.Reisz: 
Erzeugung echter Färbungen auf der Faser 996 ; W. Stephan : Echtfärben 
Indigogeblauter Wolle 997 ; R. Michel : Herstellung mehrfarbiger Druck- 
muster mit Hilfe von Safranin- Azofarbstoffen. — SonstigeVerfahren 
998; E. Hoffmann: Milchsäure als Beize für Wolle; C. Dreher: Milch- 
aSure als Ersatz für Weinstein und Ozabäure ; J. Barnes : Titansäure als 
Beizmittel für Wolle 999; J. Knecht: Animalisiren Jer Baumwolle; 
R. Zsigmondj: Theorie des Färbeprocesses 1000; J. Walker und J. R. 
Appleyard: Theorie der Seidenfärbung; Hummel: Belichtungsversuche 
1001 ; Lehne : Lichtechtheit einiger neuer Farbstoffe 1002 ; M. Kitschelt : 
Verkochen von WoU- und Baumwollfarbstoffen ; J. Fasal : Indigroth und 
Indigrothsulfosäure 1008 ; C. Dreher : Zinnozydulsalzküpe 1004 ; F. Reisz : 
Zinnozjdulsalzküpe 1006 ; L. Caberti : Substantive Farbstoffe als Indigo- 
ersatz 1006 ; A. Lohmann : Ersatz für Indigoküpenblau 1007 ; S. Freund : 
Basische Farbstoffe als Indigoersatz in der Baumwollgarnfärberei 1008; 
K. Ernst: Indigoverlnst beim Beizen indigoblauer Wolle; A. Westdrupp : 
Färben mit Indigoersatz und Echtschwarz 1009 ; T. Skawinki : Erzeugung 
▼on Anilinschwarz auf der Wollfaser ; E. Kay : Mercerisationswirkungen ; 
K. Schniter: Färben in Kammgarnspinnereien; Wollenfärberei; G. Ul- 
rich: Färben von Wolle und Seide; G. Eberle: Färben der Baumwolle 
mit Pegu-Catechu ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer & Cp. : Echtschwarz 
aus Katigen- Schwarz-Braun N ; A. Kielmeyer : Carminfarben 1010 ; Farb- 
werke vorm. Meister Lucius & Brüning: Garnfärberei in Türkischroth; 
W. Römer: Tnrkischroth und seine Concurrenten 1011 ; £. Besenbruch: 
Veredelung des Flachses und seine Verwendung zu Nähzwirn 1012 ; Alizar in- 
&rben in der Militärtuchfiürberei 1014 ; Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer 
& Cp. : Alizarinblau 1016; H. Silbermann: Souple-Erschwerung 1019; 
O. Ulrich : Indigosalz im Zeugdruck 1020 ; E. Grossmann : Directer Auf- 
druck basischer Farbstoffe ; M. Goldovsky : Paranitranilingelb und -braun ; 
A. Smimoff und B. A. Rosenthal : Doppelsalze der Diazoverbindungen mit 
Chlorzink 1021; L. Caberti und C. Peco : Aetzen und Reserviren von 



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XXXn Inhalt. 

AUzarinfarbstoffen ; E. Siobbe : Aetzfarben in der Wollgarn dracker ei ; 
L. Block nnd Ch. Schwarz: Rhodanzinn als Aetze für Anilinschwars ; 
Actiengesellscbaft für Anilinfabrikation: Chromfarbstoffe ; Hofacker: 
Roth- Aetze auf Naphtindon 1022 ; C. Dreher : Herstellang von Casein- 
lacken fiir Kattandruck ; Farbenfabriken vorm. Meister Lncins & Brüning : 
Weiss- und Buntfttzen von Paranitranilin oder Azophorroth 1023; B.Mas- 
lowski : Herstellung von bedrucktem Moleskin, Halbmoleskin und Bukskin 
1024 ; H, Silbermann : Bedrucken der Seide. 
Papier 1027; £. Moutardier: Zubereitung von groben oder schmutzigen 
Papiermassen; A. Ondratschek: Herstellung von braunem Holzstoff; 
M. Coulon und R. Oodeffroy : Herstellung von Zellstoff; A. C. H. Schür- 
roann : Bleichen von Faserstoffen ; F. Andres : Papierstoff- Holländer *1028 ; 
H. Geucke: Papierstoff-Holländer; Tb. C.Cadwgan: Papierstoffzerkleine- 
rung; N. Pedersen: Vorrichtung zur Sichtung des zur Herstellung von 
Zellstoff bestimmten zerkleinerten Holzes; H. Schaaf: Sortirmaschine ; 
£. Moutardier : Vorrichtung zum Waschen von Papierstoff; L. Keim u. A. : 
Papiermaschine ; A. Ferenczi : Hadernkrankheit ; C. D. Ekman : Carisso- 
faser; G. Lunge und A. Harpf: Darstellung von Schwefeldioxyd für die 
Sulfitstofffabrikation 1029 ; A. Frank : Schwefelausscheidung bei der Sulfit- 
kochung ; A. Harpf: Schwefelausscbeidungen bei Snifitkochungen ; F.Ulzer 
und H.Seidel: Sulfitcelluloselauge ; C. D. Ekman: Sulfitablauge 1030; 
0. Beadle: Thierische Leimung 1031; Papierleimung und Sonnenlicht; 

F. Wolesky und E. Haase : Wirkung des Sonnenlichtes auf Papierleimung 
1032; W. Herzberg: Einfluss des Sonnenlichtes auf Papierleimung; 
P. Klemm: Beständigkeit von Zellstoffpapieren 1034; O. Tietze: Ge- 
schmeidigmachen von Papier ; J. Sattler : Tränken von Pergamentpapier 
mit Glycerin u. dgl. *1034 ; F. Nonnenmaoher : Herstellung von dehn- 
barem Papier ; Chemische Fabrik auf Actien (vorm. Schering) : Herstellung 
von wasser- und fettdichtem Papier 1035 ; G. Lemke : Papier auch nach 
dem Aufbringen von Klebstoff biegsam zu erhalten; A. Koebig und 
E. Mahn : Färben von Papierbahnen; Hochstätter & Söhne: Herstellung 
abwaschbarer Tapeten; W. H. Waldron: Tapetendruckmaschine; 
M. Burchard: Ueberziehen von Papier mit Flüssigkeiten; M. Last: 
Papierfärberei; O. Emmerling: Giftigkeit arsenhaltiger Tapeten 1037. 
— Papierprüfung 1037; P. Klemm: Nachweis der Holzzellstoffe; 
W. Herzberg : Schreibpapiere des Papierkleinhandels 1088 ; O. Winkler 
und G. Lauboeck: Löschpapier; W. Herzberg: Löschpapierprüfung; 

G. Lauboeck : Papiernormalien ; W. Herzberg : Papierproben zur mikro- 
skopischen Prüfung; M. Schubert: Lagerung der Faser im Papier. 

Neue Bücher 1038; H. Behrens: Anleitung zur mikrochemischen Analyse 
der wichtigsten organischen Verbindungen; L. David: Rathgeber für 
Anfänger im Photograph Iren 1039; J. M. Eder: Jahrbuch der Photo- 
graphie ; A. Miethe : Lehrbuch der praktischen Photographie ; A. Miethe 
und F. Stolze: Photographischer Notizkalender. 



IX. Orappe. 
Sonstige organisch-chemische Gewerbe. 

(Seite 1040 bis 1134.) 

Fette und Schmiermittel 1040; J. Haas: Fettschmelzapparat *1040; 
Otte*s Eisenwerk : Talgschmelzapparat *1041 ; J. Tong und J. R. Wood : 
Filtrirvorrichtung für Gel 1042 ; Gerhardt & Cp. : Vorfilter für Ammo- 
niaköl; V. Camiz und A. Bettoni: Wiedergewinnung des Schmieröles aus 
dem Bilgenwasser ; Maschinenfabrik Grevenbroich : Abscheidung des 
Schmieröles aus Condenswasser ; Floating Metal Comp. : Gewinnung von 



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Inhalt XXXm 

Oel ans Gemischen mit Thon, Sand u. dgl. 1048 ; Trnmmler & Bnrkard : 
Herstellnng Ton Schmierstiften 1044; W. Kleemann: Herstellnng von 
hellem Wollfett ; 6. Tolomei : Olivengährnng und Oxydation des Oliyen- 
SIee 1045; O. Warbarg: Fette und Oele aas Deatschlands Colonien; 
F. Fachs and F. Schiff: Wasserlösliches Spioköl 1048; F. Evers: Be- 
stimmang des spec. Gewichtes bei 100® ; Weiss : Fettuntersachong 1049 ; 
Orismer : Untersaehung der Fette ; A. ▼. Asboth : Untersachang der Fette 
1060; K. Dieterich: Untersachang von Fett dnrch Bestimmang der 
kritischen Temperatur ; Derselbe : Bestimmang der kritischen Temperatur 
von Fettsfiuren ; R. Henriques : Kalte Y erseifang zur Untersuchung von 
Fetten 1061 ; K. Dieterich undR. Hefelmann : Refractometer- und Jodzahl 
der Fette ; H. Mastbaum : Jodzahl der Oele ; K. Dieterich : Jodzahl der 
Oelsänre ; v. Cochenhausen U.A.: Untersuchung von Wollfett ; S. Lewko- 
witsch: Wollwachs; K. Dieterich: Nachweis von Japanwachs in Rinds- 
talg ; Einheitliche Untersuchungsverfahren für Fette und Oele ; K . Dieter ich : 
Untersachang amerikanischer Wachssorten; Derselbe: Pfirsichkernöl 
1062; Derselbe: Farbenreaction verschiedener Oele; D. Holde: Vor- 
schUige zur Herbeiführung einheitlicher Prüfangsmethoden bei Mineral- 
sehmierölen; E. Wiederholt: Prüfung der OzydationsfÜbigkeit der 
Maschinenöle ; A. Frftnkel : Prüfung pflanzlicher Schmieröle ; L. Singer : 
Ausdehnungscoefficienten der Mineralöle 1058; G. Halphen: Nachweis 
von Seife in Mineralölen. 

Fettsäuren, Seife, Glycerin 1055; F. Sahlfeld: Gewinnung heller 
Fettslaren aus Wollfett u. dgl. 1055 ; W. Rödiger : Darstellung beim Ge- 
branch Ammoniak entwickelnder Seifenpulver ; Petroleum Products Syn- 
dicate : Herstellung eines seifenfthnlichen Productes aus Erdöl ; A. Watson 
n. A. : Seifenpressen 1056; Gebauer: Sieden von Kernseifen ohne Salz; 
L. Fleischmann : Verseifung der Fettsäuren bei abgesetzten und geschliffenen 
Kernseifen 1067 ; F. Krafft : Theorie der coUoi'dalen Lösungen der Seifen 
1069; R. Beithoffer: Seife als Desinfectionsmittel ; J. van Ruymbeke 
und W. F. Jobbins : Verarbeitung von Seifen-Unterlange ; Dieselben : 
Destillation von Glycerin *1060; Anlagen zur Gewinnung von Glycerin aus 
Fetten 1062. 

Firnisse, Anstriche 1063; H. Rütgers: Herstellung von Firnissen, 
Siccativen und fetten Lacken 1068 ; S. v. Brenner: Herstellung von An- 
strichfarben; B. Hiebsch: Druckfarbenfirniss 1064; J. Mc. Lintock : 
Herstellung eines Anstriches; J. Schweig: Wasserglasanstrichmasse; 
C. F. Hohenberg : Anstrich für Metallgegenstände ; £. Pilz : Herstellung 
eines wetterfesten Ueberzuges für Gemälde u. dgl. 1065 ; Stephan : 
Zanzibar Copal ; O. Doebner und £. Lüoker : Guajakharz ; H. Amsel : 
Harzsaare Metallozyde ; M. Weger : Siccative ; R. Wiggert : Herstellung 
Ton Gewebe- Dachpappe ; P. C. D. Castle : Gewinnung eines Klebstoffes ; 
R. M. Olivares : Pflanzengummi 1066. 

Kautschuk u. dgl. 1066; J. £. Davis: Mischwerk für Kautschuk; 
£. Särullas: Reinigung von Guttapercha; £. Meyer: Einrichtung zur 
Herstellung von Hohlkörpern aus Gummi; Gh. Dreyfuss: Verfahren zum 
Ynlcanisiren von Kautschuk mit Chlorschwefel ; J. Altschul : Herstellung 
von Kautschuksurrogaten mit Hilfe von Schwefel und Chlorschwefel; 
F. G. Kleinsteuber : Hartgummiähnliche Masse; Derselbe: Herstellung 
eines hartgummiähnlichen Stoffes 1067 ; Schreiner & Sievers: Herstellung 
von Hohlkörpern aus Celluloidplatten ; A. Gray: Vorrichtung zumUeber- 
nehen oder Imprägniren von Stoffen ; J. Wood : Pressplatte ; Kolbe &Cp.: 
Bohrmaschine; O. Schönfeld: Herstellung einer plastischen Masse; 
L. Qrote: Herstellung plastischer Körper aus Asbestfaser; K. Wirth : 
HerstelluDg von Gelatine- oder Celluloidflittern mit Perlglanz 1068; 
A. Riefenstahl: Dichten der Luftschläache ; U. Marga: Plastische Masse, 
genannt Oellalodine ; Cellaloid von Aras ; Heraus : Eisengehalt der Fluor- 

III 



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XXXIV Inhalt 

wasserstoffsttnr« ; Seeligmann : Ersats für Guttapercha 1069 ; J. Mont- 
pellier : Untersuchung von Guttapercha. 

Gerberei, Leim 1070; Gerbmittel; B. Weiss: Gerbstoffbestimmung; 
S. Maschke : Gewichtsanaljtische Gerbstoffbestimmung 1072 ; Fuchs und 
Schiff: Herstellung von Tannineztraot 1078 ; M. Schmeltser und C. Asch- 
mann: Schwellen vonH&uten mittels Glycerin-, Aethyl-undMetbylschwefel- 
säure 1074; J. Hauff: Entkalken und Schwellen aller Arten von Fellen 
1075; G. Popp undH. Becker : Beize für su gerbende HautblÖssen mittels 
Propagirung der im Roth, insbesondere Hundekoth, befindlichen Bakterien ; 
F. Komacber: Schnellgerbverfahreu 1076; Th. H. L. Bake und H. A. 
Leverett: Gerben von Häuten und Fellen; R. Büttner: Gerbverfahren; 
J. P. Frenay: Verfahren cur Herstellung einer feinaderigen Marmorirung; 
0. Beck^ : Verfahren zum Marmoriren von Leder 1077 ; E. D. Evans : 
Maschine cum Glätten von Leder ; Morits & Cp. : Znrichtmaschine ; 
W. Gluche: Wasserdichtmachen von Leder für Schuhwerk; M. Krieger: 
Entfettung von Treibriemen n. dgl. ; J. Weidmann : Herstellung von 
Bildern auf Leder 1078 ; F. Andreasch : Gfthrungserscheinungen in Gerb- 
brühen; W. Schmitz • Dumont : Schwitcprocess in der Gerberei *1087 ; 
J.V.Schröder und W. Schmitz- Dumont: Chemische Natur der Aescher 1090 ; 
F. H. Haenlein und J. v. Schröder : Enthaarungsprocess durch Schwitzen 
und Aeschern 1099 ; A.Bartel: Gerbereigebrauchswasser 1114; W. Eitner: 
Combi nationsgerbungen ; Aeltere Methode für Schmachengerberei 1116; 
W. Eitner: Quebrachogerbstoff in Beziehung auf die österreichische Leder- 
industrie; J. Pässler: Schnellgerbverfahren Velocitan 1120; F. W. 
Gräger: Lederfärberei 1121; F. Käst: Färben von Kalbleder 1126; 
P. Bertram: Rauchwaarenfärberei mit Ursol 1128 ; E. Gröne : Bauchwaaren- 
färberei 1129; R.Lissauer: Herstellung einer lederähnlichen Masse 1131 ; 
A. Mitscherlich : Herstellung von Klebstoffen aus Hornsubstanzen ; C. 
Stelling: Beurtheilung des Leimes. 

Abfallverwerthung) Dünger 1182; K. Wedemeyer: Gewinnung von 
Düngmitteln und Ammoniak aus Fäkalien '"1182 ; Tancre: Phosphorsäure- 
düngung; R. Burri und A. Stutzer: Nitrification im Erdboden 1188; 
S. Winogrodsky : Die Mikrobiologie des Nitrificationsprocesses ; A. Stutzer 
und R. Maul : Die Nitrat zerstörenden Bakterien ; A. Stutzer : Knötchen- 
bakterien der Leguminosen ; G. Ampola und E. Garino : Dinitrification ; 
S. Mutschier : Selbstreinigung der Flüsse. 

Holzconservirung 1183; £. Rotter: Verwendbarkeit der künstlichen 
organischen Farbstoffe; J. Polke: Vorrichtung zum Trocknen von Holz 
1134; H. Schmidt: Kunstholz aus Holzstoff und Zellstoffablaugen. 

NeueBücherll34; C. Deite : Handbuch der Seifenfabrikation ; W. Kal- 
mann : Kurze Anleitung zur chemischen Untersuchung von Rohstoffen und 
Producten der landwirthschaftlichen Gewerbe und der Fettindustrie; 
E. Marazza: Die Stearinindustrie. 



X. Gruppe. 
Apparate. 

(Seite 1136 bis 1177.) 

Union, Fabrik chemischer Producte: Schachttrockner mit Rüttelflächen *1135 ; 
E. Stauber : Trockenvorrichtung für Torf u. dgl. *1186 ; J. Schütte und 
A. Westerholt: Trockenkammer für Torf u. dgl. *1136; Senior & Cp. : 
Trocken Vorrichtung ; G. Brummer : Löschvorrichtung fiir Tellertrockner ; 
H. Kropff: Dampf-Tellertrockner '^1137; £. König: Hebevorrichtung für 
die Horden von Trocken Vorrichtungen *1187 ; E. Orval : Trockenthnrm 
1188; G. Möller» Trockeneinrichtung '^1188; W. Schörner: Schaufel- 



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Inhalt. XXXV 

werk fBr Trockentrommeln *1189; F. Wessel: Trockeny erfahren ; P. 
MathiM : Heiavorrichtan^ für Trockenapparate *1139 ; J. Walter : Trock- 
nen im Yacnnm *1140; C. Zappert n. A. : Trockenvorrichtangen 1141; 
J. K. Cemy: Trockenapparat für Füllmassen *1141; C. Postranecky: 
Kessel mit Dampfmantel *1 142 ; A. Weickmann : Apparat sam Eindampfen ; 
C. Fenske: Doppelt wirkender Verdampfkörper "'1142; 0. Franz nnd 
Dentsche Steinzeagwaarenfabrik : Apparat sam Verdampfen von Flüssig- 
keiten *1144; J. Hawley: Abdampfvorrichtnng 1145; Clark & Cp. : 
Apparat snm Destilliren nnnnterbrochen zugeführter Flüssigkeiten; N. 
Tagn und S. Bessonoff: Destillationsapparat; A. B. Beck: Wärmeans- 
tanscHvorrichtang ; Ch. Dicker : Destillationsapparat mit conischer Kühl- 
hanbe; J. Walter: Kühl- und Heizvorrichtung für den Fabrikgebrauch 
♦1145; F. H. Eydman: Filter 1148; F. Pich und Ehrenberg & Cp. : 
Znsammenhaltbares FlKchenfilter *1148; A. C. Scbaper: Die Filterpresse 
*1149; J. Jäckel: Der Eztractionsapparat *1150; H. Hirzel: Vorrich- 
tung an Destillations- und Absorptionscolonnen *1150; Zöptauer und 
Stefananer Bergbau- und Eisenhütten-Gewerkschaft : Das Misch- und Rühr- 
werk 1151; F. Rossbach-Housset: Vorrichtung zur selbstthfttigen, be- 
messenen Füllung Yon GefSssen *1152; P. Schulz: Vorrichtung zum 
Heben von Wasser mittels Presslnft *1152 ; A. Sinding-Larsen : Metall- 
gef&sse gegen die Einwirkung von Säuren und anderen ätzenden Flüssig* 
keiten zu schützen; Stadler: Verschluss für Säuregefässe 1153; M. 
Eichtersheimer : Abfnllapparat für Säureballons *1153; K. Dierbach: 
Bunsenbrenner *1154 ; Kahler & Martini : Laboratoriumapparate *1155; 
Schramm: Apparate zum Chloriren und Bromiren an der Sonne *1155 ; 
L. van Rijn: Extractionsapparat *1156; G. W. A. Kahlbaum: Normal- 
siederohr *1156; K. Zulkowski und E. Poda: EntwässeruDg hygrosko- 
pischer Stoffe 1157 ; Fresenius : Rückflussdestillirapparat '^1157; Fried- 
richs : Kühlpipette *1157 ; 0. Reitmair : Exsiecatoraufsatz 1159 ; Weiss : 
Consistenzmesser für Oele *llö8; v. Grober und Demichel: Viscosimeter 
1159 ; Ch. Pollak : Vorrichtung zur Bestimmung der Dichte von Flüssig- 
keiten^ *1 159 ; R. 2Saloziecki : Bestimmung des spec. Gewichtes von Flüs- 
sigkeiten ; J. Gallat : Bestimmung des spec. Gewichtes ; F. Salomon : 
Reduction der Wägungen auf den luftleeren Raum. Wärmemessung 
1159; O. Steinle: Einstellbare Anzeigevorrichtung für stählerne 
Quecksilberthermometer ; E. Grund : Das Thermometer ; A. Frank : 
Thermometer 1160; H. Teudt: Luftthermometer; S. W. Holmann: 
Calorimetrie ; G. Braubach : Wasserpyrometer ; Derselbe : Düsencalori- 
meter *1160 ; Gebr. Ruhstrat: Das Thermometer mit elektrischer Ein- 
richtung 1161; J. Brückner: Maximum- und Minimumthermometer ; 
J. Mc. Crace: Wärmemessungen mit dem Thermoelement 1162; Heraus 
und H. Hecht: Wärmemessung; H. E. Warren und G. C. Wipper: Ther- 
mophon*1164; G.W.Meyer: Thermophon *1164; H. Heele : Po/ari- 
sationsapparat 1165; F. Strohmer: Scalenbeleuchtungsvorrichtnng für 
Polarisationsapparate "^1165; E. A. Uehling und A. Steinbart: Gasana- 
lysen 1166; P. Fritzsche: Bestimmung des Aethylens in Gasgemischen; 
R. Jeller : Bestimmung kleiner Mengen von Sumpfgas ; W. Hempel : Gas- 
laterne ; Herstellung und Justirung chemischer Messgeräthe. 

Neue Bücher 1169; F. B. Ahrens: Sammlung chemischer und chemisch- 
technischer Vorträge ; Derselbe : Die Metallcarbide und ihre Verwendung ; 
V. Steeger : Verdichtung der Metalldämpfe in Zinkhütten ; F. Oettel : Die 
Entwickelung der elektrochemischen Industrie ; M. Mugdan : Argon und 
Helium; M. Scholz: Die Terpene 1170; H. v. Jnptner: Die Einführung 
einheitlicher Analysenmethoden ; H. Benedict : Die Abwässer der Fabriken ; 
L. Grünhut: Die Einführung der Reinhefe in die Gährungsgewerbe ; H. 
▼. Jüptner : Kohlenstoffformen im Eisen ; G. Arth : Recueil de Proc^d^s 
de Dosage pour Tanalyse de Combustibles ; W. Bersch : Handbuch der 

III* 



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XXXVI Inhalt. 

MaMsanalyse ; B. Brauns : Chemische Mineralogie ; G. Bachner : Lehr- 
buch der Chemie ; L. Castellani : L*Acetilene ; F. W. Dafert : Belatorio 
Annnal do Institute Agronomico de Estadode S . Paulo 1171; Ferd. Fischer : 
Die chemische Technologie der Brennstoffe ; Derselbe : Jahresbericht über 
die Leistungen der chemischen Technologie für 1894 ; Derselbe : Das 
Studium der technischen Chemie an den Universitäten und technischen 
Hochschulen Deutschlands und das Chemikerezamen 1178 ; G. H. Gereon 
u. A. : Die Schicksale der Fäkalien; H. Hecht und £. Gramer: Seger^s 
gesammelte Schriften ; A. H. Gill: Gas and Fuel Analysis for Engineers ; 
B. Hirsch und P. Siedler: Die Fabrikation der künstlichen Mineralwässer ; 
G. W. A. Kahlbaum: Monographien aus der Geschichte der ChAnie; Th. 
Koller: Kälte-Industrie; G. Lunge: Tabellen für Gasanalysen, gasrolu- 
metriscbe Analysen 1174; F. C. G. Müller: Krupp*8 Gussstahlfabrik; 

A. Neuberger : Kalender für Elektrochemiker ; B. Neumann : Theorie und 
Praxis der analytischen Elektrolyse der Metalle; W. Ostwald: Lehrbuch 
der allgemeinen Chemie; K. Schumann und E. Gilg: Das Pflanzenreich; 
H. Spindler: Die Unschädlichmachung der Abwasser in Württemberg; 
M. Sprenger: Winke für Gewerbeuntemehmer 1176; F. Stohmann und 

B. Kerl: Muspratt's theoretische, praktische und analytische Chemie; 
The Connecticut Agricultural Experiment Station : Jahresbericht ; A. M. 
Yillon und P. Guichard : Dictionnaire de Chimie industrielle ; J. H. Vogel: 
Die Verwerthung der städtischen Abfallstoffe ; Ad. Wagner : Unternehmer- 
gewinn und Arbeitslohn ; O. Wensel : Adressbuch der chemischen Industrie 
des Deutschen Reiches. 

Statistik 1176. 

Autoren-Register 1184. 

Sach-Register 1809. 

Verzeichniss der Deutschen Reichs patente 1237. 



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Snrze Bezeichmiiigeii der benutzten Zeitschriften. 



Alkohol (Berlin) 

Imencan Chemical Review (Chicago) 

— Chemical Journal (Baltimore) 

— Manufacturer and Iron World (58, 59) 

— Journal of Science (Billimann) 

— - - Industrie (Pittsburgh) 
Amenkanische Bierbrauer 

Analyst (The) (London) 
Annaien der Oenologie 

— der Landwirthschaft 

— der Physik und Chemie (Wiedemann) 

— für Gewerbe und Bauwesen (Glaser) 
Annales agronomiques 

— de chimie et de physique 

— des Mines (Paris) 

— industrielles (Paris) 
Ardiiv für Pharmacie 

— för Hygiene 
Archives de pharmacie 
Bayrisches Brauer-Journal (Nürnberg) 
Bayrisches Industrie- und Gewerbeblatt (München) 
Beiblätter zu den Annaien der Physik und Chemie 
Berg- und hüttenmännisches Jahrbuch (Wien) 
Berg- und hüttenmännische Zeitung (Leipzig) 
Berichte der deutschen chemischen Gesellschaft 

— der österr. Gesellschaft z. Förder. d. ehem. Industrie 
Bierbrauer (Der) 

Blätter für Zuckerrübenbau (Berlin) 

BöhmischeBierbrauer (Der) 

Boston Journal of (Jhemistry 

Brumtweinbrenner (Der) 

Brauer und Mälzer (Der) (Chicago) 

Brautechnische Rundschau (Mährisch-Ostrau) 

Braumeister (Der) ((IJhicago) 

Braoerzeitung (Norddeutsche) 

Brewer's Journal (The) 

Bolletin de TAcademie royale de Belgique 

— de VAssociation beige des Chimistes 

— - - des chimistes des sucreries et de 

distillerie de France (Paris) 

— de la Societc chimique de Paris 

— - - - d'Encouragement (Paris) 

— - - - ind. de Mulhouse 

— - - - ind. de Rouen 

— - - - de l'industrie minerale (St. Etienne) 

Jatkimber. 4. ehem. Technologie. XLII. 



AUc, 

Am. Rev, 
Am. Chem. 
Am. Iron 
Am. Science 
Am. Industr. 
Am. Bierbr. 
Anal. 

Ann. Oenol. 
Ann. Landtv. 
Ann. Phys. 
Ann. Olaser 
Ann. agr. 
Ann. chim. 
Ann. min. 
Ann. ind. 
Arch. Pharm. 
Arch. Hygiene 
Arch. ph. 
B. Brauer. 
Bayer. Ind. 
BeibLPhys. 
Bergh. J. 
Berghxg. 
Ber. deutsch. 
Ber. österr. 
Bierbr. 
BL Ziicker. 
Böhm. Bier. 
Boston. 
Branntw. 
BrauermcUx. 
Brauteckn. 
Brown. 
Brauerxg. 
Brew. J. 
Bull. Belg. 
Bull. Assoc. 

Bull. sucr. 
Bull. chim. 
Bull, encourag. 
Bull. Mulh. 
Bull. Rouen. 
Bull. min. 
1 

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2 Kurze Bezeichnungen der benutzten Zeitschriften. 

Bulletin de la Station agricole exp. de Gembloux Bull, OembL 

Bulletinul See. de Scünte Fizice Bucuresci BiUl. Fixtee. 

Centralanzeiger für Ziegel- und Kalldndustrie (7. Ziegel, 

Centralblatt für Bakteriologie, 2. Abtheil. C. Bakt, 

— für die Textilindustrie (Berlin) Centr, Text. 
Chemical News (The) (London) Chem. N. 

— Trade Journal Chem. Trad. 
Ohemikerzeitung Chemxg. 
Chemische Industrie (Die) Chem. Ind. 
Chemisches Centralblatt Chem. Centr. 
Chemische Revue über die Fett- und Harzindustrie Chem. Rev. 
Civilingenieur (Der) Cipüing. 
Comptes rendus (Paris) C. r. 
Comptes rendus de la Societe de l'industrie minerale (St. Etienne) C. miner. 
Corps gras industriels (Les) Corps gras 
Deutsch- Amerikanische Apothekerzeitung D. Am. Ap. 
Deutsche Bauzeitung D. Bauxg. 

— Bierbrauer D. Bierbr. 

— Chemikerzeitung D. Chemxg. 

— Färberzeitung D. Färherxg, 

— Zuckerindustrie (Die) D. Zucker. 
Dingler's polytechnisches Journal Dingl. 
Elektrotechnische Zeitschrift (Berlin) Elektrot. 
Engineer (London) Engineer 
Engineering (London) Engineering 

— and Mining Journal (New- York) Eng. Min 
Färberzeitung Färbx. 
Fischer's Jahresbericht ü. d. Leistungen d. chem. Technologie J. 
Forschungen auf dem Grebiete der Viehhaltung F. Viehh. 
Gambrinus (Wien) Oambr. 
Gastechniker (Wien) Qastechn. 
Gasworld (The) (London) Qasw. 
Gazzetta chimica italiana Qaxx. Hat. 
Genie civil (Le) (Paiis) Genie 
Gerber (Der) Gerber 
Gerberzeitung Gerbxg. 
Gesundheitsingenieur (München) Gesunding. 
Giomale di Farmacia, die Chimica (Turin) GiomcUe 
Glückauf (Essen) Gif. 
Hopfenlaube (Die) Hopfenl. 
Hopfenzeitung (Allgemeine) Hopfxg. 
Iren (London) Iron 

Iren Age (The) (New- York) Irotiag. 

Jem-Kontorets Annaler (Stockholm) Jemk. 

L'Industria (Mailand) Industria 

Industries & Iron (London) Industries, 

Journal de l'eclairage au gaz J. eclair. 

— des fabricauts de sucre et des destillateurs J. sttere. 

— de pharmacie et de chimie J. pharm. 

— der russisch phys.-chemischen Gesellschaft J. russ. 

— für Gasbeleuchtung J. Gasbel. 

— für Landwirthschalt /. Landur. 

— für praktische Chenüe J. prakt. 

— of Gaslighting J. Gaslight, 

— of the American Chemical Society (Easton) J. Amer. 

— of the Chemical Society J. Soe. 

— of the Franklin Institute (Philadelphia) J. Frankl. 



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Kurze Bezeichnungeu der benutzten Zeitscliriften. 



Journal of the Society of Arts 

— of the Society of Chemical Industry (London) 

— of the Society of Dyers and Colouris^ 

— of the Lron and Steel Institute 
Keramische Rundschau (Coburg) 
Landwirthschaftliche Versuchsstation (Die) 

— Jahrbücher (Berlin) 

lielHf 's Annalen der Chemie 
HetaUarbeiter (Der) 
liilchzeitung 
Mittheilungen a. d. Köuigl. techn. Versuchsanstalten zu Berlin 

— des bayrischen Gewerbemuseums 

— der Oesterr. Versuchsstation f. Brauerei in Wien 

— des Technologischen Qewerbemuseums (Wien) 
Mcmatsheffce für Chemie 

Honatssohrüt für Textilindustrie (Leipziger) 
Moniteur scientifique (Paris) 
Montan-Industrie-Zeitung (Ungarische) 
Neue Brennereizeitung 
— Zeitschrift für Rübenzuckerindustrie 
Oesteireichs Wollen- und Leinenindustrie 
Oesterreichische Zeitschrift für Berg- und Hüttenwesen 
Oesterreichisch-Ungar. Zeitschrift för Zuckerindustrie 
Official Gaz. Unit States Pat 0£F. 
Oü, Paint and Druff Reporter 
Papierzeitung (Berlin) 
Pharmaceutische Centralhalle 

— Rundschau (New- York) 

— Zeitung (Berlin) 

— — für Russland 
Photographische Rundschau (Halle) 
Polytechnisches Centralblatt (Berlin) 
Proc. of the Royal Soc. of London 

Protokolle des Petersburger polytechnischen Vereins 
Revue de chimie industrielle (Paris) 

— de chimie anal3rtique appliquee (Paris) 

— internationale des falsifications 

— universelle des Mines (Lüttich) 
Bigasche Industriezeitnng 
Schwäbische Bierbrauer (Der) 
School of Mines Quarterly 
Seifenfabrikant (Der) (Berlin) 

Societe industrielle du Nord de la France 

Sprechsaal (Der) 

Stahl und Eisen (Düsseldorf) 

Stazioni sperimentali agrarie italiane (Rom) 

Sucrerie indigene (La) 



Sugar cane 
Technische Blätter (Prag) 
Technische Mittheilungen für Malerei 
Technologiste (Le) 
Technology Quarterly (Boston) 
Tekniske Forening (Copenhagen) 
Teknisk Tidskrift 
Textüe Colorist (Philadelphia) 
— Manufacturer 



J. Ärts 
J. Chemical 
J, öolour, 
J. lron 
Keram, 
Landw, Vers. 
Landw. Jahrb. 
hieb, Ann. 
MetaUarb. 
Müchxg. 
M. Berlin, 
M, bayer. G, 
M, Bratier, 
M, Wim. 
Manai. Chem. 
M. Textil. 
Mon, sc. 
Montan 
N, Brennxg. 
N. Rübenx. 
Oesterr. Woü. 
Oesterr. Bergk. 
Oesterr. Zucker 
Off. Pat. 
Oil 

Papierxg. 
Pk. Gentrh. 
Ph. Rundsch. 
Pharmxg. 
Ph. Russ. 
Photogr. 
Pol. C. 
Proc. 

Prot. Petersb. 
Rev. ind. 
Rev. anal. 
Rev. (als. 
Rev. univ. 
Riga Indxg. 
Schwab. Bier. 
School Min. 
Seifenf. 
Soc. France. 
Sprechs. 
Stahleisen 
Slax. ital. 
Sucr. ind. 
Sucr. belg. 
Sugar 
Techn. Bl. 
Techn. Maler. 
Tßchnol. 
Techn. Q. 
Tekn. For. 
Tekn. Tide. 
Text, dolor. 
Text. Man. 



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4 Abkürzungen der Maasse, Oewichte u. 8. w. 

Thonindustriezeitang Thanxg. 

Transaot. of the American Inst of Mining Engineers Transact. 

Trudy bak. otd. imp. rossk. teohn. obschtsch Tmdy rusak. 

Yerhandlongen des Vereins zur Beförderung d. Gewerbfleisses Verh. Qewerbfl. 

Veröffentlichungen des Eaiserl. Gesundheitsamtes Ver, Oesundh. 
Vierte^ahrsschrift (Deutsche) für öffentliche Gesimdheitspflege F. öffent. 

Weinlaube (Die) Weinlaube 

Western Brewer (The) (Chicago) West. Br, 

Wochenschrift für Brauerei W, Brauer. 

— des Centralvereins für Rübenzucker-Industrie W. Zudcer. 

— des niederösterreichischen Gewerbevereins W. Oew. 
Zeitschrift des Oberschlesischeu Berg* und Hüttenvereins Z. Oberschi, 

des Vereins akadem. geb. Zuckertechniker Z. akad. 

— des Vereins deutscher Ingenieure Z, Ingen. 

— des Vereins für die Rübenzucker -Industrie des 

Deutschen Reiches Z. Zucker. 

— für Biologie Z. Biol. 

— für angewandte Chemie Z. angew. 

— für Elektrochemie Z. Elektr. 

— für Hygiene Z. Hyg. 

— für analytische Chemie Z. anal. 

— für anorganische Chemie Z. anorg. 

— für das Berg-, Hütten- und Salinenwesen Z. Bergh. 

— (allgemeine) för Bierbrauerei und Malzfabrikation Z. Bierbr. 

— für das gesammte Brauwesen Z. Bratuc. 

— für Instrumentenkunde (Berlin) Z. Insir. 

— für landwirthschaftliche Gewerbe Z. landw. 

— für Nahrungsmitteluntersuchung und Hygiene Z. Nahrung. 

— für physikalischen und chemischen Unterricht Z. ünterr. 

— für physikalische Chemie Z. physik. 

— für physiologische Chemie Z. pkysiol. 

— für öpiritusindustrie Z. Spirit. 

— für Zuckerindustrie in Böhmen Z. Böhmen, 

— für praktische Geologie Z. Geol. 

— für die gesanmite Käteindustrie Z. KaÜe. 

— der deutschen geologischen Gesellschaft Z. geologisch. 

Ein * bedeutet : mit Abbildung. 



AbkOrzungen der Maasse, Gewichte u. 8. w. 



Meter 


m 


Centimeter 


cm 


Millimeter 


mm 


Cubikmeter 


cbm 


HektoUter 


hl 


Liter 


l 


Cubikcentimeter 


cc 


Tonne (1000 k) 


t 



Hektokilogr. (100 k) 

Kilogramm 

Gramm 

Milligramm 

Hektowärmeeinh. (100 w.) 

Wärmeeinheit 

Meterkilogramm 

Pferdestärke 



hJc 
k 

9 

mg 

hw 

IT 

mk 

Pf. 



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L 

Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Holz, Torf, Kohle, Koks. 

Destillation vonHolz. NachA.Schmidt(D.R.P.Nr.89120) 
wird an geeigneter Stelle des Abzugsrohres der Destillirretorte vorerw&rmte 
Luft eingeblasen. Einerseits übt die eingeblasene Luft eine Saugwirkung 
auf die in der Retorte sich entwickelnden Oase aus, verursacht deren be- 
schleunigte Ableitung aus derselben und verhindert damit die Zersetzung 
der entstandenen DestiUationsproducte, andererseits wirkt aber der Sauer- 
stoff dieser eingeblaseuen Luft oxydirend auf die Oase. Da bei der 
trockenen Destillation von Holz stets auch Aldehyd entsteht und dieser 
sich durch eine leichte Oxydirbarkeit zu Essigsaure auszeichnet, so bewirkt 
das Einblasen von Luft zu gleicher Zeit infolge der Oxydation der DestiUa- 
tionsproducte eine höhere Ausbeute an Essigsäure. 

Trocknen von Torf. Nach Schönemann & Co. (D. R. P. 
Nr. 88 948) wird der aus dem Moor gewonnene Rohtorf zuD&chst auf 
Siebe gebracht, um ihn von seinen beigemengten Fasern zu befreieu. 
Die entfaserte Torfmasse gelangt hierauf in mit Rührwerken versehene 
Bottiche, in welchen sie unter Wasserzufluss in einen dünnflüssigen Brei 
oder Schlamm verwandelt wird. Aus diesen Bottichen wird der Torf brei 
mittels Schlammpumpen in sog. Eammerfilterpressen hineingepumpt. 
Sind die Kammern vollständig mit Brei angefüllt, so werden die Schlamm- 
pumpen umgeschaltet, und es wird durch dieselben nunmehr statt Torf- 
brei atmosphärische Luft in die Filterpresse hineingepumpt und dadurch 
die Masse einem hohen Luftdruck ausgesetzt, welcher bis zu etwa 20 Atm. 
gesteigert werden kann. Die Pressluft verdrängt sämmtliches in die 
Rührbottiche neu zugeführte Wasser, und etwa die Hälfte des ursprüng- 
lichen Wassergehalts des Rohtorfes. Die in der Presse sich bildenden 
Torfkuchen fallen beim Lüften derselben heraus, werden zerkleinert und 
80 behufs Nach- und Fertigtrocknens in mit Dampf geheizte Trockenofen 
übergeführt. Hier wird die Masse infolge ihres stark herabgeminderten 
Wassergehaltes schnell fertig getrocknet. Der Dampftrockenofen kann 
durch den Auspuffdampf der Brikettmaschine beheizt werden. Aus 



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6 I. Gmppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

diesem Ofen kommt das Material schliesslich in die Brikettpresse , in 
welcher es unter hohem Druck verdichtet und geformt wird. 

Verarbeitung von Torf. Nach M. M. Rotten (D. R. P. 
Nr. 83 332) enthalten die Eleintheile des Torfes, d. h. diejenigen Theile 
desselben, welche sich im Wasser ab- und durch ein gelochtes Blech 
oder ein Sieb von etwa 1 mm breiten Lochungen oder Maschen hindurch- 
spülen lassen, 1. Fasern, 2. Schlamm, 3. sonstige Pflanzentheile. Wenn 
man diese drei Stoffe von einander absondert, so sind die Fasern als 
Papierstoff, der Schlamm als Stoff zu schwerem Back- oder Press- 
torf , die sonstigen Pflanzentheile als Stoff zu leichtem Backtorf und 
zu gereinigter Torfstreu verwendbar. Zu der Absonderung sind erforder- 
lich eine Sortirvorrichtung und ein Sieb oder gelochtes Blech mit feinen, 
etwa Vi mm breiten Maschen oder Lochungen. Die Sortirvorrichtung 
besteht in einem Kasten, der durch Querwände in seinem Innern, welche 
nicht ganz die Höhe seiner Aussenwände haben, in mehrere Abtheilungen 
getheilt ist, und dessen hintere Aussen wand mit einer Oeffnung versehen 
ist Das Sieb oder gelochte Blech wird ausserhalb dieser Oeffnung, und 
zwar in mindestens gleicher Breite, aber etwa 0,5 m niedriger wie letztere 
angebracht und mit Wandungen versehen, welche den seitlichen Wasser- 
abfluss von demselben hindern. 

Braunkohlenablagerungen Bayerns. Nach C. W. 
v.Gümbel (Z.Geol. 1896, 114) werden die Braunkohlenvorkommen des 
nördlichen Bayerns, besonders in der Rhön (Sieblos, Bischofsheim) nicht 
mehr abgebaut, sondern nur noch die Lager im Oligocftn bei Peissenberg, 
Penzberg und Miesbach. Die hier gewonnene Pechkohle hat hohen pech- 
artigen Olanz und ähnelt äusserlich einer magern echten Steinkohle ; sie 
kokt nicht. 

Tertiäre Pechkohle in Wirtatobel bei Bregenz bildet 
nach W. V. G um bei (Oesterr. Bergh. 1896, 115) eine Einlagerung in 
der oberen Meeresmolasse (Untermiocän). Die Kohle ist eine typische 
Pechkohle, Steinkohlen ähnlich, schwarz, fettglänzend, im Strich tief 
schwarzbraun, mager, nicht backend, nicht verkokbar, leichtentzündlich. 
Die Venmreinigung mit Schwefelkies ist eine geringa Bei der trockenen 
Destillation entwickelt sich Leuchtgas in nur geringer Menge neben 
Essigsäure und essigsaurem Ammoniak. Nach der Behandlung dünner 
Splitter der Kohle mit Bleichflüssigkeit (chlorsaures Kalium und con- 
centrirte Salpetersaure) und dann mit Alkohol zeigen sich in dem unter 
dem Mikroskop betrachteten Rückstand einzelne langgestreckte getüpfelte 
Zellen und in grösserer Menge Epidermalgebilde. Aehnliche Wahr- 
nehmungen lassen sich auch an den Rückständen nach Einwirkung von 
Chromsaure und concentrirter Schwefelsäure machen. Die Hauptmasse 
der Kohle besteht, wie sich an bis zur Durchsichtigkeit gebrachten Dünn- 
schliffen zeigt, aus anscheinend gleichfSrmiger, amorpher Masse (Z. angew. 
1896, 239). 

Braunkohlengruben in Ungarn wurden besprochen (Berghzg. 
1896, 313). 



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Holz, Toii, Kohle, Koks. 7 

PilBener Kohlenmulde und ihre geologischen Verhältnisse 
bespricht K. A. Weithofer (Berghzg. 1896, 345). — Braun- 
kohlenbergbau in Böhmen beschreibt Remy (Z. Bergh. 1896, 55) 
und L. Maderspach (Oesterr. Bergh. 1896, 500). 

Braunkohlenanalysen^) von 0. Hattensauer (Bergh. J. 
1896, Sonderabdr.): 

Zenica Majevica Monte- Nagy- ßrür 

in Bosnien in Bosnien negro Kovaosy 

I. n. L n. i. n. 

Kohlenstoff . . . 53,45 54,61 66,54 66,06 58,97 46,64 63,27 64,50 

Wasserstoff ... 3,64 4,21 4,45 4,58 3,85 3,75 4,91 4,64 

Sauerstoff u. Stickst. 19,09 20,03 15,96 15,51 16,83 18,56 18,97 18,16 

Schwefel a. Sulfat . 0,70 0,38 1,16 0,68 0,59 0,06 — 

„ verbrennl. 2,69 3,07 4,58 4,94 0,56 6,28 — — 

Asche 10,13 9,55 11,60 12,55 4,70 15,05 5,05 1,45 

Wasser .... 13,69 11,60 1,45 1,30 15,65 16,00 7,80 11,25 

Koksausbr.,asehefrei 38,9 39,5 44,9 46,6 41,7 34,9 41,8 42,2 

Neue Aufschlüsse im Pfalz-Saarbrücker Stein- 
kohlengebirge ergeben nach v. Oümbel (Z.Oeol. 1896, 169), dass 
die SaarbrQcker flOtzreichen Schichtenreihen sich nach NO fortsetzen. 

Die Sattelflötze und die hängenden Schichten auf der 
nördlichen Erhebungsfalte des oberschlesischen Steinkohlenbeckens be- 
schreibt eingehend C. Oaebler (Z. Bergh. 1896, *102). 

Flötzablagerung in der Emscher Mulde des Ruhr-Stein- 
kohlenbeckens. Nach M. Schulz-Br lesen (Z. Bergh. 1896, 12) 
Terschiebt sich der Schwerpunkt des Bergbaues im Rheinisch- westfälischen 
Steinkohlenbecken stetig nach Norden. Die südlichste der vier Haupt- 
mulden, die Wittener Mulde tritt jetzt hinter der Bochumer und Stoppen- 
berger Mulde zurück und die nördlichste, die Horst-Recklinghausener 
Mulde gewinnt an Bedeutung durch ihre gewaltigen Ablagerungen an (}aa- 
und Oasflammkohlen. 

Steinkohlen Oberschlesiens. Nach einem Vortrage von 
Bremme (am 20. Sept. in Qleiwitz) werden in Oberschlesien Flötze 
von 1 bis 1,5 m Mächtigkeit, welche in anderen Revieren als sehr stark 
gelten, im Centralrevier, wo die durchschnittliche Mächtigkeit 3 bis 7 m 
beträgt und selbst 9 bis 12 m nicht selten sind, häuüg gar nicht abgebaut 
Hierzu treten nun noch für die Gewinnung sehr vortheilhafte Lagerungs- 
verhältnisse. Auf einer durch die OrteZabrze, Königshütte, Laurahütte 
undRosdzin und weiter nach Polen hinein sich erstreckenden Erhebungs- 
linie bilden die Schichten des productiven Steinkohlengebirges eine Reihe 
von Sätteln (Flötzberge), bekannt als der Zabrze-Myslowitzer Flötzzug, 
in welcher namentlich eine grosse Zahl liegender Flötze von besonderer 
Mächtigkeit und Reinheit emporgehoben ist Von diesem Flötzzuge ist 
die unter dem Namen „Sattelflötze^' bekannte die werthvollste und 



1) Vgl. Ferd. Fischer: Chemische Technologie der BrennstolBFe (Braun- 
schweig 1896), S. 499. 



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8 I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

interessanteste. Ihr gehören im Westen die FlOtze Poohhammer (6 m), 
Reden (3 m), Heinitz (3 bis 4 m) und Schuckmann (6 bis 9 m) und im 
Osten Oberbank, Niederbank, Oberflötz und Niederflötz an. Hier geht 
der wichtigste, ftlteste und ausgedehnteste Bergbau um, die £ohle lagert 
in nur massiger Tiefe. — Von dem von West nach Ost verlaufenden 
Sattelzuge senken sich die FlOtze nach beiden Seiten ein, um sich im 
Norden jenseits des über dem Muldentiefsten gelegenen Beuthen unter 
den Triasschichten wieder emporzuheben. Nach SQden bezw. Südwesten 
bilden dieFlötze wahrscheinlich einen zweiten Sattel, aufdemdieOruben 
des Rybniker Reviers bauen. Das ganze Schichtensystem des Zabrze- 
Myslowitzer Zuges erfährt in der Richtung von West nach Ost insofern 
eine Aendenmg, als die Zwischenmittel der Flötze sich im Allgemeinen 
verschwächen und die Mächtigkeit nach Osten zu abnimmt. Die im 
Westen vollständig getrennten Sattelflötze Pochhammer (6 m) und Reden 
(3 m) vereinigen sich nach Osten zu durch Yerdrückung des Zwischen- 
mittels zu einem Flötz von 10 bis 12 m Mächtigkeit. Im äussersten 
Osten, in Polen, finden sich solche Zusammenlegungen von ganz enormer 
Mächtigkeit — Die Kohle des obersch lesischen Reviers zeichnet sich 
durch ihre Reinheit aus, die Aschengehalte sind so gering, dass eine 
Nasswäsohe fast ganz entbehrlich ist, der Schwefelgehalt bleibt meist 
unter 1 Proc. Da der überwiegend grösste Theil des Inhalts der im Ab- 
bau befindlichen Flötze aus magerer, langflammig brennender Kohle be- 
steht, so bilden dieselben bei directer Verwendung zwar ein ausgezeich- 
netes Heizmaterial, sind aber zur Verkokung völlig unbrauchbar. Nur 
ein kleiner Theil besteht aus Sinterkohle, die sich der eigentlichen Fett- 
oder Backkohle mehr nähert Im Allgemeinen gilt hier die Regel, dass 
die Backfähigkeit vom Liegenden zum Hangenden und von Westen nach 
Osten des Flötzzuges abnimmt. Die im äussersten Westen im Felde der 
Königin Luisegrube gebauten liegendsten Sattelflötze Pochhammer und 
Reden sind vornehmlich diejenigen, welche die beste Kokskohle des 
Landes liefern. Auch hängendere Flötze führen, besonders wo sie an 
den Abhängen der Flötzsattel stärker und durch undurchlässige Schichten 
überlagert sind, an einzelnen Stellen noch massig verkokbare Kohle, doch 
rührt die Hauptmasse der Kokskohle aus den liegendsten Flötzen des 
westlichen Theiles her. — Von der Gesammtfördening i. J. 1895, rund 
18 Millionen Tonnen, dürften kaum 2 Millionen als verkokungsfähige 
Sinter- und Backkohle anzusprechen sein. Hiervon entfielen 1 580 000 t 
sogenannte Fettkohlen an die Kokereien und 420 000 1 grösstentheils an 
die Gasanstalten. Die nichtbackende gröbere Kohle wird als Hausbrand- 
und Heizkohle im östlichen Deutschland, Oesterreich-Ün^m und, weniger 
in Polen, die minderwerthigen Staub-, Klein- und Schieferkohlen an die 
inländischen Puddel- und Walzwerke und die Zinkhütten abgesetzt Von 
letzterer verbrauchten im Jahre 1895 die Puddel-, Walz- und Stahlwerke 
960 000 t, die Zinkhütten 550000 t Letztere würden ohne diesen 
reichlich vorhandenen billigen Brennstoff nicht in der Lage sein, die 
meist armen Zinkerze noch zu verhütten. Zur Brikettfabrikation wird 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 9 

die nicht backende Staubkohle erst seit den letzten Jahren in zwei An- 
stallen benutzt — Die Analyse der allerbesten Kokskohle des Poch- 
hammerfiötzes ergibt: 79,57 Proc. Kohlenstoff, 5,01 Free. Wasserstoff^ 
9,48 Proc. Sauerstoff, 1,10 Proc. Stickstoff, 0,80 Proc. Schwefel und 
4,84 Proc. Asche. Das Tiegelausbringen an Koks aus diesem Muster 
betrag 72,55 Proc. Kohle von dieser Beschaffenheit allein verkokt, würde 
ein den westfälischen Marken nahekommendes Product ergeben, doch ist 
es aus bergbautechnischen und wirthschaftlichen Gründen nicht möglich^ 
die liegenden Flötze in solchem Maasse anzugreifen, dass die Nachfrage 
allein durch sie gedeckt werden könnte, vielmehr müssen auch aus höher 
gelegenen Flötzen Kohlen von geringerer Back fähigkeit zur Verwendung 
in den Koksöfen beigemischt werden, wodurch der oberschlesischen Koks- 
ofentechnik recht schwere Aufgaben gestellt werden. — Die bedeutendste 
Förderung an Koks- und Oaskohle hat die Königin Luisengrube mit ihren 
SaUelflötzen auf dem Ost- und Südabhange des Zabrzer Sattels. Von 
den zu Kokereizwecken i. J. 1895 verbrauchten 1580 000 t entfallen 
auf sie allein rund 950 000 t Der Best wurde aufgebracht von : 

1) Der Concordiagrube , für die Appolt- und Collin-Oefen der 

Donnersmarckhütte für den Eigeobedarf ihrer Hochöfen 140000 t 

2) der Deutschlandgrube und Schlesiengrube bei Schwientoch- 

lowitz für die Otto-, Appolt- und Collin-Oefen der Donners- 

marck'schen Falvahütte 135000 t 

3) der Hedwigwunschgrube für das Borslgwerk 77 000 t 

4) der Brandenburg^rube bei Ruda 100000 t 

5) der cons. Florentinegrube für die Hubertushütter Kokerei . 112000 t 

6) der Paulus-Hohen zolleragrube 52000 t 

7) der Königsgrube 14000 t 

In geschlossenen Oefen gibt die Kohle im Mittel ein Ausbringen 
von etwa 59 Proc. Stückkohle, 4 Proc. Würfelkoks, 4 Proc. Kleinkoks, 
5 Proc. Zünder. Der Stückkoks findet ausschliesslich im Hochofen Ver- 
wendung, während Würfel- und Kleinkoks für gewerbliche Zwecke und 
Hausbrand, und Zünder als Reductionsmaterial für die Zinkhütten ab- 
gesetzt werden. — Nachdem in der Gegend von Zabrze viele Decennien 
hindurch vornehmlich die Kohle der Königin Luisegrube in Bienen- 
korböfen verkokt worden war, ist während der letzten 1 2 Jahre ausser- 
ordentlich viel geschehen, um die in so beschränktem Maasse zur Ver- 
fügung stehende Kokskohle in besserer Weise, auch durch Gewinnung 
TOD, Nebenproducten, auszunutzen. F. Friedländer war der erste, der 
(1884) die in Westfalen im Entstehen begriflFene Nebenproducten- 
Industrie nach Oberschlesien übertrug. Vornehmlich werden Otto- 
Oefen verwandt, 720 Otto-Kammern sind im Betriebe, 150 im Bau be- 
grüTen. Der Kohlendurchsatz in diesen Oefen betragt über 700 000 t 
Jihrlicb. Ausserdem sind noch folgende Arten von Oefen mit Neben- 
productengewinnung im Betriebe : Appolt-Oefen in Donnersmarckhütte, 
Hubertnshütte und Falvahütte, stehende Collin-Oefen in Donnersmarck- 
hütte und Falvahütte, Winzek-Oefen in Friedenshütte, Dilla'sche Oefen 
in Königshütte, Fritsche - Oefen auf der Koksanstalt Glückauf. Eine 



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10 I* Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Besserung der Eoksqualität wird erst in dem Maasse eintreten, als der 
fortschreitende Abbau der hängenderen Blötze erlaubt, die liegendsten in 
grösserem Umfange fQr die Versorgung der Kokereien heranzuziehen. 
I. J. 1895 belief sich die Koksgewinnung auf rund 938 000 t Stück-, 
Würfel- und Kleinkoks und 84 000 t Zünder, wovon die obersdilesischen 
Hochofen werke 712 000 t Stückkoks verbrauchten. 

Steinkohlen von Eibenthal in Südungam (Berghzg. 1896, 
305). Die anthracitische Kohle hat folgende Zusammensetzung: 



roh aschenfrei 
Kohlenstoff .... 80,77 Proc. 91,35 Proc. 

3,59 4,06 

2,58 2,92 

0,75 0,85 

0,73 — 

0,002 — 

11,66 — 

0,65 — 



Wasserstoff 
Sauerstoff . 
Sückstoff . 
Schwefel . 
Phosphor . 
Asche . . 
Hygroskop. Wasser 



Steinkohlen in Norwegen. Auf Andö, der nördlichsten 
Lofoteninsel, ist ein Steinkohlenlager von 9 km Länge und 5 km Breite 
festgestellt; an der Oberfläche befindet sich ein 3 bis 4 m mächtiges 
Torfmoor, dann folgen bis 140 m Tiefe die Kohlenflötze (Z. Oeol. 
1896, 416). 

Neues K oh lenlagerinAltcastilienbeschreibtF. La ur (Berghzg. 
1896, 323); dasselbe soll sehr bedeutend sein. 

Englischen Kohlenbergbau beschreibtE.Oelhorn (Stahl- 
eisen 1896, 1) und L. Ho ff mann (Berghzg. 1896, 237). 

TürkischeKohlen. Die einzigen wirklichen Steinkohlen des 
Landes, die des Bassins von Eregli (Heraklea) am Schwarzen Meer, 
werden noch immer nach dem alten Raubbausystem abgebaut Die Aus- 
beute beträgt etwa 150 000 t jährlich, die von der kaiserlich türkischen 
Marine abgenommen werden. 

Kohlenlager in Bulgarien und Serbien (Berghzg. 1896, 298); 
— Kohlenwerk Sanct Makar in Ostsibirien ist seit 1894 im Betriebe 
(das. S. 297). 

Kohlenvorkommen in der Provinz Mendoza, Argentinien be- 
spricht G. Bodenbender (Z. Geol. 1896, 31). 

Steinkohlen in Neuseeland. Die Kohle besitzt 8 bis 15 
Proc. Asche, ist gewöhnlich bituminös, aber nicht backend ; das untere 
Carbon enthält bisweilen gute Cannelkohle. Bis 1875 fehlen Angaben; 
von da bis einschliesslich 1881 wurden 68 616 t gefördert und 8803 t 
i. J. 1882 (155 700 Fs.); 1893 förderte man aber 43 198 t (809 975 Fs.), 
welche in den Städten 22,50 bis 25,00 Fs. kosten. Die Oesammt- 
gewinnung 1882/93 betrug ungefähr 338 000 t im Grubenwerthe von 
4 596 000 Fs. (Berghzg. 1895, 97.) 

Steinkohlen in Neu-Caledonien. Die ersten Flötzausbisse 
auf dem Steinkohlenterrain der Gegend von Nondou6, welches sich auf 
1200 ha erstreckt und von Numea, der Hauptstadt Neu-Caledoniens, 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 



11 



imgefiUir 25 km entfernt ist, wurden im October 1890 von Jeantet 
und Caalry entdeckt (Berghzg. 1896, 18). 

Metallhaltige Kohle. In der Provinz Mendoza, Argentinien, 
ist ein grosses Lager einer Kohle aufgeschlossen, welches nach einer 
Untersuchung (Eng. Min. 61, 81) 15 Proc. Asche enthält; diese enthält 
2,9 Proc. Vanadin und 0,23 Proc. Platinmetalle *). 

Kohle Yon Yauli in Peru enthält nach Meca (Boletin de 
minas Dea 1894) 1,2 Proc. Asche und in derselben 38 Proc. Vanadin- 
säura 

Methan in WetterstrOmen wurde von dem fiskalischen 
Laboratorium in Saarbrücken (Z. Bergh. 1895, 206) in 652 Analysen 
festgestellt 





Förderung 
im Jahre 


CH4-Ausstr<Smung 


Grube 


in 24 Stunden 


auf 1 t 








Förderung 




t 


cbm 


cbm 


Sehwalbach 


334 043 


704 


0,769 


Geislantern 








52 122 


3 074 


21,527 


PüttliDgen . . 








348 518 


6 233 


6,528 


Gerhard . . 








235 973 


19 367 


29,956 


Serlo . . . 








90 735 


15 191 


61,109 


Von der Heydt 








253 424 


3 624 


5,219 


Burbachstollen 








132 443 


5 417 


14,925 


Lampenneat . 








158 581 


1643 


3,782 


Dndweiler . . 








467 574 


17 491 


13,654 


JXgersfrende . 








28 506 


794 


10,166 


Sulsbach . . 








193 165 


3 090 


5,838 


AltoDWAld . 










346 229 


3 842 


4,050 


Reden . 










346 088 


20 733 


21,868 


Itzenplitz 










197 521 


251 


0,464 


Heinits . 










560 687 


9 720 


6,327 


Dachen 










376 490 


5 135 


4,978 


König . 










383 157 


11330 


10,793 


Kohlwald 










335 632 


4 052 


4,406 


Wellesweiler . 








26 223 


1918 


26,696 


Friedrichsthal 








201 459 


1885 


3,415 


Haybach . . . 








264 631 


9 993 


13,783 


Camphausen . 








232 444 


13 861 


21,766 


Kreusgr&ben . . 








172 730 


11189 


23,644 










6 738 373 


170 537 


10,847 



Die jährliche Oesammtmenge betrug 62 246 000 cbm Methan. 

Schlagende Wetter. Nach Analysen von Th. Schlösing 
(C. r. 122, 398) besteht der brennbare Theil der schlagenden Wetter 
aus reinem Methan ; nur selten kommen kleine Mengen anderer Kohlen- 
wasserstoffe vor. Der nicht brennbare Antheil besteht aus wechselnden 
Mengen Stickstoff, dessen Ursprung, nach seinem Argongehalt zu 



1) Ygl.Ferd.Fisch6r: Chemische Technologie der Brennstoffe 1896 S. 548. 



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12 !• Gruppe. Chemische TechDologie der Brennstoffe. 

schliessen, zweifellos in der Luft zu suchen ist, während der Sauerstoff 
der letzteren durch dieKohle absorbirt worden ist (VgLFerd.jFischer: 
Chemische Technologie der Brennstoffe S. 552.) 

Orubenexplosion zu Earwin ist nach J. Böhm (Oesterr. 
Bergh. 1896, 429) auf Kohlenstaub zurückzuführen. — Bnt zun dlich- 
keit des Kohlenstaubes bespricht Oalloway (See. industr. min. 
Mai 1895). Wenn Explosionen in trockenen Gruben erfolgen, richtet 
sich die erzeugte Flamme gegen die rückkehrende Luft und nicht umge- 
kehrt, denn in jener Richtung wird der Kohlenstaub aus den Abbauen 
herbeigebracht. Der Staub setzt sich auf der Zimmerung so ab, dass er 
mit der Luft ein explosives Gemenge bildet, sobald eine Störung eintritt. 
Nach einer Explosion sieht man Rauch oder Staub aus den ausziehenden 
Schächten entweichen, und wenn auf der Zimmerung Koks sichtbar sind, 
dann kann man behaupten, dass Kohlenstaub die Explosion verursachte ; 
denn Schlaggase hätten keinen Rauch erzeugt und man hätte auf der 
Zimmerung keine Koks gefunden. 

Brikettverfahren für Kohlen. Nach E. Natanson und 
Th. E. Tyboro wski (D. R, P. Nr. 85 152) mengt man Kohlenstaub 
zuerst mit etwa 1 bis 3 Proc. gepulvertem gelöschten Kalk und dann 
mit ungefähr 8 bis 10 Proc. Melasse. Die so zubereitete Masse wird in 
Formen gepresst Beim Pressen geht die Melasse mit dem Kalk eine 
Verbindung ein, und die dabei entstehenden Kalksaccharate, welche bald 
erhärten, machen in kurzerZeit das Gemenge zu einer harten, dauerhaften 
und schwer zerbrechlichen Masse. 

Verwerthung des Kalkschlammes der Holzessig- 
fabriken. Nach J. Black (D. R. P. Nr. 86 143) werden pflanzliche 
Abfallstoffe, Sägespähne, Lohe u. dgl. unter Bindung des bei der Holz- 
essigfabrikation entfallenden Kalkschlammes zu Ziegeln geformt ; diese 
werden dann nach vorausgegangener Trocknung und durchlässiger Auf- 
stapelung im Strom der Feuergase einer Feuerung unter Luftabschluss 
verkohlt, indem man die Gase durch einen geschlossenen Raum, in 
welchem die Ziegel vor dem Anschüren aufgestapelt wurden, saugt und 
dabei die Hitze so regelt, dass man anfangs mit niederer Temperatur ein- 
wirkt. Die Theerdämpfe schlagen sich auf den Ziegeln nieder bezw. 
dringen in dieselben ein. Die Temperatur wird dann allmählich ge- 
steigert, wobei der leichtere Antheil des Theeres verdampft, der schwerere 
Antheil dagegen innerhalb der Ziegel verkokt und dadurch die ver- 
kohlenden Holz- U.S. w. Theilchen mit einander verbackt. Gleichzeitig 
mit den Destillationsproducten der Sägespähne u. s. w. entweicht auch 
der Essigsäuregehalt des Kalkschlammes vorwiegend in Gestalt von 
Aceton. Den abgesaugten Gasen wird der Gehalt von Essigsäure, 
Aceton, Theer u. s. w. durch Abkühlung entzogen und der gasige Rest 
zur Heizung verwendet. Der Verkohlungsprocess ist vollendet, sobald 
die Gase sich frei von Destillationsproducten erweisen. Die hierfür 
nöthige Zeit lässt sich leicht nach einiger Erfahrung bestimmen. Die 
erhaltenen Kohleziegel kühlt man im Ofen etwas ab und führt sie dann 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 



13 




in gut gegen Luftzutritt gesicherte Kühlr&ume über. Nach vöUiger 
Abkühlung bilden die Ziegel ein sehr ausgiebiges, festes Brennmaterial, 
welches langsam ohne Rauch verbrennt und sich durch diese Eigen- 
schaften als vortheilhaft zum Heizen yon Wagen, PlAtteisen u. s. w. 
erwiesen haben solL 

Trockenvorrichtung für Braunkohle. Nach A. Mann 
(D. R. P. Nr. 84 665) wird das Oemenge von Staub und KOmem der 
geforderten nassen Kohle zun&chst bis 
zur Trockenreife des Staubes gemeinsam 
erhitzt Hierauf nimmt man eine Ab- 
Bcheidung des fertig getrockneten Staubes 
vor und unterzieht den verbleibenden 
Rest an Eömem und Knorpeln weiter 
allein dem Trockenprocess. Zur Aus- 
übung dieses Verfahrens verwendet man 
vortheilhaft einen Dampf tellerofen, indem 
man einen Teller a (Fig. 1) verbreitert, 
der mit einem Siebring e ausgestattet ist 
Sobald das Oemenge von Körnern und 
Staub auf Teller a fällt , wird der Staub durch den Siebring abgesiebt, 
f&Ut auf den letzten Teller und gelangt von hier in den Ablauf b. Die 
gröberen Stücke wandern im Ofen weiter von Teller zu Teller, bis auch 
sie den Ablauf erreichen. 

Verbesserung beim Bergwerksbetriebe inPreussen 
(Z. Bergh. 1896, 196). Trocknung von nasser Staubkohle. 
Seit einigen Jahren wurde von der Emanuelgrube bei Radiin (Bergrevier 
Ratibor) die geförderte Staubkohle im ungewaschenen Zustande zu Briketts 
verarbeitet Da sich aber herausstellte, dass der Aschengehalt dieser 
Briketts zu hoch war, entschloss sich die Verwaltung zur Verwendung 
gewaschener Staubkohle überzugehen, die Abtrocknung derselben aber 
in einem besonderen Apparate vorzunehmen. Es kam ein rotirender 
Tellerofen von 6 m Durchmesser zur Aufstellung, dem die bereits mit 
Pech gemischte, nasse Staubkohle durch ein Becherwerk zugeführt wird. 
Die Abtrocknung geschieht durch offenes Feuer. Dasselbe streicht zu- 
nftchst über den rotirenden Teller und geht dann unter demselben in 
einen Ganal, der die Feuerungsgase dem Schornstein zuführt. Die Ein- 
richtung, welche für eine Darstellung von 4000 Ctr. Briketts in 24 Stunden 
bestimmt ist, bewährt sich sehr gut. Sie ist von der Firma Schüchter- 
mann & Kremer in Dortmund zur Ausführung gelangt. 

Die Herstellung von Braunkohlen-Industrie- Briketts 
hat im Bergreviere West-Cottbus weiteren Eingang gefunden. Auf der 
Orube Mariannensglück bei Kausche werden als hauptsächlichster Absatz- 
artikel dreitheilige Briketts, deren jeder TheU annähernd einen Würfel 
von gewöhnlicher Steinstarke bildet, hergestellt Dieselben haben sowohl 
bei der Dampfkeeselheizung, als auch beim Hausbrande raschen Eingang 
gefunden. In Berlin werden sie für den letzteren Zweck in Säcken von 



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14 I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

50 k Gewicht verkauft, worin im Interesse des Publikums ein grosser 
Fortschritt gegenüber dem sonst gebräuchlichen Verkauf nach der Stück- 
zahl zu erblicken ist. Die auf Grube Mariannensglück zur Verwendung 
gelangenden Pressen sind besonders stark gebaut und besitzen bedeutende 
ümlaufsgesch windigkeit, so dass mit denselben in 24 Stunden eine Leistung 
von 8 Doppelwagen erzielt werden solL 

In der Brikettfabrik der Braunkohlengrube Ilse bei Bückgen, Berg- 
revier West- Cottbus, werden neuerdings die vorhandenen Schulz'schen 
Röhrentrockenöfen, sowie 2 neue starke Pressen von 120 Um- 
drehungen vermittels Riemenübertragung von Drehstrommotoren ange- 
trieben. Letztere besitzen je 75 bezw. 50 Pf. Die Grubenverwaltung 
beabsichtigt, demnächst auch die Nassdienstapparate, sowie die vor- 
handenen Telleröfen mit elektrischem Antriebe zu versehen. 

Zur Beseitigung des aus den Fabrikschloten in das Freie austretenden 
Flugstaubes sind auf den Werken des Bergrevieres West-Cottbus 
nachstehend beschriebene Vorrichtungen zur Einführung gelangt. — In 
der neuerbauten Brikettfabrik der Grube Mariannensglück bei Kausche 
soll die Geschwindigkeit der von den Trockenapparaten kommenden, 
staubgeschwängerten Luft beim Durchstreichen von geräumigen, ge- 
mauerten Flugstaubkammem verringert und damit dem Staube Gelegen- 
heit zum Niederfallen gegeben werden. Zu diesem Zwecke ist für je 
2 Schulz'sche Röhrentrockenapparate gemeinsam eine Kammer zwischen 
Oefen und Abzugsschloten eingeschaltet und derartig mit gemauerten 
Scheidem versehen, dass die Abdämpfe der Trockenöfen mehrmals auf- 
wärts und abwärts geführt werden. Hierbei filllt der grösste Theil des 
mitgeführten Staubes in den unteren sich verjüngenden Theil der Kammer 
nieder, von wo er in gewissen Zeitabständen ausgetragen wird. Das 
wiedergewonnene Gut wird der ungetrockneten Kohle zugesetzt — Auf 
der Brikettfabrik der Grube Heye I bei Särchen sind zum Zwecke der 
Staubabscheidung aus den Abdämpfen je 2 Schulz'sche Trocken- 
apparate mit einem Boreasapparate von 2 m Durchmesser versuchsweise 
verbunden worden. Die Abdämpfe werden hier durch Flügelrad- Venti- 
latoren angesaugt und tangential in die Boreasapparate eingeblasen. An 
den Wandungen der letzteren scheidet sich alsdann der grösste Theil des 
Flugstaubes, vermischt mit einigen Wassertropfen, ab, fällt in den unteren, 
trichterförmig gestalteten Theil des Apparates und aus diesem durch ein 
Abfallrohr der Pressenzufühnmgsschnecke zu. Die aus den Mittelrohren 
der Boreasapparate austretenden Dämpfe gelangen durch besonders weite, 
gemauerte Schornsteine ins Freie. Die alten gemauerten Abzugsschlote 
sind als Reserve beibehalten worden ; dieselben werden für gewöhnlich 
durch Klappen geschlossen erhalten, welche sich im Falle einer Explosion 
selbstthätig nach aussen öffnen. Früher wurde der Staub durch Wasser- 
strahldüsen niedergeschlagen und dem dabei entstehenden dünnflüssigen 
Schlamme in 3 grossen Klärbecken Gelegenheit zum Absetzen gegeben. 
Die Beseitigung dieser nahezu 20 cbm täglich ausmachenden, gänzlich 
unverwerthbaren Schlammmassen erforderte viele menschliche Arbeit. 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 15 

Bei der jetzigen Einrichtung werden nach angestellten Messungen täglich 
g^en 3,5 t trockener Staub wieder nutzbar gemacht bei einer Production 
Ton 17 Doppelwagen Briketts in der nämlichen Zeit. — Von ähnlicher 
Beschaffenheit wie auf Heyegmbe ist die Entstaubungsanlage fOr die 
Schulz'schen Eöhrentrockenapparate auf der Brikettfabrik I der Orube 
Ilse bei Bückgen. — Als ein Nachtheil der Boreasapparate hat sich 
die, wenn auch geringfügige, Beimischung von Gondenswasser- bezw. 
Begenwassertropfen zu dem wiedergewonnenen und zur Yerpressung 
gelangenden Staube bemerkbar gemacht. Man ist bemüht, diesen 
üebelstand durch geeignete Einrichtung der Abzugsschlote und der 
in letzteren angebrachten Abschlussklappen nach Möglichkeit zu be- 
seitigen. 

Kühlvorrichtungen für die zu verpressende Kohle. 
Um die Selbstentzündung der getrockneten Kohle beim Lagern in 
den Sammelräumen auszuschliessen , ist es zweckmässig, die Kohle 
bIJchstens mit einer bestimmten, durch die Erfahrung zu ermittelnden 
Temperatur dem Sammelraume zuzuführen. Um diesen Temperaturgrad 
zu erreichen, genügt es bei Benutzung von Dampftellertrockenöfen den 
untersten oder mehrere der untersten Teller kalt gehen zu lassen. Bei 
Verwendung der Schulz 'sehen Röhrentrockenapparate wird indessen 
der Einbau besonderer Kühlvorrichtungen erforderlich. Die Einrichtung 
und Anordnung der letzteren ist in der Brikettfabrik am Crednerschachte 
der Grube Ottilie Kupferhammer bei Oberröblingen am See, Bergrevier 
Westlich-Halle, wie folgt, getroffen worden : Die aus den Schulz' sehen 
Röhrentrockenöfen austretende Trockenkohle wird vermittelst Elevator 
und Transportschnecke zwei siebenetagigen Tellerapparaten, aus 7 mm 
starken Blechen gebaut, zugeführt. Diese Kühlvorrichtungen sind den 
Zeitzer Telleröfen nachgebildet und besitzen, wie diese, ein Rührwerk, 
weldies zugleich das Umwenden und die Fortschaufelung der Trocken- 
kohle besorgt Nach aussen sind die Kühlapparate mit 2 mm starken, 
behufs Regulirung der Zuführ der kühlenden Luft verstellbaren Blech- 
mänteln versehen. Die Entfernung der zur Kühlung verwandten Luft 
erfolgt durch einen Exhaustor, der in einen Boreasapparat von 4 m Durch- 
messer ausbläst Für den Fall, dass letzterer einmal ausgeschaltet werden 
muss, wird die Luft durch Ausschnitte an der Achse der Kühlteller einer 
durch den Deckel des Apparates hindurchgeführten Esse zugeleitet werden. 
Letztere ist für gewöhnlich durch einen Schieber verschlossen. Das 
Ueberschieben der Kohle über den inneren und äusseren Rand der Kühl- 
teller wird durch mit einem Schenkel aufrecht stehenden Winkeleisen 
verhindert — Um femer zu vermeiden, dass die durch Lagern in dem 
Sammelraume sich erhitzende Kohle zu heiss zur Brikettirung gelangt, 
wodurch namentlich in den Sommermonaten die erhaltenen Briketts sich 
zu ihrem Nachtheile in den Eisenbahnwagen bezw. Lagerräumen erhitzen^ 
sind auf der nämlichen Orube Ottilie Kupferhammer die Füllrümpfe über 
den Pressen als Kühlvorrichtungen gebaut worden. Die Füllrümpfe sind 
dabei als vierseitige, am unteren (spitzen) Ende abgeschnittene Pyramiden 



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16 



L Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Fig. 2. 




ausgebildet, welche von zahlreichen, wegerechten, dachf5rmigen Luft- 
kanfllen durchzogen werden (vergl. Fig. 2 und 3). Die Trockenkohle, 
welche den FQllrümpfen vom Sammelraume ans durch eine Sehnecke zu- 
gefOhrt wird, wird beim Hinabrieseln über die Luftkanäle abgekühlt. Die 

kalte Luft tritt auf der einen Seite der 
Fig. 3. PQUrümpfe frei ein und wird auf der 

anderen Seite durch einen Abzugsschlot 

aufgenommen und in das Freie abgeleitet. 
Künstlicher Brennstoff von 

W. B. Hartridge (D.R.P. Nr. 78 664) 

besteht aus einer undurchbrochenen, aber 
.porösen, brennbaren Hülle, die mit Kohle 

'gefüllt ist 

I I I ^««.«.*y Feueranzünder von J.C. Grü- 

^^^1 \^J n i g e r (D. R. P. Nr. 87 969) besteht aus 

\:^f \^^ ^^^"^ Lederscheibe, zweckmässig in 

\^ \f/ Stemform, mit Docht aus Jute, Werg, 

Baumwolle oder dergl. 
titsar Destillation von Holzkleie 

und Holzabfällen. Nach F. J. 
Bergmann (D. R. F. Nr. 88 014) wird das Verfahren des Fat. 
65447 und 74 511 dahin verbessert, dass das an der Luft getrocknete 
Holz unter einem Drucke von 1000 bis 1500 Atm. zu Briketts geformt 
wird, welche nun verkohlt werden. Durch die Steigerung des Druckes 
auf 1000 bis 1500 Atm. soll das im getrockneten Holze noch befindliche 
Wasser beinahe bis auf die letzte Spur entweichen, so dass die Concen- 
tration der DestiUationsproducte eine noch weit grössere ist als früher. 
Infolge des hohen Druckes ist auch die in der Retorte zurückbleibende 
Kohle fest genug, um ohne Weiteres verladen und verschickt werden zu 
können. Die Aenderung des Verfahrens soll seine Rentabilität derartig 
erhöbt haben, dass dasselbe nicht mehr auf Holzabfälle beschränkt zu 
werden braucht, sondern dass es auch auf Stück- und Scheitholz, welche 
vor dem Trocknen zerkleinert werden müssen, ausgedehnt sich als lohnend 
erweist. Das Holz braucht aus dem Grunde nicht in Holzmehl ver- 
wandelt zu werden , weil diese Umwandlung in vollkommener Weise 
durch den hohen Druck unter der Presse und die dadurch bedingte starke 
Erhitzung und Verdampfung des Wassers geschieht, welches dabei die 
einzelnen Holzstückchen zerreisst 

Zur Herstellung von Torfkohle empfiehlt P. Jebsen 
<D. R, F. Nr. 88 947) Erhitzung des Torfes mittels elektrischer 
Heizkörper. Es werden z. B. die Wände der Retorte mit Asbest oder 
einem anderen Isolirmaterial bekleidet und die elektrischen Heizkörper 
an der Innenseite dieser Auskleidung und ausserdem z. B. in der Mitte 
der Retorte oder in mehreren Reihen in deren Innenraum angebracht. 
Der Torf wird dadurch direct erhitzt ohne wesentliche Erwärmung der 
Retorte. 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 



17 



Fig. 4. 



Yerkohlung von Torf. Naoh W. Schöning (D. R. P. 
Nr. 85 837) wird der Torf in längliche Stücke von passender Dicke 
geschnitten, getrocknet, dann zwischen erhitzte eiserne Platten, Walzen 
oder Pressen gebracht, welche unter starkem Druck den Torf zusammen- 
pressen, während sie ihn gleichzeitig bis zur Verkohlung erhitzen. Durch 
dieses Verfahren werden die TorfstQcke bei genügend starkem Druck 
bis auf den fünften Theil ihres ursprünglichen Volumens zusammen- 
gepresst 

Verkokungsofen für Braunkohlen der Anhaltischen 
K h 1 e n w e r k e (D. R. P. Nr. 86 144) zerfällt, wie aus den Querschnitten 
(Fig. 4) zu ersehen, in zwei Haupttheile : den Vortrocknungsraum Ä für 
das aufgegebene Rohmaterial und den 
Schwelraum B für die selbstthätig nach 
unten fallende vorgetrocknete Kohle. Im 
Innern des Vortrocknungsraumes hängt 
von einem über dem Ofen liegenden 
gusseisernen Tragkreuz a ein Olocken- 
system h aus Qusseisen, welches die 
Wasserdämpfe und oberen Schwelgase in 
sich aufnimmt und diese von hier durch 
ein Rohr e nach der Condensationsvorlage 
führt Die sich im Schwelraum B ent- 
wickelnden Oase werden durch seitlich 
im Cylinder befindliche Oeffnungen d 
direct in die Feuerzüge e geleitet, wo 
sich die Theergase mit den Feuergasen 
mischen und verbrennen. Hierdurch wird 
der Cylinder von einem gleichmässigen 
Feuer umspült, welches eine schnelle Ent- 
gasung der Kohlenmassen bewirkt und 
auf diese Weise die trockene Destillation 
beschleunigt — Die brennenden Gase 
fallen nach Umstreichen des unteren 
Theiles vom Vortrocknungsraum A , wie 
die Pfeile andeuten, in eine S-förmig 
gebogene Retorte (7, welche die Feuergase 
in lothrechter Richtung nach unten führt, 
und darauf in den Fuchs D zum Schorn- 
stein. Die Heizgase werden demnach 
doppelt ausgenutzt, einmal an der Aussen- 
wandung des Schwelcylinders und so- 
dann auch an der Innen wandung der Retorte C, sodass der Cylinder 
von der Aussen- wie Innenseite von Feuergasen bestrichen wird. Diese 
doppelte Feuerberührungsfläche hat neben einer vollständigen Aus- 
nutzung der brennbaren Oase den grossen Vortheil, dass die zu destilli-^ 
renden Kohlenmassen in diesem Ofen doppelt so stark lagern können* 

Jahreeber. d. ehem. Technologie. XUI. 2 




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18 I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

(15 cm), woraus sich eine weit grössere Leistungsfähigkeit ergibt als bei 
den bisherigen Oefen. — Die benöthigte Unterfeuerung bei Anwendung 
dieses Ofens wird zunächst nur bei Inbetriebsetzung erforderlich sein, 
bei vollem Betriebe jedoch auf ein Minimum beschränkt bleiben. Die 
entwickelten Feuergase umziehen spiralförmig den Cylinder, vereinen 
sich mit den austretenden Schwelgasen und treten , am oberen letzten 
Zug angekommen, gegen eine bis zur Abdecke g führende Vertieal- 
wange h^ umspülen darauf den oberen Cylinder des Yortrocknungs- 
raumes Ä und fallen über Wange % in die innere Retorte G. 

Torfkohle. Nach Ziegler (Z. angew. 1896, 62) ergibt luft- 
trockener Torf im Mittel an 

Toi-fkohle 40 Proc. 

Theer 6 

Theerwasser 33 

üncondensirbare Gase . . 21 

und reichen die letzteren vollständig zur Verkohlung aus, so dass er gar 
keinen Torf als Heizmaterial gebraucht Die Torfkohle bildet grosse 
Stücke von annähernder Form der Torfsoden, ist von tiefdun kelsch warzer 
Farbe und von einer Härte , die mindestens der der Holzkohle gleich- 
kommt, sie jedoch vielfach übersteigt Die Untersuchung verschiedener 
Torfkohlen ergab : 

Oldenburg Oberfranken Gifhom Meilerkohle 
C — 83,06 89,9 77,40 84,5 

H « 0,91 1,7 3,86 2,5 

Sr '^^ ü\ "'"^ '^^ 

S - 0,27 _ — _ 

p « 0,075 _ _ __ 

Asche 3,86 4,2 3,53 1,2 

Feuchtigkeit 7,65 (105») 1,8 3,45 7,5 

Die Torfkohle kann demnach überall an Stelle von Holzkohle treten. 
Die Nebenproducte werden analog denen der Braunkohlenindustrie ver- 
arbeitet, aus dem Theerwasser kann Essigsäure und Ammoniak gewonnen 
werden. 

Zur Herstellung von porösem Koks mischtO. Hei mann 
(D. R. P. Nr. 87 416) die zu verkokende Kohle mit Sägespänen, Holz- 
abfällen u. dgl. Pflanzenstoffen. 

Liegender Koksofen. Nach Otto&Co. (D.R.P. Nr. 88200) 
werden die Fundamentmauern parallel zur Längsaxe der Oefen ange- 
ordnet und für je zwei Oefen abgewölbt Die in dem Fundamentmauer- 
werk vorgesehenen Gänge und Kanäle sind von solcher Grösse, dass sie 
von dem Bedienungspersonal bequem begangen werden können. In 
diesen Gängen liegen die mit Düsen in die Heizkanäle mündenden Gas- 
leitungen ^^ (Pig 5 bis 7); zweckmässig versorgt jede Gaszuführung etwa 
4 Wandkanäle. Die Zahl der durchgehenden Verticalwände w ist für 
die Zwangläufigkeit der Heisgase in der Zwischenwand maassgebend. 
Die Zuführung der Yerbrennungsluft kann durch eine entsprechende 



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Holz, Torf, Kohle, Koks. 19 

Oeffnung von jeder Gaspfeife durch injectorartiges Mitreissen geschehen, 
was am einfachsten ist, oder auch durch Luftkanftle. In letzterem Falle 
wird die Luft zweckmässig für jeden Ofen durch besondere Pfeifen p 
aus der Leitung L eingeführt Zum Anheizen dient ein Nebenventilt*^, 

Fig. 5. Fig. 6. 



durch welches die Gase bei geschlossenem Ventil v in Fig. 7. 
die Heizkanäle treten. — Dadurch , dass die Regelung jubutt^.- 

der Gaseinführung bequem in den Fundamentgängen zu 
bewirken ist, lässt sich eine gleichmässige Vertheilung 
der Wärme auf den ganzen Ofen , aber auch die stärkere 
Erhitzung einzelner Theile, z. B. der Köpfe, erzielen. 
Doch kann nirgends eine zu starke Erhitzung vor- 
kommen, da die Heizgase über die ganze Ofenlänge 
vertheilt werden. Das gleichmässige und schnellere Garen 
der Oefen und die Haltbarkeit des Mauerwerks sind 
die unmittelbaren günstigen Folgen. Insbesondere wird 
durch die Zuführung des Gases von unten mittels zu- 
gänglicher Leitungen eine vortheilhafte Beheizung erzielt, 
indem die höhere Erhitzung unmittelbar im unteren 
Theil des Ofens stattfindet Wichtig ist auch , dass die 
Gasleitung in den Fundamentkanälen völlig geschützt liegt und dass die 
Wartung und Reinigung nicht wie bei über den Oefen liegenden Lei- 
tungen das Arbeiten auf den Oefen erschwert Die Fundamentkanäle 
dienen zugleich zur Vorwärmung der neben den Gasdüsen eintretenden 
Luft und bieten somit ein Mittel zur Ausnutzung der nach unten ab- 
fliessenden Ofenwärme. Da die Heizgase infolge der Vertheilung der 
Heizung auf die ganze Ofenlänge einen kürzeren Weg nehmen als bei 
anderen Ofensystemen, so herrscht weder an der Eintrittsstelle der Gase 
grosser Druck, noch an der Austrittsöffnung ein erhebliches Vacuum. 
Infolge dessen treten durch Risse und Fugen weder Heizgase in den Ofen- 
raum, noch umgekehrt ; deshalb werden mehr Nebenproducte gewonnen, 
und das Ofengas ist weniger mit Heizgasen vermischt, so dass es höheren 
Heiz- und Leuchtwerth besitzt. 

Koksofenthür von C. Otto&Cp. (D. R. P. Nr. 86145) ist 
heizbar (Z. angew. 1896, *266). 

2* 



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20 !• Onippe. Chemische Technologie der BreDostofiFe. 

Eoksofen von H. Stinnes (D. B. P. Nr. 88 389) ist mit Oas- 
heizung versehen (Z. angew. 1896, *628). 

Bienenkorböfen werden neuerdings in England mit Gewinnung 
der Nebenproducte ausgeführt (Am. Man. 59, *475). 

Koksausdrfickmaschine vonB.Liebing undF.Seifarth 
(D. B. P. Nr. 85278) ist dadurch gekennzeichnet, dass die Betriebskraft 
(Dampfmaschine, Transmission, hydraulischer Kolben) von der Central- 
station ausgeht, während die Kraftübertragung auf die Wagen- und die 
Druckstangenbewegung durch ein elastisches Mittel (Kette, Drahtseil 
0. dgl.) geschieht, zu dem Zwecke, die Anlage zu vereinfachen und die 
Anwendung einer verzahnten Druckstange unnüthig zu machen. 

Betriebsergebnisse von Semet-Solvay-Oefen (Stahl- 
eisen 1896, 1070). In Syracus, N. Y., ist seit einiger Zeit eine Batterie 
von 12 Semet-Solvay-Oefen in Betrieb, deren Ergebnisse sich im Ver- 
gleich zu den bei den alten Bienenkorböfen erlangten, wie folgt stellen : 

Semet- Bieoenkorb- 
Solvay-Oefen Öfen 

Zahl der Oefen 12 12 

Verkokongsdauer (DurchschDitt einer Woche) ... 20 Std. 51,5 Std. 
Zahl der während 24 Stunden entleerten Oefen . . 14,4 5,5 

In 24 Stunden verbrauchte Kohle 71668 k 27760 k 

Menge der Erzeugnisse (in 24 Stunden). 

Koks 57 969 k 17327 k 

Schwefelsaures Ammon 772 « — 

Theer 2651 „ — 

Ausbringen an 

Koks 80,7 Proc. 62,3 Proc. 

Schwefelsaures Ammon 1,075 , — 

Theer 8,69 » — 

Werth der Erzeugnisse (in 24 Stunden). 

Koks 402,70 Mk. 120,08 Mk. 

Schwefelsaures Ammon 214,58 „ — 

Theer 122,72 ^ — 

Oesammtwerth der in 24 Stunden erzeugten Prodacte 740,00 Mk. 120,08 Mk. 

Werth der Producte eines Ofens in einem Tage . . 61,65 „ ]0,00 , 

Werth der Producte aus 1000 k Kohle 10,52 , 4,19 „ 

Kosten eines Ofens 6300 „ 1260 , 

Dauer der Oefen 10 Jahre 5 Jahre 

Menge des mit einem Ofen erzeugten Koks (in Tonnen) 17638 2957 

Kosten eines Ofens per 1000 k Koks 0,35 Mk. 0,46 Mk. 

Braunkohlenflugasche auf Pflanzen besprach 
M. Maercker (vgl. Ph. Centrh. 1896, 49). Die Flugasche bei Braun- 
kohlenfeuerung zeigt eine alkalische Reaction und damit schon eine 
Atzende Wirkung. Beim Uebergiessen mit schwachen Säuren entwickelt 
sich Schwefelwasserstoff und Schwefligsäure. Durch die alkalische 
Reaction und die Schwefligsäure wird das Blattgrün und dadurch die 
Kohlenstoffassimilation der Blätter gestOrt, eine Reaction, die erst eintritt, 
wenn Regen oder Thau ÜÜlt Die Zerstörung des Blattgrüns zeigt sich 
durch gelbe oder weissliche Flecken an. Ist dies in grosser Ausdehnung 



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Erdöl, Paraffinindastrie. 21 

der FaU, so sieht man es ohne Weiteres an dem kranken Aussehen der 
Pflanzen. Nicht alle Pflanzen sind übrigens gleich empfindlich gegen die 
schädlichen Wirkungen der Flugasche, aber gerade die zarteren unter 
ihnen, die feinen Sämereien, zeigen erfahrungsgemäss eine grosse 
Empfindlichkeit 

Erdöl, Parafanindustrie. 

Erdölvorkommen im Elsass bespricht L. van Werveke 
(Z. Geol. 1896, 41). Bei Schürfungen auf Erdöl sind die mesozoischen 
Schichten zu vermeiden. Springquellen liefern in der Regel wasserfreies 
Öd, Pumpquellen aber solches mit etwa 10 Proc. Wasser. (Vgl. J. 
1895, 16.) 

BohrungeninOelheim haben neuerdings wieder Oel ergeben. 
Dieser Oelfund zeichnet sich vor allen übrigen Oelfunden der nord- 
deutschen Tiefebene dadurch aus: 1. finden fortdauernd eruptive Gas- 
ausbrüche statt, welche das Oel selbstthätig aus der Erde empor- 
schleudem, 2. sind die Oelproducte 0,15 specifisch leichter als alle 
übrigen in der Lüneburger Haide bislang producirten Oele und sind frei 
von Wasser. Diese Erscheinungen deuten darauf hin, dass eine grosse 
Oelader angebohrt sein muss oder dass sich die Bohrung zum mindesten 
in der nächsten Nähe einer solchen mächtigen Ader bewegt. Gegen- 
wärtig handelt es sich also darum, dem Gas genügend Ausgang zu ver- 
schaffen, um mit Hülfe kräftiger Pumpen die eigentliche Oelader anzu- 
schlagen. (Vgl. J. 1895, 15.) 

Stickstoffgehalt des Bitumens und Erdölbildung. 
F. Mc. Garvey (Inaug.-Diss., Heidelberg 1896) fand im Erdöl stick- 
stoffhaltige Basen, wahrscheinlich Pyridinverbindungen. Bei Bildung 
von Erdöl aus thierischen Stoffen wurden die meisten Stickstoffver- 
bindungen durch Fäulniss und Verwesung beseitigt, dann fand die Um- 
wandlung des Fettes in Erdöl statt, wie Engler nachwies. 

Erdöluntersuchung. A. Wanklyn und J. C o o p e r (Philos. 
Mag. 40, 225) untersuchten 7 Fractionen des bei 170 bis 270® über- 
destillirenden Theiles von Erdöl und nehmen an, dadurch einheitliche 
Verbindungen erhalten zu haben. 

Elementare Zusammensetzung der Erdöle bestimmten 
C. Engler und L. Jezioranski (Ber. deutsch. 1895, 2501): Berück- 
sichtigt man, dass die unter 150<^ siedenden Kohlenwasserstoffe der 
Sumpfgasreihe (etwa C5H1, bis C^B^q) 83,3 bis 84,4 Proc. Kohlenstoff 
und 16,7 bis 15,6 Proc. Wasserstoff enthalten, die von 150 bis 200^ 
(etwa C9H20 bis Ci^Hje) 84,4 bis 84J Proc. Kohlenstoff und 15,6 bis 
15,3 Proc. Wasserstoff, die über 200« siedenden (etwa C|jH,e bis Cj^He^) 
84,7 bis 85,3 Proc. Kohlenstoff und 15,3 bis 14,7 Proc. Wasserstoff, 
während alle Kohlenwasserstoffe der Aethylenreihe 85,7 Proc. Kohlen- 
stoff und 14,3 Proc. Wasserstoff aufweisen, so darf man aus den folgenden 
Analysen den Schluss ziehen, dass im Allgemeinen wohl die unter 150^^^ 



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22 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



G 


alizien. 










Rohöl 

86,18 
13,82 

49,8 

50,2 

100 


bis 150« 


150 
bis 200» 


Rest 
über 200« 


C 


85,35 
14,65 

17 
83 
41 


85,45 
14,55 

23 

77 
21 


87,35 


H 


12,65 


o 




Von conc. Schwefelsfture : 

absorbirt Vol.Proc 

nicht übsorbirt Vol.-Proc. . . . 
Menge der Fraction cc . . . . 


fast alles 

Spur 

88 



Baka(Bibi-Eibat). 



C 

H 

O 

Von conc. Schwefelsäare : 

absorbirt Vol.-Proc 

nicht absorbirt Vol.-Proc. . . 
Menge der Fraction cc . . . 



86,21 

13,49 

0,30 


85,64 
14,36 


86,92 
14,08 


77 

23 

100 


18 
82 
15 


24 
76 
14 



Elsas 8 (Pechelbronn). 



C 

H 

O 

Von conc. Schwefebäare : 
absorbirt Vol.-Proc. . . . 
nicht absorbirt Vol.-Proc. . 
Menge der Fraction cc . . 



85,38 

12,68 

1,94 


84,95 
15,05 


85,14 

14,67 

0,19 


85 

15 

100 


14 

86 

7 


16 
84 
10,5 



Amerika (PennsyWanien). 



C I 86,10 

H 18,90 

O — 

Von conc. Schwefelsäare: { 

absorbirt Vol.-Proc 28 

nicht absorbirt Vol.-Proc. ... 72 

Menge der Fraction cc . . . . 100 



85,13 
14,87 



16 
84 
14 



85,35 
14,65 



18 
82 
26 



86,97 

12,76 

0,27 

fast alles 

Spur 

71 



86,10 

12,34 

1,56 

fast alles 
Spur 
82,5 



86,80 
13,20 



35 
65 
60 



auch noch die bis 200<> siedenden Theile der verschiedenen Erdölsorten 
vorwiegend aus gesättigten Kohlenwasserstoffen bestehen, dass aber in 
den über 200^ siedenden Theilen der Hauptsache nach ungesättigte 
Kohlenyrasserstoffe enthalten sind, womit auch das Verhalten gegen con- 
centrirte Schwefelsäure übereinstimmt Es müssen sogar, da der Kohlen- 
stoffgehalt dieser schwersiedenden Theile durchweg nicht unerheblich 
über denjenigen der Aethylenreihe (85,7 Proc.) steigt (durchschnittlich 
auf 87 Proc), nicht unerhebliche Mengen wasserstoffärmerer Kohlen- 
wasserstoffe als die der Aethylenreihe vorhanden sein. (Vgl. J. 1895, 14.) 
Theorie der Erdölbildung bespricht Heusler (Z. angew. 
1896, 320). Von dem Engler'schen Druckdestillat (100 bis 120») 
wurden 110 cc mit Aluminiumchlorid, das nach und nach in Heaction 



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Erdöl, Paraffinindustrie. 23 

gebracht wurde, erwärmt. Es entwich reichlich Salzsäure und eine sehr 
kleine Menge Schwefelwasserstoff. Als nach dem Erkalten das von dem 
aluminiumhaltigen Harz abgegossene Oel mit Wasserdampf destillirt 
wurde , gingen die von dem Aluminiumchlorid nicht angegriffenen ge- 
sättigten Kohlenwasserstoffe (67 cc) über. Dieses Resultat steht in ziem- 
lich guter Uebereinstimmung mit der Angabe Engl er 's, dass der Vor- 
lauf seines Druckdestillats 33 Proc. ungesättigte Kohlenwasserstoffe ent- 
hält. Im Rückstand blieb ein viscOses Oel, welches durch Erhitzen mit 
wenig Kalk entwässert und von einem geringen Chlorgehalt befreit 
wurde. Bei der Rectification desselben im Vacuum ging die Haupt- 
menge unter 15 mm Druck bei 190 bis 280<) als ein sehr dickflüssiges 
Oel über. Ein kleinerer Theil, welcher eine ausserordentlich hohe Vis- 
cosität besitzt, sott bis etwa 330<^. Die Elementaranalyse zeigte, dass 
das von 190 bis 280<^ bei 15 mm siedende Schmieröl aus dem Druck- 
destillat Engler 's nahezu die gleiche Zusammensetzung (I) hatte, wie 
das früher aus Fraction 100 bis 110 des Braunkohlentheers dargestellte 
Schmieröl (II): 

L n. 

12,97 H 12,38 Proc. H 

87,25 C 87,50 „ C 

Es ist zu erwähnen , dass nach den Analysen von E n g 1 e r und 
Jezioranski(S. 22) die über 200® siedenden Antheile verschiedener 
Erdölsorten eine ähnliche Zusammensetzung haben. Der Oehalt des 
Vorlaufs verschiedener Theer- und Erdöldestillate an gesättigten Kohlen- 
wasserstoffen ist 

für Braunkohlentheer 61,5 Proc. 

„ Schief ertheer 62 ,, 

„ das Drackdestillat von Thran . 61 „ 

„ elsässisches Erdöl 95 „ 

„ Ohioerdöl 97 „ 

Es ergibt sich also, dass in der That das Druckdestillat Engler 's 
in seiner Zusammensetzung dem Schiefertheer nahe steht und dass es 
wie dieser durch Aluminiumchlorid in Producte verwandelt werden 
kann, welche als wesentliche Bestandtheile der Erdöle bekannt sind. 
Man kann sich daher vorstellen, dass auch die natürliche Bildung des 
Erdöls aus Fett in zwei Stadien verlief, deren erstes von Engler künst- 
lich nachgeahmt wurde, und deren zweites in analoger Weise verlief wie 
die oben beschriebene Einwirkung von Aluminiumchlorid. Man kann 
annehmen , dass diese secundäre Umwandlung in der Natur sehr lang- 
sam verlief und in der Regel nicht zu einer völligen Entfernung der 
Aetbylene führte. 

Erdöl der Insel Tscheieken im Kaspischen Meere ist nach 
K. Charitschkoff (Chem. Rev. 1896, 86) dick, bei 9<> salbenartig, 
wenig unter 0* erstarrt es. Das Wasser setzt sich nur sehr schwierig 
ab, was eine bedeutende Schwierigkeit bei der Destillation bildet. Das 
spec. Gew. betrug bei Ib^ 0,868, Flammpunkt (nach Abel-Pensky) 



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24 I* Orappe. Chemische Technologie der BreDnstoflfe. 

51,5<^. Bei der fractionirten Destillation i^iirden folgende Resultate 
erhalten : 

bei 16,5« 
Bis 200* 2,8 Proc. vom spec. Gew. 0,7712 

Von 200 bis 250» 11,9 „ „ „ „ 0,795 
„ 250 „ 270O 7,6 „ „ „ „ 0,8095 
„ 270 „ 310* 6,6 „ „ „ „ 0,8218 

Die Rückstände besassen bei gewöhnlicher Temperatur Salben- 
consistenz, ein spec. Oew. von 0,900 (bei 22,5<^) und konnten direct auf 
Yaselin verarbeitet werden. Charakteristisch für dieses Erdöl ist der 
hohe Gehalt an Paraffin , derselbe betrug 5,5 Proc, welches nach der 
Raffination etwa 3 Proc. weisses , amorphes Paraffin ergab , so dass das 
Erdöl auch bei nicht sehr niedriger Temperatur ein Sediment bildet. Es 
wurden aus der Erdölprobe zweierlei Sorten Leuchtöl erhalten; die 
erste, von 0,7945 spec. Gew. bei 15^ und einem Flammpunkt nach 
Abel-Pensky von 29^ beeass alle Eigenschaften des amerikanischen 
Leuchtöles. 

Erdöl bei Derbent hatte nach K.W. Charitschkoff (Tnidy 
russk. 1896, 1 u. 19) aus grösserer Tiefe ein geringeres spec Gew. und 
gab eine grössere Ausbeute an Leuchtöl als das aus geringerer Tiefe. — 
Das aus dortigen Bohrlöchern gewonnene Wasser hatte folgende Zu- 
sammensetzung im Liter : 

Chlornatriom . . . 
Chlormagnesium . . 
Jodmagnesium . . . 
Kohlensaures Calcium 

,, Stiontium 

„ Magnesium 



„ Eisen 

Schwefelsäure fehlte. 



25,930 g 
0,869 
0,015 
0,055 
0,127 
0,190 
0,075 



Erdöl von Grosni im Kaukasus untersuchte K. J. Tumsky 
(Am. Manuf. 58, 733). Beim Destilliren von 100 / Rohöl im gewöhn- 
lichen Destillirapparat wurden erhalten : 

Benzin 17 Proc. 

Petroleum 21 

Solaröl von 0,885 spec. Gew. . 7 

Maschinenöl von 0,893 spec. Gew. 1 1 

Beim Destilliren mit dem Glinsky 'sehen Dephlegmator : 





Proc. 


Spec. Gev 


Bis80ö 
90» bis 120« 


2,7 
5,0 


0,742 


120« „ 1500 


6,7 




150« „ 180« 


6,0 


0,7754 


1800 „ 200« 


3,11 




200« „ 250O 


8,7 


0,8344 


250« „ 300« 


13,4 


0,8734 



46,65 
(Vgl. auch Trudy russk. 1896, 80.) 



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Erdöl, Paraffinindastrie. 



25 



Erd(Sllager der Euban'schen Provinz im Kaukasus 
beschreibt H. Niedenführ (Chemzg. 1896, 69). 

RumAnischesErdöl. Fractionirte Destillationen ergaben nach 
S a 1 i g n y folgende proc. Ausbeuten : 





1» 


'S 

1 


1-^ 


% 
s 

o 
OS 




U 


4 

1 


g 
ß 

i 




RohSUspecGew. 


0,824 


0,845 


0,885 


0,912 


0,827 


0,842 


0,840 


0,846 


0,865 


DestiUations- 




















prodncte : 




















Benzine . . . 


15,00 


20,00 


4,01 


2,50 


8,50 


9,38 


10,00 


10,00 


8.50 


Lencbtöl I . . 


47,00 


50,00 40,70 


H0,00 


44,85 


52,49 


25,70 


61,28 


40,70 


LenchtolU . . 


20,00 


10,00 36,99 


57,00 


24,22 


12,57 


18,30 


20,60 


18,30 


Paraffinöle . . 


— 


3,00 


6,07 


5,20 


— 


11,40 


12,40 


2,23 


5,00 


Theer . . . . 


12,00 


5,00 


4,61 


3,70 


13,25 


2,48 


23,60 


— 


15,00 


RfieksULnde . . 


6,00 


2,00 


7,62 


1,60 


9,18 


11,10 


10,00 


5,89 


12,50 



Das Rumänische RohOl gibt also 13 bis 15 Proc. mehr Leuchtöl als 
das Amerikanische, 13 bis 17 Proc. mehr als das Qalizische und 23 Proc. 
mehr als das Kaukasische (Baku). 

Erdöl in Peru. Im nördlichen Theile Perus, zwischen dem 3. 
und 7. <^ sQdlicher Breite, sind zahlreiche Petroleumquellen vorhanden. 
Das Petroleum ist nur an der Küste in einer Entfernung von 15 bis 20 km 
vom Meere bekannt, aber es ist wahrscheinlich, dass sich. die Lager viel 
weiter ausdehnen. Das peruanische Petroleum hat eine von dem ameri- 
kanischen und russischen ganz verschiedene Zusammensetzung. Bei 
einer Destillationsprobe zeigte das zuerst übergehende Oel einen starken 
und angenehmen Geruch, der anderen bekannten Oelen fehlt. Ferner 
gaben die schweren Oele, die bei einer höheren Temperatur als 280<^ 
übergingen , keine Spuren von Paraffin und wurden selbst bei — 33^ 
nicht fest (Boletin de minas, Sept. 1895). 

Lima-Erdöl wird nach F. C. Thiele (Chemzg. 1896, 515) in 
der Nähe von Marietta und Lima im westlichen Ohio gewonnen. Das 
Hauptübel bei dem aus Lima-Oel hergestellten raffinirten Oelen besteht 
darin, dass das nach der Fractionsmethode hergestellte Oel beim Stehen 
nach kürzerer oder längerer Zeit den unangenehmen Geruch wieder an- 
nimmt, der technische Ausdruck lautet „zurückfällt^'. Wird ein solches 
Oel auf einer gewöhnlichen Lampe mit Flachbrenner und bauchigem 
Cylinder bei niedrig geschraubtem Dochte gebrannt, so setzt sich an den 
kühleren Theilen des Cylinders ein brauner Anflug an, der nach 24 Stunden 
Brennzeit den Cylinder so bedeckt, dass derselbe fast undurchsichtig ist; 
ausserdem entwickelt sich ein unangenehmer knoblauchartiger Geruch. 
Es wurde deshalb versucht, die Oeldämpfe beim Durchstreichen durch 
den die Reinigungsmasse enthaltenden Cylinder einer höheren Tempe- 



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26 I- Gruppe. Chemische Technologie der Brenostoffe. 

ratnr anszusetzen, in der Hoffnung, dass die Chemikalien hierdurch wirk- 
samer werden und allen im Oele enthaltenen Schwefel fest binden 
würden. Bei einzelnen Verfahren , namentlich denjenigen , in welchen 
Erdalkalien angewendet wurden, gelang dies auch ; das erhaltene Recti- 
ficationsproduct war aber kein Fractionspetroleum mehr, sondern Zer- 
setzungspetroleum und in Folge dessen sehr reich an aromatischen Kohlen- 
wasserstoffen. Ausserdem war die Farbe, trotz sorgfaltigst geleiteter 
Destillation, stets eine braune, so dass es unmöglich war, durch eine ein- 
fache Säurebehandlung das Destillat vOUig zu raffiniren. Es wurde ver- 
sucht, durch eine zweite Destillation das Oel zu entfärben, aber auch 
dieser Versuch missglückte. Nach Versuchen lässt sich ein solches 
dunkles Destillat entfÄrben , wenn man in dasselbe in Gegenwart von 
Kupferchlorid gasförmige Salzsäure einleitet und hierauf mit ungefähr 
7 bis 8 Proc. concentrirter Schwefelsäure behandelt ; nach gründlichem 
Waschen mit Wasser und nochmaliger Destillation erhält man einwasser- 
weisses Oel. Trotzdem ist und bleibt aber ein solches Oel Zersetzungs- 
petroleum und ist in Folge seines hohen Gehaltes an aromatischen Kohlen- 
wasserstoffen , die dasselbe zum Verharzen geneigt machen , nicht zum 
Brennen geeignet. Die völlige Entschwefelung des Lima-Oeles und die 
richtige Zubereitung der Leuchtölfraction desselben zum Brennen ist und 
bleibt noch eine offene Frage; erst streng wissenschaftliche Unter- 
suchungen können hier Aufklärung schaffen , denn Ins Blaue gemachte 
Erfindungen nützen nichts. Es ist wohl kaum bekannt, dass die 
Standard 011 Co. schon seit geraumer Zeit gewissen Pennsylvania- 
Oelsorten im rohen Zustande bis zu ^/| Lima-Oel zumischt und das Ge- 
misch auf gewöhnliche Art destillirt und raffinirt. — Thiel e's Ver- 
fahren der Schwefelbestimmung besteht darin , dass man 75 bis 
100 g Oel mit ^i\ bis */j g Natrium versetzt. Das Ganze wird zuerst 
gelinde auf einem Sandbade erhitzt und später unter stärkerem Erhitzen 
und Aufblasen eines kräftigen Luftstromes, zur raschen Fortführung der 
Oeldämpfe, unter einem Abzüge völlig verdampft. Nach dem Zufügen 
einer Spur Wasser , dann rauchender Salpetersäure , Wiederverdampfen 
und Auflösen, wird die gebildete Schwefelsäure durch Chlorbaryum 
gewichtsanalytisch bestimmt 

Die Einwirkung von Aluminiumchlorid auf Theer- 
nnd Erd öld es tillateuntersuchte F. Heusler(Z.angew. 1896,289). 
Bei Einwirkung von Aluminiinnchlorid auf die Braunkohlentheeröle 
geführt, findet unter gewissen Bedingungen eine quantitative Zerstörung 
der Thiophene statt ; aber gleichzeitig werden, und zwar ebenfalls quan- 
titativ, die ungesättigten Kohlenwasserstoffe in hochsiedende Schmieröle 
verwandelt. Man erzielt also einen Erfolg, wie er durch die übliche 
Schwefelsaurewäsche der Braunkohlentheeröle überhaupt nicht erreicht 
werden kann; denn diese entfernt stets nur einen Theil der ungesättigten 
Substanzen, welche zudem nicht oder nur zum kleinen Theil in verwerth- 
bare Producte umgewandelt werden, und ist ebensowenig im Stande, eine 
vollständige Entschwefelung der Theeröle herbeizuführen. In analoger 



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Erdöl, Paraffinindostrie. 27 

Weise verhalten sieh die Schiefertheeröle gegenüber dem Alu- 
miniumchlorid. Von Bedeutung ist, dass auch die Erdöle vermittelst 
Aluminiumchlorid entschwefelt werden können, obschon wenigstens das 
schwefelreiche Ohioerdöl seinen Schwefel nicht in Form von Thiophenen 
enthält. Schliesslich lassen sich auch gewisse Destillate des St ein- 
kohlen theers durch Behandlung mit Aluminiumchlorid in sehr ein- 
facher Weise von ihrem Gehalt an ungesättigten Verbindungen und 
Thiophenen quantitativ befreien. (Vgl. J. 1895, 21.) — Es beginnt die 
Einwirkung des Aluminiumchlorids auf die verschiedenen Theer- und 
Erdöldestillate zum Theil schon in der Kälte. Zu ihrer Durchführung 
ist es indess erforderlich, einige Zeit zum Sieden zu erhitzen. Die dabei 
eintretende Reaction ist häufig ausserordentlich heftig, wenn man die 
gesammte erforderliche Menge Aluminiumchlorid auf einmal zugesetzt 
hat. Man verfährt daher zweckmässig in der Art, dass man in das am 
RQckflusskflhler erhitzte Oel unter lebhaftem ümschütteln bezw. Rühren 
das Aluminiumchlorid in kleinen Portionen nach und nach einträgt. 
Nachdem alles Aluminiumchlorid eingetragen ist, kocht man zur Voll- 
endung der unter Salzsäure- und namentlich gegen Ende auch unter 
Seh wefel Wasserstoff entwicklung verlaufenden Reaction noch etwa eine 
halbe Stunde und lässt alsdann erkalten. Das Gelingen der Operation 
erfordert natürlich die Anwendung von frischem Aluminiumchlorid und 
den Ausschluss von Feuchtigkeit. — Die bis 180<^ siedenden indifferenten 
Bestandtheile des Braunkohlentheers bestehen im Wesentlichen aus 
Kohlenwasserstoffen der aromatischen Reihe, aus Paraffinen und Naph- 
tenen und aus Kohlenwasserstoffen der Aethylenreihe. Daneben finden 
sich Spuren vonKetonen undNitrilen, während die in bemerkenswerthen 
Mengen vorhandenen Schwefelverbindungen des Braunkohlentheers der 
Thiophenreihe angehören. Im Durchschnitt dürften die bis 1 80<^ siedenden 
Antheiie des Braunkohlentheers zu etwas über ^/| aus Kohlenwasser- 
stoffen der Aethylenreihe bestehen, während die Menge der Thiophene 
in dem untersuchten Oel nahezu 5 Proc. betrug. — Es wurden ver- 
schiedene Fractionen der unter 200<^ siedenden Braunkohlentheeröle in 
der oben beschriebenen Weise mit Aluminiumchlorid behandelt; dabei 
hat sich gezeigt, dass etwa 5 Proc. Aluminiumchlorid nöthig sind, um 
eine vollkommene Entfernung der Aethylene und Thiophene zu erzielen. 
Die Trennung der Reactionsproducte bewirkt man in der Art, dass man 
das von dem aluminiumhaltigen Harz abgegossene Oel mit Wasserdampf 
destillirt; es gehen dann die nicht angegriffenen gesättigten Kohlen- 
wasserstoffe (Benzole, Paraffine und Naphtene) über. Die Menge der 
letzteren betrug beispielsweise bei einer von 150 bis 170^ abgenommenen 
Fraction 6 1,5 Volumprocent Dieses Dampfdestillat, welches mit Colonne 
fast vollständig von 140 bis 170® überdestillirte, besass einen sehr reinen, 
deutlich aromatischen Geruch und färbte concentrirte Schwefelsäure gelb. 
— Die Menge der gesättigten Kohlenwasserstoffe in den unter 180® 
siedenden Antheilen des Schiefertheers ist ungefähr dieselbe wie diejenige 
der gleichen Substanzen im Braunkohlentheer, obschon das Mischungs- 



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28 I» Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

verhältniss der 3 Klassen der Paraffine, Naphtene und Benzolkohlen- 
wasserstoffe ein durchaus anderes ist als im Braunkohlentheer. H. iand 
die Menge der gesättigten Substanzen in der von 100 bis 110<^ siedenden 
Fraction des Schiefertheers zu rund 60 Proc. Während aber zur Erlangung 
dieses Resultats nach den bisher zur Verfügung stehenden Methoden die 
angestrengte Arbeit von Wochen erforderlich war, konnte dasselbe durch 
Behandlung des gleichen Materials mit 5 bis 6 Proc. Aluminiumchlorid 
in wenigen Stunden bestätigt werden. Es ergab sich auf diesem Wege 
der Gehalt jener Fraction an gesättigten Kohlenwasserstoffen zu 62 Proc. 
— Der Verlauf der Einwirkung von Aluminiumchlorid auf Schiefer- 
theeröle ist im üebrigen der gleiche wie beim Bitiunkohlentheer , ins- 
besondere entweicht ebenfalls gegen Ende der Beaction Schwefelwasser- 
stoff. Die ungesättigten Substanzen des Schiefertheers liefern ebenfalls 
Schmieröle von gleicher Viscosität und gleichem Siedepunkt, wie sie 
aus den entsprechenden Fractionen des Braunkohlentheers erhalten 
wurden. 

Versuche mit elsässischem Erdöl zeigten, dass man unter 
geeigneten Bedingungen mit sehr geringen Mengen von Aluminiumchlorid 
einen Erfolg erzielen kann, welchen concentrirte Schwefelsäure entweder 
nur schwierig oder garnicht zu erreichen gestattet. Zu denjenigen 
Producten, wo die concentrirte Schwefelsäure den Dienst versagt, gehört 
bekanntlich das Ohio erd öl. Durch fractionirte Destillation wurden 
die bis 150^ siedenden Benzinfractionen und die von 150 bis 280<> ab- 
genommene Leuchtölfraction gewonnen. Zunächst war es von Interesse, 
Aluminiumchlorid auf die Benzinfractionen einwirken zu lassen. Die 
Reaction erfolgte unter lebhafter Seh wefelwasserstoffent Wickelung. Der 
Umstand, dass Schmieröle oder sonstige hochmoleculare Producte bei 
dieser Gelegenheit überhaupt nicht entstehen, beweist, dass ungesättigte 
Kohlenwasserstoffe im Vorlauf des Ohioerdöls nicht enthalten sind. 
Infolge dieses ümstandes hätten die Benzinfractionen des Ohioerdöls die 
bekannten Beactionen der Thiophene (Indopheninreaction und Lauben- 
heimer'sche Reaction) geben müssen, falls die Schwefelverbindungen des 
Ohioerdöls der Thiophenreihe angehörten. Man erhitzt die Leuchtöl- 
fraction des Ohioerdöls mit soviel Aluminiumchlorid, als zur Vollendung 
des Entschwefelungsprocesses erfahrungsgemäss nöthig ist (im Kleinen 
genügen 0,8 Proc), in einem mit Rührwerk versehenen Apparat langsam 
zum beginnenden Sieden. Er erfolgt eine lebhafte Schwefelwasserstoff- 
entwicklung, daneben spaltet sich Salzsäure ab. Nachdem die Reaction 
nachgelassen hat, kocht man noch einige Zeit, lässt sodann erkalten und 
trennt das gereinigte Petroleum von dem harzigen Bodensatz. Man 
wäscht dasselbe zur Entfernung des gelösten Schwefelwasserstoffes mit 
Natronlauge und destillirt. Die Ausbeute an gereinigtem Petroleum 
beträgt 97 Proc. des angewandten rohen Leuchtöls. Da bei der Reaction 
weder Schmieröle noch Harze sich bilden, so findet bei der Rectification 
des gereinigten Brennöls ein nennenswerther Verlust nicht mehr statt. 
Das mittels Aluminiumchlorid gereinigte Ohiopetroleum gibt mit con- 



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£rdöl, Parafßaindttstrie. 29 

centrirter Schwefelsäure eine röthliche Färbung, während die im Handel 
befindlichen Petroleumsorten bei dieser Gelegenheit oft eine schmutzig 
braunrothe Farbe, sowie Harzbildung ergeben. 

Entschweflung von Mineralölen geschieht nach Vi. B. 
Price (Am. P. 522 028) durch Behandlung der Oele mit Salpetersäure, 
Salpetrigsänre, oder Stickstoifporoxyd. Destillation des so behandelten 
Oeles mit Schwefelsäure. (Vgl. J. 1895, 33.) 

Zur Entschweflung von Mineralölenist nach A.Sommer 
(Am. P. 523716) zwischen Blase und Condensator die Entschweflungs- 
kammer eingeschaltet, welche mit Eupfersulfat gefQllt ist. Am prak- 
tischsten ist ein liegender Cylinder, durch den eine wagrechte mit zahl- 
reichen Schaufeln versehene Rührwelle führt ; man füllt den Cylinder 
nur theil weise mit Kupfersulfat ; während der Destillation wird dasselbe 
ununterbrochen aufgerührt. In der Blase befindet sich das Oel entweder 
allein oder mit etwas Sulfat. Bei Inbetriebsetzung heizt man erst die 
Entschweflungskammer an, füllt mit Sulfat, und soll man unter gleich- 
zeitiger Aussenfeuerung einen Strom heisser Luft so lange durch den 
Apparat treiben, bis keine Dämpfe mehr entweichen. Wenn die Tem- 
peratur 130^ erreicht hat, heizt man die Blase an unter gleichzeitiger 
Steigerung der Hitze in der Entschweflungskammer, wo sich sonst Dämpfe 
condensiren würden. 

SchwefeWerbindungen in Ohio-Erdöl. Nach Ch. F. 
Mabery und A. W. Smith (Am. Chem. 16, 83) halten gegen Käst 
und Lagai ihre Ansicht aufrecht, das der Schwefelgehalt iuf Alkyl- 
Sulfide zurückzuführen sei. 

Rohes kanadisches Erdöl zeigte nach Ch. F. Mabery 
(das. S. 89) bei 20<> das spec. Gew. 0,86, gab 0,98 Proc. Schwefel (nach 
Gari us) und lieferte bei 250 mm Druck unterhalb 150<> etwa 11 Proc., 
zwischen 150» und 300« 24 Proc. und über 300» 65 Proc. Das aus 
schwefelsaurer Lösung durch Zusatz von Wasser ausfallende Oel zeigte 
nach dem Waschen mit Sodalösung und Wasser diso«» 0,86 und enthielt 
9,94 Proc. Schwefel (nach Carius). Das beim Behandeln desselben 
mit Wasserdampf gewonnene Destillat bildet ein Oel mit einem Schwefel- 
gehalt von 5,46 Proa ; der Destillationsrückstand hat di5o «- 0,97 und 
enthält 10,41 Proc. Schwefel. Ersteres destillirt unterhalb 200<^ ohne 
merkliche Zersetzung über, sein spec. Oew. bei 20<^ beträgt 0,82. Der 
niedrig siedende Theil des bei der Destillation mit Wasserdampf erhalteneu 
Rückstandes wurde der fractionirten Destillation unterworfen. Alle 
Fractionen gaben mit Quecksilberchlorid krystallinische oder klebrige 
Niederschläge. Das mit Wasserdampf übergehende Oel wurde unter 
vermindertem Druck destillirt. Die verschiedenen Fractionen absorbirten 
b^erigBrom, ohne einen öligen Rückstand zu hinterlassen, wodurch die 
Abwesenheit eines gesättigten Kohlenwasserstoffs erwiesen ist Das Oel 
wurde in 7 Fractionen von 32 bis 110^ bei 150 mm Druck zerlegt, deren 
Schwefelgehalt von 0,43 Proc. auf 13,93 Proc. stieg'. Durch die Eigen- 
schaft, sich mit Brom und Bromwasserstoff zu vereinigen, werden diese 



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30 !• Gruppe. Chemisohe Technologie der BreuDStoffe. 

Oele als ungesättigte Kohlenwasserstoffe gekennzeichnet (Vgl. Ber. 
deutsch. 1896, 788.) 

Erdöldestillation. NachCh. F. Mabery undJ.H. Byerley 
(Am. Chem. 1896, 141) wird das Leuchtöl abdestillirt, dann wird bei 
240 bis 340<^ weiter destillirt unter fortdauerndem Durchpressen von 
Luft durch das Oel. Während sonst minderwerthiger Koks zurQckbleibt, 
erhält man in Folge der oxydirenden Wirkung der Luft Asphalt als 
Rückstand, welcher zur Herstellung 7on Dachpappe, Strassenpflaster 
u. dgL verwendet wird. 

Zur Erhöhung der Leuchtkraft von Erd öl willN. Baron 
(D. R. P. Nr. 86 689) dasselbe mit Paraffin und Walrath versetzen; 
ersteres soll die Brenndauer des Erdöles verkürzen, letzteres dieselbe 
wieder verlängern. Angeblich wird am besten auf 2 Th. reinstes, hartes, 
weisses Paraffin 1 Th. fester und harter Walrath benutzt Von der zer- 
kleinerten oder geschmolzenen Mischung genügen 0,3 g für eine Lampe 
von 500 cc Fassung. Die Wirkung hält alsdann 4 Tage an, während 
welcher Zeit also stets reines Petroleum aufgegossen werden kann. 

Petrolsäuren. Aus den Abfalllaugen einer Erdölraffinerie ge- 
wonnene Säuren bestanden nach Fuchs und Schiff (Chemztg. 1895, 
1469) wesentlich aus ^/| Nononaphtencarbonsäure und ^i Actonaphten- 
carbonsäure. 500 g Säure wurden mit 800 g reinem absoluten Aethyl- 
alkohol versetzt und in die Mischung unter Umrühren 500 g concentrirte 
Schwefelsäure zugetropft; nach dem Erkalten wurdedieobenschwimmende, 
bräunlich gefärbte Schicht im Scheidetrichter getrennt, mit verdünnter 
Sodalösung gewaschen, mit Aether aufgenommen, mit Chlorcaloium ge- 
trocknet und der Aether abdestillirt. Der zurückbleibende Ester besitzt 
einen sehr angenehmen Oeruch, welcher deutlich an das Aroma der 
Fruchtbonbons erinnert. VerdQnnt riechen die Dämpfe jedoch sehr un- 
angenehm, dann schnupftabakähnlich. 

Paraffingehalt der Leuchterdöle ist nach R. Kissling 
(Chemztg. 1895, Sonderabdr.) wichtig, nicht weil sie einen Schluss auf 
die BrennfÄhigkeit und Leuchtkraft zu ziehen erlauben, sondern weil die 
Paraffinausscheidung zu schweren ünzutraglichkeiten Veranlassung geben 
kann. Lagert z.B. ein paraffinreiches Mineralöl bei niederer Temperatur, 
so liegt die Qefahr nahe, dass man beim Entleeren der Lagergefässe die 
Barrel- oder Tankwände mit einem Paraffinbrei überzogen findet, was 
um so unangenehmer werden kann, als sich das ausgeschiedene Paraffin 
verhältnissmässig schwierig wieder im Mineralöl auflöst. Wird ein 
paraffinreiches Leuchterdöl bei niederer Temperatur auf der Lampe ge- 
brannt, so ist, wenn es zur Ausscheidung von Paraffin im Oelbehälter 
kommt, die Unzuträglichkeit noch grösser, denn der Aufstieg des Oeles 
im Docht wird dann natürlich ganz wesentlich beschränkt 

Entflammungspunkt vom Erdöl. CA. Lobry deBruyn 
(Chemztg. 1896, 251) tritt sehr lebhaft ein für Erhöhung des Ent- 
flammungspunktes; erschliesst: 1. Die Zahl der Unfälle, durch Petroleum 
veranlasst, fordert dringend Eingreifen seitens der Staaten. — 2. Die 



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Erdöl, Paraffiüindufitrie. 3 1 

Gefahr, welche Petroleum bereiten kann, -wird so gut wie vollständig auf- 
gehoben durch Erhöhung des gesetzlichen Flammpunktes auf mindestens 
4tO^ Abeltest. — 3. Die Einführung der bestehenden gesetzlichen Flamm- 
punkte in den meisten Ländern Europas muss jetzt als ein Irrthum be- 
trachtet werden. Sie haben die Consumenten nicht genügend geschützt^ 
im Qegentheil die Macht des Standard Oil Trust vergrössert und sind 
dadurch dem Entstehen eines Weltmonopols förderlich gewesen. — 4. Die 
Vertheidiger eines „Sicherheits-Lampengesetzes^' kehren die Flamm- 
punktsfrage um und argumentiren, als ob sie laute: gegeben ein gewisses 
(gefahrbringendes) Oel ; gefragt die dazu passenden Lampen und £och- 
apparate. — 5. Eine Flammpunktserhöhung ist einem „Lampengesetz*^ 
deshalb vorzuziehen, a) weil sie viel schneller eingeführt werden kann 
unter Beibehaltung der bestehenden Lampen und Kochapparate, b) weil 
sie viel leichter ausführbar ist; ein Lampengesetz ist entweder nicht 
allgemein durchführbar oder ungenügend, c) weil sie viel mehr definitiv 
ist, da nicht alle Sicherheitslampen sicher sind und sicher bleiben, d)weil 
die Gefahr beim Aufbewahren u. s. w. des Oels viel kleiner wird, e) weil 
ee ganz unnöthig ist, die Fabrikanten durch solch ein Gesetz zu protegiren. 
— 6. Der Capitalverlust, welchen Europa durch die vielen Petroleum- 
feuer erleidet und welche grösstentheils von den im Petroleum anwesenden 
5 bis 8Proc.Naphta herrühren, übertrifft gewiss bedeutend die Gewinne^ 
welche die Fabrikanten aus diesen 5 bis 8 Proc. erzielen. — 7. Dieser 
jährliche Capitalverlust ist höchstwahrscheinlich ebenfalls bedeutend 
grösser als derjenige, welcher von dem Preisunterschiede zwischen Oel 
von 40^ und von 22 bis 24<^ herrühren wird. Jedenfalls kommt dieser 
Preisunterschied nicht in Betracht, wenn man ihn mit den Preis- 
erhöhungen vergleicht, welche fortwährend willkürlich stattfinden. — 
8. Ein internationales Eingreifen in dieser Frage und eine internationale 
Fixirung des Entflammungspunktes auf ein Minimum von 40<^ Abeltest 
ist in hohem Grade erwünscht. (Vgl. Dingl. 240, 170.) 

Testpunkt des Erdöles. S. Aisinman(Chemztg. 1896,396) 
empfiehlt ebenfalls höheren Entflammungspunkt. Der in den meisten 
europäischen Staaten gesetzlich zugestandene Minimaltest beträgt 21 bia 
23^ (Abeltest). Dieses Minimum ist entschieden zu niedrig gegrifl'en 
worden. Die zahlreichen Opfer an Menschenleben und Nationalvermögen 
können nur dann beträchtlich vermindert werden, wenn der Entzündungs- 
punkt des Petroleums mindestens bei 35 bis 40^ liegen wird. Die zu- 
folge dieser Bestimmung eintretende Verminderung der Petroleumaus- 
beute von 5 bis 6 Proc. kann durch Redestillation verringert werden, oo 
dass der Ausfall für den Fabrikanten nicht sehr empfindlich wird. Als 
Apparat zur Bestimmung des Testpunktes empfiehlt sich am meisten der 
sehr verbreitete Abel' sehe Testprober, welcher vor den offenen Appa- 
raten den Vorzug hat, dass schon ein geringer Zusatz von Benzin sich 
bemerkbar macht, weil die leichteren Bestandtheile nicht entweichen 
können. — Er schliesst: 1. Die in Ungarn vorhandenen gesetzlichen Be- 
stimmungen über den Testpunkt von Petroleum sind sehr mangelhaft. — 



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32 I- Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

2. Die Verwendung eines Petroleams mit einem Test von 21^ ist mit 
grossen Gefahren verbunden, das sog. entzündliche Petroleum ist ausser- 
ordentlich gefährlich und kostet dem Staate jährlich unzählige Opfer an 
Menschenleben, sowie einen bedeutenden Theil des Nationalvermögens. — 

3. Das neue in Aussicht gestellte Gesetz über die steuerfreie Verwendung 
von Benzin unter 0,770 für industrielle und motorische Zwecke involvirt 
die Möglichkeit eines günstigen Absatzes für Benzin, sowie des gesetz- 
lichen Verbotes, „entzündliches Petroleum*' zu verkaufen. — 4. Der 
Testpunkt von Petroleum ist gesetzlich zu regeln, und darf das zuge- 
standene Minimum nicht unter 35 bis 40^ sein. — 5. Der proponirte 
Testpunkt ist als Abeltest gedacht. Es empfiehlt sich, den A b e T sehen 
Petroleum prober gesetzlich zu acceptiren. — 6. Gleichzeitig mit der 
gesetzlichen Kegulirung des Testpunktes von Petroleum ist auch eine 
gesetzliche Regulining der Controlle innerhalb und ausserhalb der 
Eaffinerien durchzuführen. 

Entflammungspunkt vom Erdöl zu erhöhen hält G. J. W. 
Bremer (Z. angew. 1896, 495) nicht für erforderlich. 

Entflammungspunkt des Erdöles. H. Käst undF.Rose 
(Dingl. 300, Sonderabdr.) untersuchten mit einem gewöhnlichen Kosmos- 
Rundbrenner von 14 Linien die Temperaturerhöhung des Erdöles in der 
Lampe und die Gasentwicklung. Die wichtigsten Ergebnisse enthält 
folgende Tabelle: siehe S. 33. 

Es ist bemerkenswerth, dass sich an brennbaren Bestandtheilen ia 
dem Gasgemische überhaupt nur ungesättigte Kohlenwasserstoffe vor- 
finden, gleichgültig, ob man ein niedrig oder hoch entflammendes Erdöl 
verbrennt. Man muss deshalb annehmen, dass bei der Destillation des 
Erdöles alle gesättigten Kohlenwasserstoffe, welche bei der Temperatur 
der Lampen gasförmige Producte liefern könnten, ausgetrieben worden 
sind. Auch fallt der geringe Gehalt an Kohlenwasserstoffen in dem Gas- 
gemische auf, welcher bei den verwendeten amerikanischen Oelen ge- 
wöhnlich innerhalb der engen Grenzen 1,4 bis 1,8 VoL-Proc. schwankt 
— Versuche mit grösseren Lampen ergaben : 

Lamnen- ^*^i"™*^" Zimmer- 
Bezeichnung des Brenners ^^^ " temperatur tempe- 



Prometheus, 15 Linien . 
Doppelblitz, 30 Linien . 
Prometheus, 20 Linien . 
Adlerbrenner, 20 Linien . 
Central Vulkan, 16 Linien 
Sonnen bvenner, 15 Linien 
Hink's Patentflachbrenner 



des Oeles ratur 

kleines 40,0« 21,0« 

38,5 21,0 

40,0 21,0 

40,0 21,0 

42,5 21,0 

32,0 21,0 

34,0 21,0 



Gespeist wurden diese Brenner mit einem amerikanischen Oel von 26,5* 
Entflammongspunkt V- 



1) Es wurde auch Lichtstärke und Oelverbrauch dieser Brennerconstructio- 
nen enuittelt : 



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Erdöl, Paraffinindustiie. 



33 



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Vol.-Proc. 


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Höchste Tem- 
peratur des 


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misches 




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beim Ausünden 

der Lampe im 


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1 

II 

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1 


•3 



Bezeichnung des Brenners 

Prometheus, 15 Linien . . 
Prometheus, 20 Linien . < 
Doppelblitz, 30 Linien . . 
Adlerbrenner, 20 Dnien . 
Central Vulkan, 16 linien 
Sonnenbrenner, 15 linien 
Hink's Patentflachbrenner 
Jahresber. d. ehem. Technologie. XLII. 



Mittlere 
Lichtstärke 
29,0 H-.L. 
34,0 
77,0 
35,0 
18,0 
24,3 
29,0 



Oelverbrauch 
für H.-L.-Stunde 

2,15 g 

2,10 

2,18 

2,17 

3,81 

2,29 

2,65 

3 



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34 I« Gruppe. Chemisohe Technologie der Brennstoffe. 

Versuche über die Temperatur, bei welcher sich brennbare Gas- 
gemische im Oelbeh&lter erzeugen, ergaben, dass bei amerikanischem 
Oel von 24<^ Entflammungspunkt ein brennbares Gasgemisch im Oel- 
behälter sich bildete, wenn das Oel in seiner obersten Schicht eine 
Temperatur von 30 bis 35<^ angenommen hatte^ bei einem Kohlenwasser- 
stoffgehalt des Gasgemisches von 1,6 Vol.-Proc., dass aber durch den 
Inductionsfunken starke Explosion hervorgerufen wurde, wenn das Oel 
die Temperatur 35 bis 40® erreichte und das Gasgemisch 2,2 VoL-Proc. 
Kohlenwasserstoffe enthielt. Beim amerikanischen Oel mit Flammpunkt 
26,5^ erwies sich das Gasgemisch brennbar bei einem Kohlenwasserstoff- 
gehalt von 1,5 VoL-Proc. und bei einer Temperatur des Oeles von 35 
bis 40<^ , starke Explosion trat ein bei 45 bis 50<^ Oeltemperatur und 
2 Proc. Kohlenwasserstoffen im Gasgemisch. Das Nobel-Erdöl ergab 
ein schwach entflammbares Gemisch mit 1,5 Proc. Kohlenwasserstoff- 
gehalt ebenfalls bei einer Oeltemperatur von 35 bis 40®, ein sehr heftig^ 
explodirendes Gemisch mit 2,2 Proc. Kohlenwasserstoffen bei einer Oel- 
temperatur von 50 bis 55^. — Es wird empfohlen, den Entflammungs- 
punkt des Erdöles auf 40<> zu erhöhen. 

Feuergefährlichkeit des ErdölesbesprichtR-Zaloziecki 
(Chemztg. 1896, 837). Bei Anwendung von Metallbehftltem kann bei 
Ausschluss von besonders stark erwärmenden und deshalb aus dem Ge- 
brauche auszustossenden Lampen die Miximaldifferenz der Od- und 
Lufttemperatur 12,5® betragen, was bei Annahme von 25^ Zimmer- 
temperatur einer Erwärmung des Oeles auf 37,5<> gleichkommt Berück- 
sichtigt man das Sicherheitsspatium , welches, wie früher angedeutet, 
nicht mehr als 2 bis 3^ betragen soll, so muss man zu der Annahme 
gelangen: dass die untere Grenze der Entflammungstemperatur nicht 
auf weniger als 35^ (37,5 bis 2,5) Abeltest festgesetzt werden darf. 
Da nun die Verwendung von Erdöllampen auch in Räumen mit einer 
Temperatur bis zu 40<^ im Gebrauche ist, so wird in diesen Fällen erst 
ein Oel mit 50<> Abeltest zu verwenden sein. Nach seiner Meinung 
sollten daher die betreffenden gesetzlichen Bestimmungen nachstehenden 
Inhalt haben: a) Erdöle, welche eine Entflammungstemperatur unter 35<^ 
Abel-test haben, müssen für den Gebrauch als gefährlich bezeichnet 
werden. Dieselben sollten mit der Aufschrift „feuergefährlich" versehen 
und den besonderen Bestimmungen, wie sie für feuergefährliche 
Materialien bindend sind, unterworfen werden. — b) Kerosin mit der 
Entflammungstemperatur über 35^^ kann für den gewöhnlichen Gebrauch 
als gefahrlos angesprochen werden und wird mit der Bezeichnung „normal" 
etiquettirt. — c) Zur Beleuchtung von öffentlichen Anstalten, Kasernen, 
Theatern, Bädern, wo eine Innentemperatur über 35^ vorauszusetzen ist, 
darf nur ein Leuchtmaterial in Verwendung kommen, welches erst bei 
50^ Abeltest entflammt, und wird solch Material mit „gefahrlos" be- 
zeichnet — Hierzu bemerkt er noch: 1. Dass die Erwärmung des Oeles 
in Lampen ausser von der Lufttemperatur, vom Behältermaterial, von 
der Brenndauer und von der Brennconstruction noch von der Qualität 



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Erdöl, Paiaffinindustrie. 35 

des Oeles, d. h. von seiner chemischen Zusammensetzung abhängt, und 
zwar ist diese Abhängigkeit bedeutend. Leichtere Oele erwärmen sich 
unter denselben Bedingungen weniger als schwerere Oele, die Temperatur 
steigt beim Brennen amerikanischen Oeles z. B. nicht so hoch wie beim 
Brennen des russischen. Es ist das einerseits der grösseren Wärme« 
entwickelung des russischen Oeles zuzuschreiben, andererseits der ge- 
drängteren Brennerconstruotion bei Anwendung des letzteren Oeles. — 
2. Die Unterschiede zwischen der Entflammungs- und Entzündungs- 
temperatur hängen von der Höhe des Entflammungspunktes ab in der 
Weise, dass je höher der Entflammungspunkt, desto geringer die Differenz, 
bestimmt selbstverständlich nach den Angaben eines geschlossenen Naphto- 
meters (z.B. des Abel-Pensky'schen Apparates); dies erklärt uns 
die differirenden Angaben der einzelnen Forscher, schliesst jedoch eine 
allgemeine zahlenmässige Berechnung zwischen dem Abeltest und der 
Entzflndlichkeit des Petroleums in Lampen, aus. — 3. Nachdem nach- 
gewieeenermaassen die Unfälle, welche durch Petroleum verursacht 
werden, nur zum geringsten Theile von Lampenezplosionen verursacht 
werden, hat für die Frage der Feuergefährlichkeit des Petroleums nicht 
die Entflammungs-, sondern die Entzündungstemperatur Bedeutung, und 
meiner Ansicht nach soll letztere auf gesetzgeberischem Wege geregelt 
werden. Man hat der Entflammungstemperatur aber in der falschen 
Voraussetzung, dass Lampenexplosionen die Veranlassung der Petroleum- 
brande seien, eine ihr nicht zukommende Bedeutung beigelegt, und das 
Irrige der Voraussetzung muss auch in der Folgenmg corrigirt werden. 
— 4. Die Höhe der Entzündungstemperatur muss sich auf Versuche 
stützen, weiche die Erwärmung des Petroleums in Lampen unter ver- 
schiedenen Bedingungen zum Gegenstände haben. — Will man dieselbe 
auf die bis jetzt bekannten Daten verlegen, so berechnet sich die Ent- 
zfindungstemperatur (und nicht die Entflammungstemperatur) nach den 
Versuchen von V. Meyer mit der Maximalerwärmung von 31<> auf 
diesen Orad plus einem SicherheitscoSfficienten, der, wenn man 3<^ wählt, 
auf 34®, und wenn 4<^ genommen wird, sich auf 35<> Endzündungs- 
temperatur stellt. Oeht man von den Grundlagen aus, welche die 
deutsche Staatscommission als Richtschnur genommen hat, dass die Tem- 
peratursteigerung in brennenden Lampen bei 19 bis 20® Lufttemperatur 
5® beträgt, so berechnet sich die Entzündungstemperatur auf 28 bis 29®. 
Legt man jedoch die Dolinin-Alibegov'schen Versuche zu Grunde 
und wählt man den ungünstigsten Moment der Temperatursteigerung 1 2,5®, 
60 wird bei einer Lufttemperatur von 20® die Forderung für die Ent- 
zQndungstemperatur erhöht bis 35,5 bis 36,5®. Hierbei ist die Be- 
stimmung der Entzündungstemperatur in einem geschlossenen Prober 
voransgesetzt, sei es der Abel' sehe Apparat oder ein anderer, welcher 
auf die thatsächlichen Vorgänge der Lampenverbrennung* noch mehr 
Rücksicht nimmt — Daraus erhellt, dass die Bestimmungen über die 
Feuergefährlichkeit des Petroleums einer Revision bedürftig sind in dem 
Sinne, dass man nicht auf dessen Entflammbarkeit, sondern auf die Ent- 

3* 



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36 I* Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

zündlichkeit das Hauptaugenmerk verlegt Es ist dies umsomehr geboten, 
als diese sogen. Petroleumsfrage nicht nur eine gemeinnützige, sondern 
auch volkswirthschaftliche Seite hat, welche bei einer einseitigen Ver- 
fechtung des Oegenstandes Schaden leiden kann. Diese zwei wider- 
strebenden Interessen müssen eben ausgeglichen werden auf einer Grund- 
lage, welche einerseits das Gemeinwohl schützt, andererseits materielle 
Interessen der breitesten Volksschichten nicht schädigt, mit anderen 
Worten, das grosse Publicum muss die Gewähr nicht einer absoluten 
(denn diese ist unmöglich), aber einer relativen Sicherheit der Handels- 
waare haben, und andererseits darf der Preis nicht die Kosten einer zu 
weit gespannten, den thatsächlichen Bedingungen nicht entsprechenden 
Forderung bezüglich der Sicherheit tragen. Dies wird auch erreicht, 
wenn man emsiger, als bis jetzt, sich mit den Ursachen der Unglücksfälle 
mit brennenden Lampen beschäftigt und im Zusammenhange damit der 
Lampenoonstruction mehr Aufmerksamkeit schenkt, als bis jetzt Die 
Forderung nach Sicherheitslampen, wie solche besonders in England auf 
Anregung von Chandler und R e d w o o d erhoben wurde, kann nicht 
80 leicht abgefertigt werden, wie LobrydeBruynes thut, denn es 
ist meistentheils die Lampe und die schlechte oder unvorsichtige Behand- 
lung, welche die unmittelbare Veranlassung der Katastrophe ist Man 
achte darauf, 1. dass die Lampe explosionssicher construirt ist, und das 
ist leicht zu erreichen, wenn das Dochtrohr biz auf den Boden des Be- 
hälters geführt wird, 2. dass sie aus einem unzerbrechlichen Materiale 
gefertigt ist, 3. dass sie stabil aufgestellt werden kann, und 4. dass sie 
mit selbstthätigen Auslöschvorrichtungen versehen wird, und man wird 
ünden, dass Unfälle selbst mit einem nach den jetzigen Begriffen ent- 
zündlichen Petroleum bei Weitem seltener werden. — Es wurde bereits 
darauf hingewiesen, dass die allgemeine Erhöhung des Entflammungs- 
punktes des Petroleums von 21 auf ^0^ von einer bedeutenden Preis- 
steigenmg begleitet sein wird, da mit Verlusten an minderwerthigen 
Destillaten die eigentliche Herzfraction des Erdöles herausgeschält werden 
muss, um ein den höher gestellten Anforderungen (Entflammungspunkt 
40<^) genügendes Petroleum darzustellen. Dass derselbe Zweck mittels 
Herausfractionirung der Naphta in Colonnenapparaten zu erreichen ist, 
ist möglich, üblich ist er in der Praxis nicht; es scheint, dass ohne 
Aenderungen der Fractionen bei der Destillation des Rohöles ein in dieser 
Art behandeltes Petroleum, was Erhöhung des Flammpunktes anbelangt, 
wohl den gestellten Anforderungen entsprechen wird, aber in der Qualität 
unbedingt zurückstehen muss, denn es sind nicht die 5 bis 7 Proc. Naphta, 
welche an und für sich das Oel schlechter machen, sondern die im 
Handelspetroleum enthaltenen Schweröle, welche durch diesen Wegfall 
zur Aeusserung gelangen. Man muss sich vorstellen, dass ausser der 
Herzfraction* eines Petroleums darin vorhandene Leichtöle die gleichfalls 
vorhandenen Schweröle normal brennbar machen, und dass etwa 1 Th. 
Leichtöl etwa 2 Th. Schweröl leicht verbrennlich macht, vorausgesetzt, 
dass Leichtöl und Schweröl der eigentlichen Herzfraction nahe stehen. 



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Erdöl, Paraffinindastrie. 37 

Es kann daher bei einem hochteetigen (40<^) aus einem niedertestigen 
(21*) Oele das erstere nur mit einem Verluste von 15 bis 20 Proc. 
gezogen werden. 

Entflammungspunkt vom ErdOl. R Ei88ling(Chemzg. 
1896, 358) meint, dass gar nicht daran zu denken sei, den Abel-test des 
gewöhnlichen amerikanischen Handelspetroleums auf 37,5<^ oder gar 40®, 
ohne dass eine erhebliche Preissteigerung desselben eintritt, zu erhöhen. 
Femer behauptet er, dass ein gewöhnliches Leuchterdöl (Standard Oil 
Nr. 1), dessen Abeltest man durch Abdestilliren von 6 bis 8 Proc. der 
leichtesten Bestandtheile auf 40* erhöht, beim Brennen auf den gewöhn- 
lichen Lampen nicht mehr den berechtigten Anforderungen des Publi- 
kums Genüge leistet — Ferner (das. S. 359) wird vom Standpunkte des 
Technikers die Frage beleuchtet, ob es praktisch möglich ist, einen den 
Anforderungen des Verfassers genügendes Leuchtöl, ohne besondere 
Preiserhöhung herzustellen, und was die Folgen sein würden, falls die 
europaischen Culturstaaten 40® Abeltest als Minimalgrenze für den 
Entflammungspunkt des Brennpetroleums einführen würden. Die Her- 
stellung eines Brennpetroleums mit hohem Flammpunkt bietet technisch 
keine Schwierigkeit, aber auf dem Wege der RQckverwandlung, d. h. 
nachheriger Abtreibung der leichtflüchtigsten Bestandtheile, dürfte dies 
wohl kaum gelingen, an Abtreiben derselben mittels Colonnenapparaten 
denkt wohl Niemand ernstlich, noch weniger an Filtration über Knochen- 
kohle oder sonstigen Filtrationsmitteln. Petroleumdämpfe besitzen eine 
sehr geringe Utente Wärme, oder wie die Praktiker sagen, keine Steigkraft, 
man müsste daher, um Oeldämpfe im Colonnenapparate zerlegen zu 
können, das siedende Oel sehr stark erhitzen, was eine Dissociation zur 
Folge haben würde, d. h. es würde gleichzeitig ein Cracking-Process 
einherlaufen, der aus dem siedenden Oele leichte Kohlenwasserstoffe und 
Oase abspaltet. Es ist etwas ganz anderes, einen solchen Versuch einige 
Zeit im Laboratorium durchzufahren, als wie in der Praxis das Oel 
Stunden, ja Tage lang in grossen Kesseln zu erhitzen. Die Löslichkeit 
der Dämpfe schwer siedender Kohlenwasserstoffe in den Dämpfen der 
leichtflüchtigen bildet die Schwierigkeit bei der Rectification und die 
Hartnäckigkeit, mit der wiederum Oase und leichtflüchtige Kohlenwasser- 
stoffe von den fertigen Destillaten zurückgehalten werden, hat den 
Rafflneuren schon manches Kopfzerbrechen gemacht Man hilft sich mit 
Dephlegmatoren, die während des Abtriebes der Naphta die mit über- 
gerissenen, höher siedenden Oele zurückhalten, bei Beginn der Leuchtöl- 
Destillation ausgeschaltet werden. Trotzdem gelingt es, wenn das 
Destillat einmal fertig ist, auch bei Anwendung von erwärmter Luft, 
Dampf, der Zerstäubung des Destillats mittels des Spray-Apparates den 
Testpunkt höchstens um einige Orade emporzudrücken. Der Kernpunkt 
hegt in der Führung der Destillation und der richtigen Scheidung der 
einzelnen Fractionen. Es möge ein Rohöl aus dem Limadistrict dem 
Raffineur zu Oebote stehen und habe folgende Ergebnisse bei der Ver- 
arbeitung geliefert: 



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38 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Das Rohöl besass eine Dichte von 40«» Be. — 0,830. 

Das Destillat zeigte zu Beginn der Destillation . . 72^ Be. 



Nachdem die Isten 5 Vol.-Proc. übergegangen, zeigte 



„ 2„ 


5 


11 3 „ 


5 


11 4 „ 


5 


11 5 11 


5 


11 6 11 


5 


. 7„ 


5 


11 8 „ 


5 


1^ ö „ 


5 


11 10 ,, 


5 


11 11 11 


5 


11 12 1, 


5 


V 13 „ 


5 



das 




die ganze 


Destillat 




Fraction 


oBe. 




•Be. 


. 68 




70 


. 63 




65V, 


. 60 




62 


fe/^^ 




58 


o 52 




B 54 


S\49V. 


^ 


-gfeSl 
fe&48 
1245 


1/^ 


S3 

p 


l\42. 




^ 43 


'g]40 
-1139 




41 




39Vt 


§|38 




38Vt 


w \36 




37 



Soll nun das gewöhnliche Brennpetroleum erhalten werden, so 
verwenden wir sämmtliche Fractionen von Fraction 4 bis 13 ; u.U. kann 
auch noch ein Theil von Fraction 3, etwa die Hälfte derselben, hinzu- 
genommen werden. Wir gewinnen dann etwa 50 Proc. Leuchtöl, dessen 
Farbe nach der Raffination dem Standard white entspricht. Es zeigt 
eine Dichte von 44 bis 45® B6., also etwa bis 0,810, einen Flammpunkt 
von 20 bis 23® Abeltest, brennt mit guter Lichtentwickelung auf unseren 
gewöhnlichen Lampen und entspricht der üblichen Handelswaare. — 
Soll aber wasserweisses Brennöl mit einem bei etwa 40® liegenden 
Flammpunkt hergestellt werden, so muss Fraction 4 gänzlich fortgelassen 
werden, u. ü. noch ein Theil der 5., und darf auch das Destillat bis 
höchstens zur 9. Fraction vereinigt werden. Die Ausbeute beträgt dann 
etwa nur 22 bis 25 Proc. Leuchtöl, welches eine Dichte zwischen 48 
und 49® B6. =» 0,790 zeigen wird und den Anforderungen, welche an 
ein hochfeines Sicherheitsöl gestellt werden, entspricht. Dieser Theil, 
Fraction 5 bis 9, sind das, was der Amerikaner the heart of the oil nennt. 
Der höhere Preis für dieses Oel dürfte also doch nicht so ganz ungerecht- 
fertigt sein, wie A. C. LobrydeBruyn annimmt. Wenn auch die 
hier weniger verwendeten Fractionen dem gewöhnlichen Brennöl zuge- 
setzt werden, so erniedrigen sie doch den Werth des Productes erheblich, 
da dann andere verbilligende Zusätze, wie Cracking Oil oder Destillate 
aus russischem Oel, unmöglich sind, weil die Quantität der Schweröle 
eine gewisse Grenze nicht überschreiten darf, damit das Oel auf unseren 
Lampen noch mit Vortheil gebrannt werden kann. — Würden die euro- 
päischen Staaten den hohen Abeltest einführen, also etwa 40®, so würde 
eich die Ausbeute nicht nur um die 7 bis 8 Proc. Oel aus Fraction 3 
und 4 verringern, sondern auch um mindestens 10 Proc. schwererer 
Oele aus Fraction 12 und 13; die Ausbeute dürfte dann um etwa 
15 Proc. sicher verringert sein. Allerdings könnten aus den leicht 
siedenden Oelen von 62 bis 54® B6. bei Anw^endung von Ck)lonnen- 



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Erdöl, Paraffinindustrie. 39 

apparaten, die hier zulAssig sind, noch ein Theil BrennOl herausdestillirt 
werden, um dem ZukunftsbrennOl zugefügt zu werden. Dass aber solche 
additionellen Procedoren den Preisstand nicht erhöhen sollten, ist wohl 
kaum anzunehmen. Das Bedenklichste an dem ganzen Vorschlage ist, 
dass der Schwerpunkt des Petroleumhandels dann noch mehr zuOimsten 
der Amerikaner verschoben wird. Aus amerikanischem Rohöl lässt sich 
immerhin noch ein schwer entflammbares, leicht verbrennliches Oel 
erzielen, nicht aber aus russischem Oel; die Ausbeute aus letzterem 
würde noch geringer als jetzt und das Oel auf unseren Lampen so gut 
wie unverbrennlich sein. Die Destillationsproducte des amerikanischen 
Oeles besitzen, mit Ausnahme eines auf Sumatra vorkommenden Oeles, 
von allen bekannten Erdölen die geringste Dichte bei hohem Siedepunkt; 
es ist daher vorläufig keine Hoffnung auf Ersatz desselben oder Auf- 
tauchen eines neuen Concurrenten. Nur das galizische Oel kommt noch 
in Frage. Der Bedarf der österreichisch-ungarischen Monarchie soll 
bereits gedeckt werden können. Von Bedeutung könnten vielleicht die 
indischen Fundstätten in Assam werden. In Peru werden schon seit 
30 Jahren Bohrungen angestellt, trotzdem ist von einem grösseren 
pecuniären Erfolg noch nichts bekannt geworden. Oeringe Betriebe 
werden aus Venezuela, Brasilien und Argentinien gemeldet ; das letztere 
Vorkommen soll nicht unbedeutend sein. Nachrichten über Petroleum- 
fande am Congo und auf der Insel Sao Thom6 sind nicht ermuthigend 
genug zu weiteren Nachforschungen. So dürfte für die nächste Zukunft 
ausser von Oalizien aus, auf keinen Ersatz für amerikanisches Oel gehofft 
werden, und es würde sicherlich eine bedeutende Preiserhöhung des 
Brennpetroleums stattfinden, falls der Continent Europas das Oel mit 
einem Flammpunkt von 40® Abeltest verlangt ; es sind nicht allein die 
15 Proc. Minderausbeute, sondern noch der Preisausfall, der durch die 
ziemliche Werthlosigkeit der abfallenden Producte eintritt, für die Werth- 
bestimmung des fertigen Oels maassgebend. 

Erdöle verschiedener Herkunft untersuchte B. Eissling 
(Ghemzg. 1896, 370). Das bis 130<^ siedende ist als Rohbenzin be- 
zeichnet ; bei den leichten Boherdölen, deren spec. Oew. unter 830 liegt, 
ist das zwischen 130<> und 300® siedende und die Hälfte der zwischen 
300 und 320® übergehenden Antheile, bei den schweren Boherdölen 
das zwischen 130 und 250® siedende und die Hälfte der zwischen 250 
und 300® übergehenden Antheile als Roh-Leuchtöl in Rechnung gestellt. 
Als „auf Schmieröl zu verarbeitendes Product" ist der um ein Viertel 
verkleinerte Rückstand angenommen. Der Rest ist als Mittelöl be- 
zeichnet Die Oele sind nach der Höhe ihrer spec. Gewichte geordnet 
(siehe Tabelle S. 40). 

Aus den Zahlen lässt sich ersehen, dass die Roherdöle verschiedener 
Herkunft auch ausserordentlich verschieden zusammengesetzt sind ; femer, 
dass die schweren, an Schmierölproducten reichen Roherdöle im Allge- 
meinen auch nur mit einem hohen Fabrikationsverlust verarbeitetwerden 
können und in Folge dessen einen wesentlich geringeren Werth besitzen 



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40 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Name des © -g ;i5a£2^2£;^i2£;2:5art'S£ *»S£ 

I. Leichte Roherdöle. 
Nordamerika : 

Washington-Distr. 791 ^^ 11,52 55,36 9,88 21,40 hoch. 

West-Virginia . 796 desgl. 13,00 49,20 11,21 25,11 desgl. 

Tiona-District . . 798 desgL 17,00 47,42 10,90 23,63 desgl. 

Elk-County-Distr. 802,5 hell 14,83 47,30 11,28 25,70 ^^^f^ 

dgl. Pennsylvanien, ziemlich 

Burchsohnittsmuster 812 mittel 10,94 47,98 13,02 27,30 hoch. 

dglBradford-Distr. 817 desgl. 10,20 47,57 12,77 29,33 gering. 

Galizien: Starzana . 825 desgl. 1,83 63,93 12,01 21,78 hoch. 

Italien : ziemlich 

Borzosandoninno . 827 dunkel 18,25 60,95 6,98 12,81 hoch, 
n. Schwere Roherdöle. 

Galizien : Sohodnica 835 mittel 17,39 38,05 19,08 24,65 gering. 

Rumänien .... 837 dunkel 1,10 49,57 23,87 25,36 sehrhoch. 

Canada .... 844 /®^ , 4,87 37,66 23,43 34,00 ziemlich 

dunKel T 1 -> ? genug. 

Nordamerika: Indiana 849 desgl. 5,00 33,64 25,47 35,17 ^ring. 

Australien : ziemlich 

Neusüdwales . . 856 desgl. 1,20 42,51 26,46 29,12 hoch. 

Asien: Baku ... 871 dunkel 0,96 37,25 26,67 34,25 Spuren. 

GaHzien .... 887 ^^^ 4,62 38,55 23,19 33,32 desgl. 

Java 888 desgl. 1,50 35,10 31,79 30,28 gering. 

ElsassiPechelbronn 890 schwarz 2,96 23,34 25,95 46,25 ^iemüch 

' genug. 

Asien: Birma . . 897^^^^ 0,00 23,62 30,67 ^,50 J^^^^ 

Provinz Hannover : höchstens 

Oelheim ... 909 dunkel 0,00 17,19 29,48 52,44 Spuren. 

Japan 922 ^^^^^^ 0,37 18,71 25,91 54,28 ^^^^^ 

als die leichten Roherdöle. Auch ist der Gehalt an den schwer ver- 
werthbaren Mittelölen bei der zweiten, ein relativ hohes spea Gewicht 
besitzenden Gruppe vonBoherdölen wesentlich grösser als bei der ersten 
Gruppe. — Femer wurde die Leuchtölfraction von 5 amerikanischen Roh- 
erdölen auf ihren Gehalt an Schwefelverbindungen vor und nach der Raffi- 
nation (mit überschüssiger Schwefelsäure und Natronlösung) untersucht : 

1000 g Oel enthalten 
darnach an Schwefel in g: 
Name des Roherdöles ^ i^i ^^ «^ -^ 

unraffinirt raffinirt 

Washington-District 0,468 0,133 

West- Virginia 0,456 0,127 

Tiona 0,343 0,151 

Pennsylvanien, Durchschnittsmuster 0,445 0,175 

Indiana • . . 3,619 1,611 



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Erdöl, ParaffiDindiistrie. 41 

Der grö68te Theil der Schwefelverbindungen (60 bis 70 Proc.) wird 
also durch die einfache, allgemein übliche Rafünation aus den Oelen 
entfernt 

Vorschriften über Prüfung von Erdöl und Erdöl- 
producteninRussland. Durch Verordnung des Finanzministeriums 
müssen, vom 15./27. März 1. J. angefangen, sftmmtliches Erdöl und alle 
Erdölproducte , welche aus den im Baku- oder Batumgebiet oder an 
anderen Orten Russlands gelegenen ErdOlverarbeitungsanstalten aus- 
geführt werden sollen, einer Prüfung durch Amtsorgane unterzogen 
werden. Die Prüfung erstreckt sich auf die Feststellung des spec. Ge- 
wichtes und der Entflammungstemperatur aller Erdölproducte, sowie auf 
die Ermittelung, ob die zur Ausfuhr bestimmten Leuchtöle genügend 
gereinigt sind. Bei der Prüfung der Entflammungstemperatur sind die 
Apparate vonAbel-Pensky und Pensky-Martens zu verwenden. 
Ersterer Apparat ist auch für hochtestige Leuchterdöle und zwar für 
solche mit einem bis höchstens bei 85^ liegenden Entflammungspun kte 
angenommen. Insofern das zu prüfende Petroleum einen Testpunkt von 
unter 60* erwarten lässt, wird der Petroleumbehälter unmittelbar ins 
Wasserbad des Petroleumprobers gestellt ; die Temperatur des Wassers 
im Wasserbade soll ungefähr die erwartete Entflammungstemperatur 
des untersuchten Oeles ums Doppelte übersteigen, und wenn der Ent- 
flammungspunkt über 50® liegt, muss das Wasser im Wasserbade sieden. 
Bei Untersuchung von Oelen mit einer Entflammungstemperatur zwischen 
60 und 85^ wird der Zwischenraum zwischen Wasserbad und Petrolcum- 
behälter mit einem schweren Erdölproducte vom spec. Gew. über 0,900 
z. B. mit Maschinenöl ausgefüllt ; das Wasser im Wasserbade wird in 
diesem Falle auf eine um etwa 15^ höhere Temperatur gebracht, als das 
zu untersuchende Product aushalten soll. Die Prüfung beginnt bei einer 
5® unter dem voraussichtlichen Entflammungspunkt liegenden Temperatur; 
dieser letztere muss für jeden Fall durch einen Vorversuch ermittelt 
werden. Die Correctur der gefundenen Werthe nach dem jeweiligen 
Barometerstand ist nur für zwischen 27 und 2 Obliegende Entflammungs- 
temperaturen vorzunehmen. Der Apparat von Martens-Penskyist 
bei der Prüfung des Entflammungspunktes schwerer Leuchtöle, Schmier- 
öle und Erdölrückstände, überhaupt aller Producte, die über 85<^ ent- 
flammbare Gbise entwickeln, obligatorisch. (Vgl. Chemzg. 1896, 192 
und 357.) 

Prüfung des Erdöles auf den Grad der Raffination 
mit Lauge. K. Charitschkoff (J. russ. 1895, 496) empfiehlt 
folgendes , in Baku angewendetes Verfahren : Die Erdölprobe wird in 
Kölbchen mit 6 Proc. Lauge von 2^ B. auf 70<^ erwärmt, einige Male 
stark geschüttelt und im Scheidetrichter absitzen gelassen. Die wässerige 
Lösung wird durch ein trockenes Filter filtrirt und mit einigen Tropfen 
schwacher Salzsäure bis zur schwach sauren Beaction versetzt. Die 
in Folge der Bildung freier Petrolsäuren entstehende Trübung dient als 
Maassstab der Qualität Ein gutes Petroleum muss eine so geringe 



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42 I- Gruppe. Chemisohe Technologie der Brennstoffe. 

Trübung ergeben, dass man durch die Eprouvette gut durchsehen, z. B. 
mit Leichtigkeit noch einen Petitdruck lesen kann. Diese Probe ist 
rasch durchführbar und gibt Aufschluss über den Raffinationsgrad ver- 
schiedener Petroleumsorten, wobei als Vergleich entweder die Petroleum- 
menge dienen kann, dienothwendigist, um eine Emulsion von bestimmter 
Trübungsstärke bei Anwendung gleicher Laugenmengen oder umgekehrt 
die Laugenmenge bei gleichen Mengen Petroleum zu erzeugen. Dieses 
Verfahren kann durch entsprechende Wahl eines matten Olases oder 
einer NormallOsung vervollkommnet werden. Als NormallOsung könnte 
eine Chlomatriumlösung mit dem Chlorgehalt von 3 mg im Liter dienen, 
in der eine Trübung durch Zusatz einiger Tropfen SilbemitratlOsung 
hervorgerufen wurde. — Dieselbe Laugenprobe wird auch bei Maschinen- 
ölen ausgeführt, jedoch mit der Aenderung, dass das Absetzen bei höherer 
Temperatur (70®) bewerkstelligt wird und als Beweis der ungenügenden 
Raffination die Bildung eines Seifenhäutchens an der Schichtengrenze 
dient. 

Die Nothwendigkeit der Feststellung einheitlicher 
Untersuchungsverfahren in der Erdölindustrie bespricht 
eingehend L. Singer (Chem. Rev. 1895 Nr. 29). Alle üntersuchungs- 
verfahren mit Kugelaufsätzen, Dephlegmatoren u. dgl. sind unbrauchbar. 
Bei der Feststellung eines einheitlichen Fractionsapparates sind zu 
beachten : 

1. Form des zu wählenden Gefösses. 

2. Grössenverhältoisse desselben. 

3. Dimensionen der Flamme und Art der Erwärmung. 

4. Steighöhe der Dämpfe. 

5. Zerlegung der Fractionen. 

6. Redestillationsweise der Fractionen. 

7. Art der Kühlung und des Dämpfeabzuges. 

8. Nothwendigkeit discontinuirl icher Destillation. 

9. Thermometerstell ung und Thermometer selbst. 

Es wird sich unter Umständen empfehlen, um die beim Orossbetrieb 
übliche Methode des Nachfüllens auch bei Probedestillationen im Kleinen 
nachahmen zu können, dem Probeapparat, entweder fest oder leicht 
anbringbar, einen Fülltrichter mit Hahu nach Art der Probetrichter anzu- 
fügen , etwa so , dass man den Probetrichter mittels eingeschliffenen 
Tubulus dicht in den Apparat einführt Um eine grosse Steighöhe zu 
vermeiden, wie sie die Kugelaufsatze und ähnliche Vorrichtungen mit 
sich bringen, wäre es vielleicht praktisch, das Abzugsrohr für die Dämpfe 
wesentlich tiefer anzubringen, doch so, dass dasselbe (indem es sich ein-, 
zwei- oder mehrmals kugelig erweitert) erst bis zu jener Höhe ansteigt, 
bei welcher gegenwärtig bei den Destillationsapparaten, z. B. dem 
Engler'schen Normalkolben, das Abzugsrohr am Kolbenhals befestigt ist. 
Man hätte so (ohne die Nachtheile der hohen Dephlegmatoren) gewisser- 
maassen seitlich schief aufsteigende Dephlegmationsapparate, die den 
Nachtheil allerdings haben, dass das „Waschen" nicht so gründlich sein 
kann, wie bei stehenden Dephlegmatoren. Doch lässt sich diesem Uebel 



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Erdöl, Paraffioindastrie. 43 

durch eine entsprechende Anzahl Platin- oder Eupferdrahtnetze leicht 
begegTien, eventuell auch in den einzelnen Dephlegmatorkugeln eine 
Vomchtnng treffen, die die Dämpfe zwingt, an die nach unten gerichtete 
Kugelwand zu prallen, doch so, dass ein Zurückfliessen der oondensirten 
Tbeile möglich ist. (Vgl. Z. angew. 1896, 165.) 

Die gebräuchlichsten Apparate zur Untersuchung 
TonLeuchtölen durch fractionirte Destillation vergleicht L. Singer 
(Chem. Rev. 1896 Sonderabdr. einges.). Die innerhalb der Temperatur- 
unterschiede von 1) bis 150«, 2) 150 bis 200«, 3) 200 bis 2500, 4) 250 
bis 300® übergehenden Destillate wurden besonders aufgefangen und 
ihre quantitativen Mengen gewichtsprocentisch in Bezug auf die Menge 
des aDge wendeten Ausgangsmateriales bestimmt. Sämmtliche erhaltenen 
Fractionen wurden sodann in Siedekölbchen, in Mengen von 6 bis 20 g, 
je nach der Menge des zur Verfügung stehenden Materiales, redestillirt, 
um sich zu überzeugen, wie viel Procente der Fraction thatsächlich 
innerhalb der zugehörigen Siedegrenzen übergehen. Es war bei ganz 
gleichartiger Arbeit zweifellos, dass die gewonnenen Resultate fOr die 
Praxis vollkommen hinreichende Anhaltspunkte ergeben mussten für die 
Begutachtung der Leistungsfähigkeit der einzelnen Apparate in Bezug 
auf die Vollkommenheit der Fractionirung, und es ist wohl jener Apparat 
als der relativ beste, daher für den allgemeinen praktischen Oebrauch 
vorzuschlagende, zu bezeichnen , bei dem der Procentsatz des bei der 
Redestillation innerhalb der zugehörigen Temperaturgrenzen üeber- 
gehenden das Maximum erreicht, bei dem also damit im Zusammen- 
hange ein Minimum von Vorlauf und Nachlauf zu constatiren ist. — Als 
Ausgangsmaterial diente ein mit Lauge und Säure behandeltes rumänisches 
Leuchtöldestillat von einem spec. Gew. 0,824 bei 15^ und einem Zünd- 
ponkt von 25,5<^ nach Abel. Der Gang der Destillation wurde so 
gehalten, dass innerhalb der Temperaturgrenzen ziemlich flott abdestillirt 
▼urde; bei Erreichung je einer Temperaturgrenze wurde im Sinne der 
Engler 'sehen Methode die Flamme mehrmals entfernt, sodann wieder 
bis zur jeweiligen Erreichung der Temperaturgrenze erhitzt, um die 
letzten Antheile der entsprechenden Fraction überzutreiben, sodann wurde 
wieder flott bis zur nächsten Teraperaturgrenze abdestillirt. Die zur 
Anw^dung gelangten Apparate waren folgende : 

1. eine gewöbnhohe Retorte mit Tubnlos, 500 cc Capacität, 

2. ein Engler'sches Kölbchen für Normaldestillation, 

3. ein Destillationsapparat nach R e g n a u 1 1 , 

4. ein Siedokolben mit Dreiku^elhals, 

5. ein gewöhnlicher Siederundkolben , durch Stöpsel verbunden , mit 
einem l-Kogelaufsatz, 

6. mit Dephlegmator von 6 1 i n s k y , 

7. mit Dephlegmator von Lebel-Henninger, 

8. DestilUraufsatz von Gans. 

Die bei der Fractionirung erhaltenen Resultate zeigt folgende 
Tabdle. 



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44 



I. Orappe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 





Retorte Engler 


Regnault 


1 Kugel 


3 Kugel 


Glinsky 


LeBel 


Gans 


Angewandte Menge : 


300 g 


100 CO 


100 g 


200 g 


100 cc 


200 g 


200 g 


20Og 


Steighöhen der Oel- 


















dämpfe: .... 


65 mm 


90 mm 


77,5 mm 


205 mm 


210 mm 


470 mm 


550 mm 


170 mn 


bis Mittelpunkt der 


















1. Kugel: . . . 








130 „ 


90 „ 


200 „ 


250 „ 




Kugeldurchmesser 








37,5 „ 


40 „ 


d|,.30„ 
d, 45„ 


d,40 „ 
4 Kugeln 


da 50 „ 
d, 40 „ 


Fractionen : Gew.-Proc. 


4 
















I. bis 150« Proo. . . 


4,75 


6,98 


10,25 


6,87 


6,30 


15,38 


16,75 


10,00 


n. 150» bis 2000 Proc. 


28,83 


30,56 


30,25 


29,25 


35,80 


25,38 


21,50 


26,00 


m. 2000 bis 2500 Pi-oc. 


29,97 


28,34 


29,75 


27,13 


28,20 


23,00 


28,75 
(2470 c.) 


21,75 


IV. 2500 bis 3000 Proc. 


26,30 


24,60 


16,00 


26,50 


18,50 




23,12 


Rückstand Proc. . . 


9,67 


7,58 


11,25 


6,50 


9,70 


34,13 


31,00 


16,50 


Summa Proc. . . . 


99,52 


98,06 


97,50 


96,25 


98,50 


97,89 


98,00 


97,37 


Verlust Proc. . . . 


0,48 


1,94 


2,50 


3,75 


1,50 


2,11 


2,00 


2,63 



Jede Fraction wurde für sich in gleicherweise derRedestillation unter- 
worfen ; von den Versuchen mögen hier nur folgende angeführt werden : 

1. Bedestillation der Fractionen aus der Retorte. 



Retortendestillation : 


redestillirt: 


Auf das Ausgangsmaterial gerechnet 




Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


-1500 


: 4,75 


- 1500 : 77,50 
darüber : 22,50 


3,68 
1,07 


— 1500 : 12,91 


-2000 


: 28,83 


— 1500 : 32,00 

— 200O : 51,50 


9,23 
14,85 








darüber : 14,00 


4,04 


— 200O : 25,81 


— 2500 


: 20,97 


— 200O : 33,00 

— 2500 : 56,50 


9,89 
16,93 








darüber : 10,00 


3,00 


— 2500 : 27,41 


— 300O 


: 26,30 


— 2500 : 24,50 

— 300O : 65,00 


6,44 
17,10 








darüber: 9,50 


2,50 


— 3000 : 20,68 


Rückstand 


: 9,67 


— 300O: 6,00 


0,58 








darüber : 86,00 


8,32 


Rückstand : 10,82 




99,52 


97,63 


Verlust 


: 0,40 


2. Apparat von 


2,37 
Engler. 


2,37 


Destillation : 


Redestülirt: 


Auf das Ausgangsmaterial berechnet 




Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


— 1500 


: 6,98 


— 150O : 75,00 
darüber : 25,00 


5,24 
1,74 


— 1500 : 15,02 


-2000 


: 30,56 


- 1500 : 32,00 

— 2000 : 51,00 


9,78 
15,39 








darüber : 17,00 


5,20 


— 2000 : 25,35 


— 250O 


: 28,34 


- 2000 : 29,00 

— 250O : 57,50 


8,22 
16,30 








darüber : 13,50 


3,82 


— 2500 : 24,70 


— 300O 


: 24,60 


— 2500 : 13,00 

— 3O0O : 81,00 


3,20 
19,93 








darüber: 6,00 


1,48 


- 300O : 24,63 


Rückstand 


: 7,58 
98,06 


-3000:11,67 
Rückstand : 88,33 


o;88 

6,70 


Rückstand: 8,18 
97,88 


Verlust 


: 1,94 






Verlust: 2,12 



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Erdöl, Pai-affioindustrie. 



45 



Destillation : 
Proc. 

— 150» : 15,38 

— 200» : 25,38 

— 250» : 23,00 
Rückstand : 34,13 



3. Dephlegmator von G li n s k y. 



K^destiflirt 
Proc. 

— 150« : 84,00 
darüber : 15,00 

— 150» : 7,00 

— 200« : 81,00 
darüber : 11,50 

— 200«: 8,00 

— 2500 : 88,50 
darüber : 3,50 

— 300« : 85,00 
Rückstand : 15,00 



Auf das Ausgangsmaterial berechnet : 



Proc. 
12,92 

2,31 

1,78 
20,55 

2,92 

1,84 
20,36 

0,81 
29,01 

5,11 



Proc. 
— 150» : 14,70 



— 200» : 24,70 



— 250» : 23,28 



— 300«: 
Rückstand 



29,82 
5,11 



97,89 
Verlust : 2,11 

Destillation : 
Proc. 

— 1500 : 16,75 

— 200» : 21,50 

-250» : 28,75 

— 300» : 31,00 
Rückstand : 



97,61 
2,39 



4. Dephlegmator von Le Bei. 



Redestillirt: 
Proc. 



Auf das Ausgangsmaterial berechnet : 



— 150»: 
darüber : 

— 1500: 

— 2000: 
darüber : 

— 2000: 

— 2500: 
darüber : 

— 3000 : 90,00 
Rückstand : 10,00 



; 82,50 

17,50 

2,00 

90,00 

: 8,00 

10,00 

; 82,50 

6,00 



Proc. 

13,82 
2,83 
0,43 

19,35 
0,17 
2,88 

23,52 
1,73 

27,90 
3,10 



Proc. 
1500 : 14,25 



— 200O : 25,16 



— 250O : 23,69 

— 3000 : 29,63 
Rückstand : 3,10 



98,00 
Verlust : 2,00 



95,83 
4,17 



Die nunmehr erhaltenen Endresultate im Vergleich zu den ersten 
Destillaten zeigt die nachfolgende Tabella Die mit 6 bezeichneten Zahlen 
bedeuten die durch Hedestillation erhaltenen Oewichtsprocente. 



Fractionen: Retorte 


ikigler 


Regnault 


1-Kugel 


3-Kugel Glinsky 


LeBel 


Gans 


— 1500 a) 4,75 


6,98 


10,25 


6,87 


6,30 


15,38 


16,75 


10,00 


I. b) 12,91 


15,02 


16,11 


12,53 


17,13 


14,70 


14,25 


15,38 


— 200O a) 28,83 


30,56 


30,25 


29,25 


35,80 


25,38 


21,50 


26,00 


n. b) 25,81 


25,35 


29,07 


27,97 


27,33 


24,70 


25,16 


24,38 


- 2500 a) 29,97 


28,34 


29,75 


27,13 


28,20 


23,00 


28,75 


21,75 


m. b) 27,41 


24,70 


26,57 


27,43 


26,85 


23,28 


23,69 


20,89 


— 3000 a) 26,30 


24.60 


16,00 


26,50 


18,50 


— 


— 


23,12 


IV b) 20,68 


24;63 


13,74 


20,62 


20,68 


29,82 


29,63 


26,63 


Rückstand a) 9,67 


7,58 


11,25 


6,50 


9,70 


34,13 


31,00 


16,50 


b) 10,82 


8,18 


6,71 


7,09 


6,38 


5,11 


3,10 


9,50 


Summe a) 99,52 


98,06 


97,50 


96,25 


98,50 


97,89 


98,00 


97,37 


b) 97,63 


97,88 


92,20 


95,64 


98,37 


97,61 


95,83 


96,78 


Verlust a) 0,48 


1,94 


2,50 


3,75 


1,50 


2,11 


2,00 


2,63 


b) 2,37 


2,12 


7,80 


4,36 


1,63 


2,39 


4,17 


3,22 



Von den einzelnen Haupt -Fractionen gingen bei RedestiUation 
innerhalb der entsprechenden Thermometergrenzen an Harzbestand- 
theilen über : 



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46 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Retorte: 

Engler: 

Kegnault: 

1-Kugel: 

3-Kugel: 

Glinsky : 

LeBel: 

Gans: 



Fraction 
— 15C« 
77,50 Proc. 
75,00 „ 
65,62 „ 
67,52 „ 
67,50 „ 
84,00 „ 
82,50 „ 
87,00 „ 



Fi-action 
150»— 200» 
51,50 Proc. 
51,00 „ 
52,50 „ 
59,00 „ 
54,00 „ 
81,00 „ 
90,00 „ 
66,50 „ 



Fraction 
200«— 250« 
56,50 Proc. 
57,50 „ 
58,50 „ 
55,00 „ 
62,50 „ 
88,50 „ 
82,50 „ 
63,63 „ 



Fraction 
250«— 300« 
65,00 Proc. 
81,00 „ 
69,50 „ 
66,02 „ 
67,75 „ 
85 bis 300««) 
90 bis 400« 
71,75 Proc. 



Rückstand 

86 Proc. 
88,33 „ 
80,33 „ 

62,50 ,, 

15,00 „ 

10,00 „ 

51,66 „ 

Orosse Steighöhen sind von Vortheil anscheinend bei den niederen 
Fractionen, was die gefundenen Resultate bei den Dephlegmatoren von 
Qlinsky und Le Bei und deren Benützung zur Prüfung von Bohbenzin 
erweisen. Es wird bemerkt, dass es leichte Eohlenwasserstoffgemische 
(Rohbenzine) gibt, deren Spaltbarkeit geradezu an's Fabelhafte grenzt 
und welche so bei der RedestiUation bedeutende Verluste durch Ab- 
spaltung gasiger Kohlenwasserstoffe bewirken. Yerallgemeinemlfisstsich 
also obiger Satz nicht Der Olinsky - Dephlegmator muss als bester 
Rectificationsapparat hingestellt werden, wobei, bei Einhaltung des 
Principes des Apparates, der Apparat gewissermaassen mit beliebiger 
Steighöhe herzustellen ist. Nirgends erreichen hier die Differenzen 
1 Proc. Ihm zunächst stände der Le Bei, bei dem jedoch schon bei 
250® Zersetzungserscheinungen eintraten, was der Grund war, warum 
die Fraction 250 bis 300® nicht gesondert wurde. Aus Vorsicht wurde 
beim Glinsky-Dephlegmator gleichfalls nur bis 250® getrieben. Nach 
dem Le Bei- Henninger- Apparat wären dann die Apparate mit 
hohen Steighöhen, sodann die mit geringen Steighöhen zu stellen. Auch 
hier tritt der gute Wirkungsgrad des einfachen Engler 'sehen Normal- 
kölbchens hervor, indess der Aufsatz von Oans etwa die Mittehält. 
Derselbe arbeitet innerhalb der Fraction 250 bis 300® mit einem 
„Wirkungsgrad" von 71,75 Proc. 

Probedestillation von Erdöl. Zaloziecki (Chem. Rev. 
1896, Nr. 44) trennt die Fractionen nach dem spec. Gew. Das Verfahren 
besteht darin, dass man sich durch Verdünnen des Alkohols mit Wasser 
Probeflüssigkeiten von verschiedenen in Betracht kommenden spec. Gew. 
bereitet und die Prüfung in der Art vornimmt, dass man in kleinen 
Probegläsern das Untersinken von einzelnen hereingebrachten Tropfen 
beobachtet. Man benöthigt nur wenige Probeflüssigkeiten, die um die 
Grenzen der spec. Gew. der Petroleumdestillate wechseln ; es lässt sich 
selbstverständlich nur das Ende der Destillation auf diese Weise fest- 
stellen, denn für den Beginn der Destillation des Petroleums fehlt eine 
Probeflüssigkeit vom entsprechenden spec. Gew. — Die Destillations- 
vorrichtung (vgl. Chemzg. 1896, 647) besteht aus einem gusseisemen 
Destillationskessel A (Fig. 8), der mit 1 k Rohöl beschickt werden kann, 
und einem kupfernen Schlangenkühler B^ welcher in einem mit Wasser 



1) Es wurde bei der ursprüo glichen Destillation wegen beginnender Zer- 
setzung nur bis 250^ getrieben ; der verbleibende Rückstand redestiUirt. 



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Erdöl, Pai'affinindustne. 



47 



gefüllten Blechkasten C gestellt ist. Der Destillirkessel trägt einen 
Deckel Z>, welcher mittels 4 Klemmschrauben und einer Dichtung aus 
Asbestpappe aufgesetzt wird, und ist mit einem Blechmantel umgeben, 
welcher bis zu Vs Höhe des Kessels reicht. Auf einem daran angenieteten 
Kranz wird der Kessel mit 



Kg. 8. 




einem, an seinem äusseren 
Umfange angenieteten, oder 
besser gleich von vornherein 
abgegossenen, ringförmigen, 
durchbrochenen Flansch auf- 
gesetzt. Mittels Stopfbüchse 
reicht ein Thermometer in das 
Abzugsrohr soweit hinein, dass 
das Quecksübergefass gegen- 
über dem Ansatz des seit- 
lichen Abzugsrohres zu stehen 
kommt Qeheizt wird der 
Apparat mittels eines Oas- 
ofens, und zum Zwecke des 
Abzuges der Heizgase sind die 
Auf hängestützen des Apparates 
durchbrochen. Beim Betriebe 

des Apparates ist das Hauptaugenmerk auf die Regelung des Feuers 
zu richten, welches so gehalten werden muss, dass die Destillate 
besonders an den Scheidegrenzen in rasch aufeinander folgenden 
Tropfen aus dem Kühler fallen. Das richtige DestiUationstempo ist 
in dem Falle erreicht, wenn ein weiterer Tropfen sich formt, bevor 
der vorhergehende ganz niedergefallen ist. Auf das Einhalten solch 
eines Destillationsverhältnisses ist besonders nahe der oberen Scheide- 
grenze Bücksicht zu nehmen, wo man in kurzen Zeitintervallen ein- 
zelne Tropfen in Probeflüssigkeiten auf das spec. Oew. prüft Die 
Trennung der Producte wird auf der unteren Grenze nach der Destil- 
lationstemperatur bemessen und das bis \2b^ Uebergehende für sich 
als Benzin aufgefangen. Oogebenenfalis kann man diese Orenze bis 
130* ausdehnen. Von 126 bezw. 130<> wird das Petroleum gesammelt 
bis zu dem Zeitpunkte, wo das spec. Oew. sein erstes Maximum über- 
schreitet und die Zersetzung anhebt Bestimmt wird dieser Punkt 
mittels einer Probeflüssigkeit vom spec. Oew. 0,865 bei 15<>. Es werden 
beim Annähern an diesen Zeitpunkt einzelne Tropfen aus dem Kühler 
vorerst alle 2 Minuten, nachher öfters in die Probegläschen fallen gelassen 
und das Verhalten beobachtet Steigen die Tropfen auf die Oberfläche 
der Probeflüssigkeit 0,865, so ist der Zeitpunkt erreicht und das Petro- 
leum abgetrieben. Man unterbricht entweder die Destillation und wägt 
das Benzin, Petroleum und den Destillationsrückstand, oder man destillirt 
weiter zur Oewinnung der Crackproducte. Im letzteren Falle fängt man 
diese gesondert auf bis zu dem Zeitpunkte, wo die spec. Oew. ansteigen. 



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48 I- Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Man erkennt diesen Moment mit derselben Probeflüssigkeit, sobald die 
hereingebrachten Tropfen im Probegläschen untersinken. Zur Destillation 
verwendet man stets 1000 g BohOl und hat dann die Gewichte der 
einzelnen Fractionen gleich in Oewichtsproc. ausgedrückt — Man kann 
bei jeder in gewöhnlicher Weise geführten Destillation zum Schlüsse 
derselben unterscheiden: 1. Das regelmässige Anwachsen der specOew. 
der Destillate bis zur Erreichung des ersten Maximums. — 2. Das Zurück- 
gehen der spec. Oew. der Destillate in Folge der Zersetzung des für das 
Cracken geeigneten Products. — 3. Das abermalige Anwachsen der spec. 
öew. in Folge Abtreibens der höchstflüchtigen Antheile, welche gr5ssten- 
theils destilliren ohne zersetzt zu werden, das zweite Maximum. Diese 
Punkte lassen sich mit Hilfe der angegebenen Methode leicht erfassen ; 
•dieselben sind bei gleicher Destillationsart für die einzelnen RohOle 
constant in einem für die praktische Verwendung genügenden Grade. 
Aus diesem Grunde kann man diese Erscheinungen auf die Werth- 
bestimmung eines Rohöles übertragen, wenn man von der Voraussetzung 
ausgeht, dass in Rohölen neben einer Klasse von Bestandtheilen, welche 
unzersetzt flüchtig sind, sich eine zweite befindet, welche zur Zersetzung 
während der Destillation hinneigt. Die Leichtigkeit und der Umfang 
der Zersetzung wird unter besonderen Verhältnissen von diesen letzten 
Bestandtheilen beeinflusst, unter denselben Bedingungen sich jedoch 
gleichgestalten und ein Rohöl charakterisiren können. — Es handelt 
«ich darum, zu entscheiden, welcher von den AbschnittenfürdieWerth- 
«chätzung des Rohöles, insofern dieselbe die Bestimmung der 
Ausbeute des Petroleums im Auge hat, am geeignetsten ist. Selbst- 
verständlich muss man sich über dieses Merkmal einigen, welches sich 
mit der Arbeitsweise in der Praxis deckt, beziehentlich diesem angenähert 
ist oder diesem entspricht Im Grossbetriebe wird bis zur maximalen 
Grenze des spec. Gew., welche mit ungefähr 0,870 gekennzeichnet ist, 
auf Petroleum abgetrieben, folglich sollte man diese Wahrnehmung auch 
auf die Probedestillation übertragen. Es wurde aber die Erfahrung 
gemacht, dass die auf die Weise erhaltenen Resultate geringer ausfallen, 
als die in der Praxis üblichen, denn es kommen auch Fälle vor, wo dieses 
maximale spec. Gew. bereits bei der Siedetemperatur 300* erreicht wird 
und man dieselben Zahlen erhalten kann, wie mit der bis jetzt gebräuch- 
lichen Methode. Das hat veranlasst, diesen Zeitpunkt herauszuschieben 
^is zu den äussersten Grenzen dieser ersten Erscheinung und die Schei- 
dung in dem Momente vorzunehmen, wo das erste Maximum der spec. 
Gew. gerade überschritten wird und ein Zurücksinken beginnt Man 
benutzt zur Erfassung dieses Merkmales eine Probeflüssigkeit von 0,865 
«pec. Gew. und bezeichnet als Ende der Petroleumdestillation den Punkt, 
wo ein Tropfen des Destillates in der Probeflüssigkeit, 0,865 bei 16® in 
•die Höhe steigt Diese Probeflüssigkeit bereitet man sich aus einer 
Mischung von Alkohol mit Wasser. Geht man vom absoluten Alkohol 
AUS, so verwendet man zur Mischung 78 Th. Alkohol und 35 Th. Wasser 
und corrigirt die Composition durch Ermittelung des spec. Gew. bei 15®, 



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Erdöl, Paraffinindastrie. 49 

bei Anwendung von 97grftdigem Alkohol mischt man 83 Th. Alkohol und 
20 Th. Wasser und verföhrt wie vordem. ZumProbiren verwendet man 
kleine Mengen Probeflüssigkeit in kleinen Probegläschen mit Fuss und 
setzt dieselben vor dem Oebrauch einer Temperatur von 15^ aus. Das 
durch eine derartig angeordnete Probedestillation gewonnene Petroleum- 
destillat entspricht einer guten Durchschnittsmarke Petroleum und bewegt 
sich in der Ausbeute in Zahlen, welche im Orossbetriebe erzielt werden. 
Es bildet die Oesammtmenge der im Rohöle enthaltenen petroleum- 
gebenden Bestandtheile, wenn man als solche jene bezeichnet, die mit 
steigenden spec. Oew. übergehen bis zu der Grenze, wo eine Zersetzung 
beginnt Nachdem die Steigerung des spea Oew. in dem ersten 
Maximum meistentheils ungefähr 0,870, ausnahmsweise 0,875, erreicht, 
so entspricht diese Menge jener, welche im Orossbetriebe als Petroleum 
gezogen wird. Der bis zu der oben indicirten Grenze übergehende 
Antheil ist daher als wahres Petroleumdestillat anzusehen und bedeutet 
jenes Quantum, welches aus Rohölen ohne Zersetzung gezogen werden 
kann. Die untere Grenze der Petroleumscheidung muss jedoch, weil 
eine entsprechende Probefiüssigkeit von dem ungefähren spea Gew. 
0,750 fehlt, wie vordem auf den Siedetemperaturen aufgebaut werden. 
Man kann deshalb, wie üblich, die Scheidung des Petroleumdestillates 
bei der Siedetemperatur 150<^ vornehmen oder aber richtiger bis 125 
oder 1 30^ heruntergehen. Das letztere ist aus diesem Grunde empfehlens- 
werther, weil in dem Destillate bis 150<^, welches als Benzin angesprochen 
wird, sich petrolgebende Bestandtheile in ansehnlicher Menge finden und 
auch im Orossbetriebe durch eine Redestillation des Rohbenzins als 
schwerer Rückstand der Destillation dem Petroleum einverleibt werden. 
Dieser Ausfall wird reichlich gedeckt durch die Scheidung bei 125 bez. 
130<^, wobei also der von 125 (130) bis 150<> übergehende Antheil zum 
Petroleum geschlagen wird. Ganz richtig ist das Verfahren nicht und 
man bekommt eher zu viel als zu wenig, aber es lässt sich schwer etwas 
Anderes an diese Stelle setzen. Genauer und der Praxis besser angepasst 
wäre an Vorgehen, bei dem man das bei der Destillation des Rohöles 
bis 150^ übergehende Rohbenzin einer Redestillation unterwirft und den 
über der Deetillationstemperatur 125 oder 130<^ verbleibenden Rückstand 
zum Petroleum rechnet. — Das Verfahren ist noch einer weiteren Aus- 
dehnung fähig, denn eine über den festgesetzten Endpunkt der Destilla- 
tion auf Petroleum weitergeführte Abtreibung erlaubt ein Bild über den 
Crackingprocess sich gestalten zu lassen. Die Periode der Herab- 
minderung der spec. Gew. liefert dieselben Zersetzungsproducte, welche 
im Orossbetriebe durch eingeleitetes Cracken gewonnen werden. Die 
Qualität und Quantität der Zersetzungsproducte wird zweifelsohne mit 
der Destillationsart variiren, aber das Maass der Zersetzung hängt mit 
der Natur der Rohöle zusammen in diesem Sinne, dass in jedem Rohöle 
von Haus aus eine gewisse zur Zersetzung bez. zum Cracken hinneigende 
Menge Substanzen vorhanden ist Diese Summe zersetzungsfähiger Be- 
standtheile wird nun im Grossen und Ganzen durch jede eingeleitete 

Jahresber. d. ehem. Technologrie. XLII. 4 



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50 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Zersetzung geoffenbart, kommt deshalb in der Periode der Verminderung 
des spec. Oew. zum Vorschein und gestattet aus dem Umfange dieser 
Zersetzungsperiode einen Schluss auf das Verhalten der verschiedenen 
Rohole beim Crackprocesse zu ziehen. 

ünt er suchungsver fahren zur Werthbe Stimmung der 
Erdölproducte schlägt R. Kissling (Chem. Rev. 1896, 113) vor. 
L. Singer (das. S. 122) kritisirt dieselben lebhaft 

Aufstieg des Erdöles im Dochte in der Lampe. Bei Aus- 
führung folgender Versuche (Chem. Rev. 1896, Sonderabdr.) vnirde der 
Apparat zur Prüfung der Dochtaufsaugung von Lenoir& Forster in 
Wien verwendet Ein Flachbrenner ist auf einen Olascylinder aufge- 
schraubt. Auf dem Olascylinder ist eine Millimetertheilung angebracht 
(0 bis 155), um den jeweiligen Stand des Petrolniveaus ablesen zu 
können. Der Olascylinder besitzt imten eine seitliche AbfiussrOhre mit 
Hahn und steht auf einem Messingfusse. Die Bestimmung selbst erfolgt 
in der Weise, dass man in den Beh&lter 250 cc des zu untersuchenden 
Petroleums einfüllt, den 20 cm langen Docht (24 mm breit) ordentlich 
oben abschneidet und die Flamme zu Beginn auf 3 cm HOhe möglichst 
genau einstellt. Hierauf Iftsst man mittels des Abfiusshahnes so viel 
Petroleum ab, dass das Niveau des Petrols bis zur Marke 10 sinkt. 
Die Messung der Flammenhöhe erfolgt kathetometrisch. Versuche er- 
gaben: 











O^ 


9 


. *S «5 


.s 


.2 




2> 






00*0 


ifi 


Itl 


o 


o 




1 

s 


1 


d 
o 
•5 


m^ 

•a ^ 

'J 


|6 


§|.2 








'S 
S 


< 


« 


" 6 
S. * 
» fr 


1 


1 

_ 










Ä-=- 


g 


•^6(00 


Q |q 


Salonpetroleum, kaukasisch 


0,8208 


29« 


neutral 


schwach 
gelblich 


3,00 


10 


20,9 


25 ' 


Bakuer Kerosin .... 


0,8248 


80» 


minimal 
sauer 


gelb 


3,20 


23,9 


31,6 


44,8 


Petroleum, galizisch . . 


0,817 


22,5 


neutral 


gelblich 


3,10 


17 


28 


34 


Petroleum yon einem Satze 


0,829 


30,5 


schwach 
sauer 


dunkel- 
gelb 


3,40 


47 


62,9 


64,7 


Petroleum, kaukasisch . . 


0,8235 


80« 


neutral 


gelblich 


3,25 


20 


28,2 


33,4 


. 4 Mo- 


















nate im zerstreuten Lichte 


















gestanden 


0,8248 


30,6 


sauer 
Säure- 
zahl 0,4 


dunkel- 
gelb 


3,00 


66,6 


80 


90 


„Saxol^ine**, franz. Sicher- 


















heitspetroleum .... 


0,792 


36'> 


neutral 


schwach 
gelblich 


3,10 


18 


27 


39,5 



Bestimmung des Paraffingehalts in ErdOl nach dem 
Verfahren von Zaloziecki durch Behandeln mit Amylalkohol und 



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Erdöl, Paraffinindustrie. 51 

Aethylalkohol ist nach K.W. Charit8chkoff(Trudyru88k. 1896, 204) 
ungenau, weil die Menge des Alkoholgemisches für die einzelnen Oele 
sehr verschieden ist. 

Um die Menge des in sohwerenOelen eingeschlossenen 
Wassers zu bestimmen vermischt £. Charitschkoff (Chem.Rev. 
1896, 166) die Probe mit Benzin und misst nun das abgeschiedene 
Wasser in dem unten verengerten Theile des Apparates. 

Zur Bestimmung des Schwefels in ErdOl verbrennt 
C. Engler (Chemzg. 1896, 198) das Oel in einer kleinen Lampe, saugt 
die Yerbrennungsproducte durch BromkaU imd ffillt mit Chlorbaryum ; 
er findet 0,02 bis 0,07 Proo. Schwefel in verschiedenen Leuchterd- 
ölen. — RKissling (das. S. 199) absorbirt die Schwefligsfture 
mit Permanganat Er findet in 1000 g LeuchterdOl 0,1 bis 0,6 g 
Schwefel. 

Schwefelgehalt von Oelen. W. Fox und D. G. Eiddick 
(Chem. N. 71, 296) fanden im Liter Oel folgende Schwefelmengen: 

Reines brannes Rüböl 203 mg 

Oewöhnliches braunes Rüböl 249 

Mit Sohwefelsäore gereinigtes Rüböl . . . 240 

Mit Walkerde gereinigtes Rüböl .... 143 

Ravison-Rüböl 273 

Jamba-Rüböl 1617 

WaUrath, rein 33 

BanmwollÖl Spur 

Erdnassöl — 

Klauenfett 67 

Olivenöl — 

Fischthran 83 

Russisches Mineralöl 293 

Russisches Mineralbrennöl 147 

Amerikanisches Mineralbrennöl 233 

„ „ wasserklar . 116 

„ „ Sioherheitsöl 200 

Schottisches Gasöl 713 

Aluminium für £ üh 1er, Tankwagen u. dgl. für ErdOl 
empfiehlt K. W. Charitschkoff (Trudy russk. 1896, 16), weil Alu- 
minium bei Temperaturen bis 120<^ widerstandsfähiger gegen ErdOl und 
ErdGlsäuren ist als Kupfer. 

ErdOl absorbirt Sau erstoffund Kohlensaure auch im 
Dunkeln, wie RA. Ostrejko (Trudy russk. 1896, Heft 6) nachweist. 
Im Sonnenlicht werden Kohlensäure und SauerstofT rasch absorbirt, 
langsamer Stickstoff imd Wasserstoff. 

Orubengase aus den Erdwachsgruben in Boryslaw 
untersuchte B. Zaloziecki (Z. angew. 1896, 525). Damach ändert 
sich die Zusammensetzung derselben bei Berührimg mit Wasser; 
z. B.: 

Grabengas ans dem Erdwachsschacht lY in Dzwiniacz, aufgefangen im 
HorizontalstoUen in 40 m Tiefe. 

4* 



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52 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

a) Analysirt am 23. März 1896 (trocken) : 

Kohlensäure 0,8 Vol.-Proc. 

Schwere Kohlenwasserstoffe ... 6,0 

Sauerstoff 15,0 

Kohlenoxyd — 

Leichte Kohlenwasserstoffe . . . 23,0 

Stickstoff aus der Differenz . . . 55,2 
b) Analysirt am 25. März 1896 (nach 2tägigem Stehen über Wasser) : 

Kohlensäure 0,6 Vol.-Proc. 

Schwere Kohlenwasserstoffe ... 3,6 

Sauerstoff 13,8 

Kohlenoxyd — 

Leichte Kohlenwasserstoffe . . . 23,6 

Stickstoff aus der Differenz . . . 58,1 
c) Analysirt am 30. März (nach 1 wöchentlichem Stehen über TVasser): 

Kohlensäure 0,4 Vol.-Proc. 

Schwere Kohlenwasserstoffe ... 1,8 

Kohlenoxyd . — 

Sauerstoff 13,6 

Leichte Kohlenwasserstoffe . . . 24,0 

Stickstoff aus der Differenz . . . 60,2 

Besonders veränderlich scheint das Aethylen zu sein : Rohathylea, 
analysirt im frisch bereiteten Zustande, nach Beendigung der Oasent- 
Wickelung am 11. April, hatte die Zusammensetzung: 

Kohlensäure 6,8 Vol.-Proc. 

Aethylen 54,4 

Sauerstoff 7,6 

Kohlenoxyd 3,0 

Stickstoff aus der Differenz . . . 28,2 

Die berechnete Stickstolfmenge entsprechend 7,6 Proc. gefundenen 
Sauerstoffs beträgt 28,6 Proc, stimmt deshalb mit dem aus der Analyse 
entfallenden Betrag 28,2 Proc. sehr gut überein und weist darauf hin, 
dass das untersuchte Gas keine anderen Bestandtheile enthalten konnte. 
Das im Gasometer aufbewahrte Gas hat bei der Analyse am 13. April 
folgende Ergebnisse geliefert : 

Kohlensäure 6,4 Vol.-Proc. 

Aethylen 45,0 

Sauerstoff 7,8 

Kohlenoxyd 3,2 

Differenz 37,6 

(Stickstoff berechnet 2<),2) 

Das Gas hat sich demnach als stark veränderlich erwiesen, denn 
ohne Verschiebung der anderen Bestandtheile fand eine Abnahme von 
Aethylen innerhalb 2 Tagen um 9,6 Proc. statt ; diese Veränderung trat 
ohne jedwedes Hinzuthun ein, denn das Gas stand ruhig im gläsernen 
Gasometer über Wasser und wurde nur vor der Probenahme för die 
Analyse durch Rütteln des Gasometers gemischt. 

Die Mineralöl- und ParaffinindustrieDeutschlands 
vergleicht Krey (Z. angew. 1896, 374) ; er hält eine grosse inländische 
Erdölindustrie wirthschaftlich unvereinbar mit der Paraffinindustrie. 



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Erdöl, Paraffinindostrie. 53 

Seinigung von Mineralöl. Nach A. Wendtland (D.RP. 
Nr. 85 000) werden bei Normal-Rohparaffinen, wie dem Ozokerit, und 
den durch die Behandlung mit geringen Mengen Schwefelsäure theil weise 
oxydirtenNaphta-DestiUationsrückständen die grünen Oxydationsproducte 
dadurch entfernt, dass man die betreffenden Paraffine mit fein vertheilter 
Seifenlosung innig mischt und mit derselben einen grünen KOrper von 
dem Charakter einer Säure herauslöst Das Verfahren wird bei den mit 
geringen Mengen Schwefelsäure vorgereinigten nicht verkohlten Petro- 
leumrückständen in dem rohen Ozokerit am besten so ausgeführt, dass 
man die Fettsäuren oder Harzsäuren, besonders aber die Oelsäure, in 
Mengen von 5 bis 10 Proc. mit der Paraffinmasse mischt und durch 
langsamen Zusatz der Oxyde, Hydrate oder Carbonate der Alkalien, die 
in kleinem Ueberschusse angewendet werden können, mit Wasser langsam 
verseift. Statt der Fettsäuren oder Harzsäuren kann man auch die Fette 
oder Harze nehmen oder die Seifenlösung direot anwenden. — Die 
Trennung der Seifenlösung, welche nun die dunklen Verunreinigungen 
enthält, vom Paraffin vollzieht sich bei weniger zähen Paraffinen, wie 
z. B. dem Vaselin, Ozokerit und den leichteren Schmierölen durch Ab- 
setzen, während bei zähen Schmierölen die Centrifuge vortheilhaft anzu- 
wenden ist Die Seifenlösung ist im auffallenden Lichte tief grün und 
im durchscheinenden röthlichbraun gefärbt Das Paraffin wird nach dem 
Abziehen der Seifenlösung mehrmals mit weichem heissen Wasser und 
zuletzt eventuell mit schwacher Baryumchloridlösung gewaschen. Die 
Seifenlösungen werden zur Wiedergewinnung der Fettsäure mit ver- 
dünnter Mineralsäure versetzt Die von dem Paraffin herstammenden, 
hierdurch ausgeschiedenen grünen Producte werden mechanisch ab- 
getrennt. 

Die sächsisch -thüringische Braunkohlentheer- 
industrie bespricht B. Höland (Chemzg. 1896, 373). Die Ge- 
sammtproduction an Braunkohlentheer betrug i. J. 1895 625 000 hk. 
Aus diesen wurden in 16 Aufbereitungsanstalten gewonnen: 40 800 hk 
Solaröl (Leuchtöl), 30100 hk helle Paraffinöle (Putz- und Gelböle), 
52 700 hk Rothöle, 146 000 hk Gasöle, 60 800 hk schwere dunkle 
Paraffinöle, etwa 55 000 hk Hartparaffin, etwa 12 500 hk Weichparaffin 
und 6000 hk Schuppen. — Die in den letzten Jahren begonnenen Ein- 
richtungen, dieSchweelgase der Theerschweelereien zum Befeuern 
der Schweelcylinder zu verwenden, wurden weiter verfolgt und sind 
heute auf dem grössten Theile der Schweelereien eingeführt Die Be- 
fürchtungen, welche gehegt wurden, dass durch diese Verwendung der 
Schweelgase eine ungünstige Einwirkung auf Koks und Theer erzielt 
werden würde, haben sich nicht bestätigt. Voraussetzung ist dabei 
natürlich, dass die Temperatur der Schweelcylinder nicht zu hoch getrieben 
wird. Der Erfolg dieser Gasfeuerung ist ein ausserordentlicher. Cylinder, 
welche bei einfacher Kohlenfeuerung 28 bis 30 hl Schweelkohle durch- 
setzen, sind bei gleichzeitiger Gasbeheizung neben wesentlicher Er- 
spamiss an Feuerkohle in der Lage, 40 bis 50 hl Schweelkohle durch- 



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54 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

zusetzen. Man ist zum Theil von dieser doppelten Befeuerung wieder 
abgegangen und befeuert dafür einige Cylinder ausschliesslich mit 
Schweelgasen, und zwar mit günstigem Erfolge. Nach einer Mittheilung 
von Krey hat derselbe die Versuche, die Schweelgase als Motorengas 
zur Verwendung zu bringen , ausgeführt und bis jetzt gute Resultate 
erzielt. Auch eine Gewinnung der schwer condensirbaren Theerdämpfe, 
welche den Schweelgasen beigemengt sind, sowie die Gewinnung und 
Verwerthung des Schwefels der Schweelgase ist gelungen. — Es sind 
neuerdings verschiedene Verfahren zur Entschwefelung der Theer- 
producte in Vorschlag gebracht worden. Das Verfahren von Frasch, 
mit Hilfe von Metalloxyden (fürOhiopetrole vorgeschlagen) ist für Braun- 
kohlentheer im Grossbetriebe an den dazu nOthigen Apparaten gescheitert ; 
auch haben Versuche im Kleinen ergeben, dass weder eine vollständige 
Entschwefelung, noch eine nennenswerthe Schwefelverminderung zu 
erzielen ist. Auch das von Heu sie r vorgeschlagene Verfahren (S. 26) 
der Reinigung und Entschwefelimg mittels Aluminiumchlorids hat den 
gestellten Erwartungen nicht entsprochen. Wahrend die Einwirkung 
von einigen Proa Aluminiumchlorid auf die leichten Oele des Braun- 
kohlentheers (besonders Solaröl) in der angegebenen Weise verläuft, ist 
eine gleiche Einwirkung auf höher siedende und spec. schwerere Oele 
nicht zu erkennen. — Fast allgemein wird derTheer nur unter Zuschlag 
von Kalk- oder Natronhydrat, ohne weitere vorherige chemische Behand- 
lung zur Destillation gebracht und die Producte dem sogen. Misch- 
process unterworfen. Dabei dienen noch immer Natronlauge von 
38<^ B6. und Schwefelsäure von 66<^ B6. als Chemikalien. Kalilauge hat 
sich an Stelle der Natronlauge noch nicht eingeführt, trotzdem erwiesen 
ist, dass ihre Einwirkung eine wesentlich energischere ist ; das Aetzkali 
steht noch immer zu hoch im Preise. Seitens mehrerer Fabriken wurden 
in den letzten Jahren des Oefteren concentrirtere Säuren (Monohydrat, 
5-, 10- und 15-proc. Oleum) zur Behandlung der Producte angepriesen, 
indess haben die eingehenden Versuche die 66-grädige Säure nicht zu 
verdrängen vermocht. Während Säuren höhw^r Concentration auf Petro- 
leum sehr günstig einwirken sollen, ist ein Erfolg solcher Behandlung 
bei unseren Producten nicht zu verzeichnen. Der Anwendung concen- 
trirter Säuren steht einmal ihre kräftigere chemische Wirkung im Wege, 
die sich in unliebsamer Weise bei der nachfolgenden Destillation be- 
merkbar macht (es werden Sulfosäuren gebildet, welche sich in den 
Oden lösen und durch nachfolgende Behandlung mit Aetzalkalien und 
Wasser sich nicht daraus entfernen lassen, bei der nachfolgenden De- 
stillation aber unter Abscheidung von schwefliger Säure und Kohle zersetzt 
werden). Ausserdem sind die sogen. Säureharze derartig zäh und dick- 
flüssig, dass sie kaum von den Mischgefässen abzuziehen sind, zum 
grössten Theile an den Wandungen haften bleiben und, beim Nach- 
behandeln mit Wasser oder Lauge wieder zersetzt werdend, den ganzen 
Erfolg der Schwefelsäurebehandlung in Frage stellen. Erwähnt sei hier 
gleich noch, dass einige Fabriken zum Nachbehandeln ihrer fertigen 



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Erdöl, Paraffinindastrie. 55 

Ode eine gesättigte Lösung von Bleioxyd in Natronlauge mit gutem 
Erfolg zum Aufbessem des Oeniohes anwenden. — In einer Eeihe von 
Fabriken ist man in den letzten Jahren dazu übergegangen, die Destillation 
des Theers und seiner Producte im luftverdünnten Baume vor- 
zunehmen, und bedient man sich dazu allgemein der von £rey in der 
Industrie eingeführten Vacuumdestillationsapparate. Auch unter Zu- 
hilfenahme überhitzten Wasserdampfes wird vielfach zum Zweck der 
Erzielung hell gefärbter Oele destillirt. Die früher allgemein üblichen 
Kühlschlangen aus Blei haben solchen aus Gusseisen oder patent- 
geschweissten Rohren Platz gemacht. In den Fabriken, welche ihre 
Paraffine nicht in eigenen Eerzenfabriken verarbeiten, wird zum Theil 
die Paraffinmasse nochmals destillirt und dadurch ein Druck beimPress- 
process erspart Man ist neuerdings in einigen Fabrikanlagen dahin 
gekommen, nahezu vollständig geruchloses Paraffin zu erhalten, die 
zweimalige Destillation unterstützt diese Bemühung. — In der „Paraffin- 
reinigung'' sind wesentliche Neuerung^i nicht zu verzeichnen. Der 
Pressprocees ist derselbe geblieben, nur wendet man fast ausschliesslich 
mit Dampf abgeblasenes Oel beim Pressen an. Versuche, das dem 
Filterschuppen anhaftende Oel auf andere Weise als durch den üblichen 
Pressprooess zu entfernen, sind bislang ohne Erfolg geblieben. Das 
Ausschwitzverfahren hat sich in der Industrie nicht einbürgern können. 
Als Ersatz der Blutlaugensalzrück'stände und der verschiedenen Kohlen- 
pulver als Entfärbungsmittel wird in zwei Fabriken fein gemahlener 
Thon angewendet, und zwar mit gutem Erfolga Alle anderen Ent- 
färbungsmittel haben sich hier nicht bewährt. Zum Trennen des Paraffins 
vom Entfärbungspulver verwendet man jetzt mit Vortheil heizbare Filter- 



Bestimmung des Vergasungswerthes von Mineral- 
ölen. F. Helfers (Z.angew.l896, 650) empfiehltdenvon Wernecke 
construirten Laboratoriums-Yergasungs-Apparat ^), der schon bei Ver- 
gasung von 40 g Oel sichere Zahlen gibt. Der Apparat besteht aus einem 
Ofen a (Fig. 9, S. 56), welcher auf Füssen mit Stellschrauben ruht und 
dessen genau lothrechte Stellung das angebrachte kleine Loth b anzeigt. 
Die Ofenwandung, innen mit Asbest bekleidet, enthält ausser dem oberen 
Löcherkranz e zwei Durchbrechungen, von denen die untere zum An- 
zünden der Oasflamme dient, während die obere, mit Olimmerscheibe 
geschlossene ein Beobachten der Retorte gestattet; durch die am unteren 
Ende des Ofenmantels befindliche Lehre wird der Bunsenbrenner d 
oentrisch eingeführt Ueber den Ofen hinaus ragt der Retortenkopf 6, 
welcher mit zwei seitlichen Stutzen versehen, das Gasabzugsrohr f und 
die Füllvorrichtung, deren Dichtung durch üeberwurfmuttern gesdiieht, 
trägt Die Füllvorrichtung führt in das Innere der Retorte g bis dicht 
über eine Vertheilungsglocke. Ihre Einzeltheile sind folgende. Auf 
einem scheibenförmigen Fusse ist ein Ü-Rohr h befestigt, dessen einer 



1) Za beziehen von Franz Hugershoff, Leipzig. 

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56 



I. Grappe. Chemische Technologie der BrennstofEe. 



Schenkel einen kleinen Glascylindert tragt, während der andere Schenkel 
sich an das in die Retorte führende Rohr k anschliesst Dieses in die 
Retorte mündende Rohr ist als Ventil ausgebildet, indem an dem äusseren 
Ende ein Stopfbüchsenversehluss angebracht ist, durch welchen eine 



Fig. 9. 





// -7» l\ 



Nadel bis zum entgegengesetzten, mit einem Barte versehenen Rohrende 
läuft. — Auf diese Weise wird: 1. ein Nachtropfen in die Retorte ver^ 
mieden, 2. ein genaues Zurückwiegen des unverbrauchten Oeles durch«- 
fOhrbar, 3. ein Beobachten des Druckes in der Retorte ermöglicht — 
Im Innern der Retorte hängt das Gasentbindungsrohr/, über welches die 



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Enlöl^ Paraffioindustrie. 57 

Yertheilungsglocke m gehoben ist. Letztere setzt sich auf einen Vor« 
Sprung der inneren Retortenwand auf. Das in die Rille genannter 
Glocke tropfende Oel wird also gleichmAsaig nach der Retortenwandung 
geführt, an welcher es herabfliessend vergast Um Verstopfungen zu 
vermeiden, oder eingetretene Verstopfungen zu beseitigen, ohne den 
Versuch abbrechen zu müssen, ist der Retortendeckel mit Stopfbüchse, 
durch welche eine Stange n mit Schaber führt, versehen. — Die in der 
Betorte gebildeten Oase und Theerd&mpfe verlassen letztere durch den 
seitlichen Stutzen und treten in die Vorlage o. Die Vorlage bildet ein 
mit einem seitlichen Stutzen zum Eintritt der Gase vei*sehenes cylindri- 
sches Oefass, an dessen conischem Boden ein Ablasshahn p angebracht 
ist Der Haupttheil des Theerabscheiders Of ist, behufs Condensation, 
mit einem gewellten Drahtgazekem ausgefüllt und enthält im Deckel 
das Gasabzugsrohr q. Femer kann man die Condensation noch zweck- 
massig durch mit Glaswolle lose angefüllte KugelrOhren r vergrössem. 
Das Gas tritt von der Condensation nach dem Gassammelbehälter mit 
schwimmender Glocke. Der Gasometer wird mit einer Experimentir- 
gasuhr verbunden und das erhaltene Gas dann in der üblichen Weise 
photometnrt — Zunächst füllt man einen Hoffmann' sehen Tropf- 
trichter mit drehbarem Glasstabe s, wie er speciell für die Anthracen- 
Analyse verwendet wird, mit dem zu untersuchenden Oele und wiegt 
Tropftrichter + Füll Vorrichtung, fem er die Retorte einerseits und Vor- 
lage nebst Condensation andererseits. Nachdem man dann den Tropf- 
trichter über dem Glascylinder der Füllvorrichtung in die dazu bestimmte 
Schelle eingeschoben hat, beginnt man die Retorte zu beheizen, indem 
man die Flamme so gross einstellt, dass die Flammenspitzen etwas durch 
den oberen LOcherkranz des Ofens hindurchzüngeln. Sobald die Retorte, 
durch das obere Schauloch gesehen, hellrothglühend erscheint, öffnet 
man das Zuflussventil, indem man die darin befindliche Nadel, soweit 
angängig, zurückschraubt, vollständig. Hierauf dreht man den Glasstab 
des Tropftrichters soweit, dass das Oel langsam zu tropfen beginnt In 
der Zeit, in welcher der Glascylinder sich bis zur Nullmarke füUt, hat 
man die Tropfenzahl pro Minute zu ermitteln. — Um beurtheilen zu 
können, ob die Vergasung vollkommen oder normal ist, hat man die 
Farbe des Gases und des Gastheers im Theerabscheider zu beobachten. 
Hat das Gas eine braune Farbe und ist der Theer dunkel, so ist die Ver- 
gasung eine normale ; ist die Farbe des Gases weiss und die des Theers 
hellbraun, so ist unvollkommen vergast Der Oelzulauf ist dann zu stark. 
Ist dagegen die Farbe des Gases schwarzbraun und der Theer sehr dick- 
flüssig, so muss mehr Oel zufliessen. Die Tropfenzahl pro Minute wird 
je nach Beschaffenheit des Oeles und Beheizung der Retorte zwischen 
10 und 30 Tropfen schwanken. Um die für ein bekanntes Oel zweck- 
entsprechende Tropfenzahl zu ermitteln, wird sich ein Vorversuch 
empfehlen. Während des Vergasungsprocesses sind Schwankungen in 
der Tropfenzahl und in der Beheizung natürlich möglichst zu vermeiden, 
da hierdurch die Ergebnisse unrichtig werden könnten. — Bei Beendigung 



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58 !• Gruppe. Chemisohe Technologie der Brennstoffe. 

der Vergasung schliesst man den Tropftrichter und das ZuflussventiL 
Erst wenn eine Oasentwickelung nicht mehr zu erkennen ist, schliesst 
man den in der Zuleitung zum Gasometer befindlichen Hahn und löscht 
den Brenner aus. Hierauf lockert man die noch heissen Ueberwurf- 
muttem an den Retortenstutzen und stellt die Belastung der Olocke 
wieder wie beim Beginn der Vergasung her. Nachdem man dann das 
erzeugte Oas, behufs Abkühlung und Mischung, mehrere Stunden der 
Ruhe überlassen hat, liest man die Menge desselben an den Scalen bis 
auf Bruchtheile vom Liter ab und photometrirt — Die verbrauchte Oel- 
menge ergibt sich aus der Abnahme des Gewichtes von Tropftrichter 
-j- Zuflussvorrichtung, während die Zunahme der Retorte die gebildete 
Koksmenge und die der Vorlage nebst Ck)nden8ation die Gastheermenge 
angibt Man rechnet dann die erhaltenen Zahlen auf 100 k Oel um. 
So lässt sich die Gasausbeute und dann die Lichtstärke des Gases durch 
Photometriren ganz genau bestimmen. Nur besteht noch die eine 
Schwierigkeit, aus diesen erhaltenen Zahlen den Lichtwerth zu berechnen. 
Die bis jetzt allein übliche H i r z eT sehe Formel, nach der der Lichtwerth 
Gasausbeute X Lichtstärke X 1000 
"" 35 

ist, wobei 35 den stündlichen Gasconsum von 35 / bedeutet, liefert nur 
dann übereinstimmende Zahlen, wenn stets annähernd dieselbe Gasaus- 
beute erzielt ist. Wird aber unter verschiedenen Bedingungen vergast, 
so dass z. B. in einem Falle 50 cbm und in einem anderen 60 cbm Gas 
aus 100 k Oel erhalten werden, so gibt diese Formel im letzteren Falle 
eine bis zu 50 Proc. geringere Werthzahl an als im ersteren Falle, da die 
Lichtstärken in einem grosseren Maasse ab- bez. zunehmen, als es die 
Formel fordert. — Helfers ging von dem Gedanken aus, dass sich aus 
den verschiedenen erhaltenen Gasausbeuten und den dazu gehörigen 
Lichtstärken unter Zuhilfenahme irgend welcher Factoren für eine an- 
genommene mittlere Ausbeute durch Rechnung stets die gleiche Licht- 
stärke für ein und dasselbe Oel ergeben würde, und ermittelte durch 
eine Reihe von Vergasungen ein und desselben Oeles, die bei verschiedenen 
Temperaturen und verschiedenem Oelzufluss vorgenommen waren, folgen- 
des Verhältniss, das durch eine grosse Anzahl Vergasungen der ver- 
schiedensten Oele bestätigt wurde. 

Bei einem stündlichen Gasconsum von 35 l und Anwendung von V.-E. beim 

Photometriren verhält sich die Zu- bez. Abnahme der Lichtstärke (Z) zur Differenz 

zwischen der erhaltenen (A) und der angenommenen mittleren Gasausbeute 

(50 cbm) wie der Rückstand, Koks + Theer (C + T), zu 100 Gewichtstheilen OeL 

Z : (A - 50) - (C -t- T) : 100 

oderZ-^^— ^5^i^±^ 

Nennen wir nun die beim Photometriren beobachtete Lichtstärke L und die 
auf 50 cbm Ausbeute umgerechnete L50, so ist 
Uo-L-fZ 



100 



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Leuchtgas. 



59 



Bei BenutzuDg einer Hefnerlampe laatet die Formel, da 1 Y.-K. 
l,2HIList 

T „T I (A-50)(C+T) 



M7 



Leuchtgas. 

Retortenlademaschine von W. Arrol und W. Foulis 
(D. R P. Nr. 84 147). — Zweiseitig geheizter Eetortenofen 
▼on M. J. Joyce (D. R P. Nr. 87 979). 

Oefen mit geneigten Retorten bew&hren sich in Kassel, 
Chemnitz und Dresden (J. GasbeL 1896, 649). — Den Ofenbetrieb 
mit geneigten Retorten in Kassel beschreibt E. Merz (daselbst 
S. 493). 

Erfahrungen mit Lade- und Ziehmaschinen auf der 
Oasanstalt in Charlottenburg berichtet E. Schimming (J. GasbeL 
1896, 509). 

Gasreinigung. NachR Fleischhauer (D.RP. Nr. 86756) 
wird das Gas in einem geschlossenen Räume in innige Berührung mit 
einer grosseren Anzahl von porGsen 
oder von nicht an sich porösen, Fig. 10. 

aber mit porGsem Deckel d (Fig. 10) 
abgeschlossenen Hohlkörpern b ge- 
bracht, welche mit Waschflüssig- 
keit gefüllt werden, die die Wan- 
dung oder die Deckel der Hohl- 
körperdurchdringt unddieseäusser- 
lich benetzt Dadurch werden die 
in dem Rohgas enthaltenen ünrei- 
nigkeiten, wie Theer, Ammoniak 
u. 8. w., ausgeschieden. Der Apparat 
kann in Scrubbem, Gaswäschern 
und ähnlichen Vorrichtungen ange- 
bracht werden. Durch die Syphon- 
rinne t wird dem Apparat Wasser 
zugeführt, welches durch den Ver- 
theilungskasten k auf die ganze 
Breite desScrubbers vertheiltwird, 
und somit sich etwa ansammelnde 
Theerbefitandtheile noch besonders 
abspült 

Oaskühl- und -waschapparat von H. Breuer (D.RP. 
Nr. 84 520) ist mit Wassertaschen versehen. 

Ammoniakgewinnung aus Leuchtgas bespricht Knub- 
lauck (J. OasbeL 1896, 753). Entgasungsversuche im Laboratorium 
ergaben folgende Stickstoffvertheilung : 




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60 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



.Stickstoff auf Kohle bezogen 



Koks . 
Gas . 
Ammoniak 
Cyan . 
Theer 



Kohle 



Westfftlische 
Kohlen 

I. I II. 



I 



0,4660 
0,8660 
0,1850 
0,0268 
0,0212 
1,660 



0,5260 
0,6964 
0,2086 
0,0268 
0,0212 



1.4790 



Saar- 
kohle 



0,7610 
0,1896 
0,1874 

! 0,0480 



1,1760 



Vom Stickstoff in Proc. 



Westfälische 

Kohlen 

I. I II. 



30,0 

56,0 

11.9 

1,8 

1,8 



100,0 



35,6 

47,1 

14,1 

1.8 

1,4 



100,0 



Saar- 
kohle 



63,9 
16,1 
16,9 

4.1 



100,0 



Wichtig ist die Beseitigung des Ammoniaks im Gaswäscher, da 
sonst im Reiniger statt Ferrocyan Rhodan gebildet wird. — Kölner 
Leuchtgas enthält 0,15 Vol. Proc. Cyanwasserstoff. 

Gaswasserverwerthung. Nach Tieftrunk (J. Gasbel. 
1896, 345) betragen die Fabrikations-Ünkosten ffir 1 k Ammoniak im : 



Schwefel- 
sauren 
Ammoniak 
Pf. 



Concentrirten 
Ammoniak- 
wasser 
Pf. 



Völlig reinen 
Salmiakgeist 

Pf. 



1. Kühlwasser . . . 

2. Dampf 

3. Kalk 

4. Löhne 

5. Schwefelsäure . . 

6. Allgemeine Unkosten 



7 

20 

1 



1 

4 

7 

10 



34 



16 



26 



Da die gegenwärtigen Marktpreise derart sind, dass für die in Rede 
stehenden Producte fQr 1 k Ammoniak bezahlt wird : 

1. im schwefelsauren Ammoniak . . . •— 76 Pf. 

2. im concentrirten Ammoniak wasser . >=> 68 „ 

3. im völlig reinen Salmiakgeist . . . — 96 „ 

80 ist die Herstellimg von reinem Salmiakgeist am vortheilhaftesten. 

Zur Regenerirung der Reinigungsmassen empfiehlt 
H. Tor min (J. GasbeL 1896, 650) durch die Reiniger Luft hindurch- 
zusaugen. 

Wiederbelebung der Reinigungsmasse. NachW.Ley- 
bold (J. Gasbel. 1896, 500) verfolgt man die Regeneration durch üeber- 
giessen einer Probe mit Salzsäure imd Messen des entwickelten Schwefel- 
wasserstoffes. Aus einem Kasten wurde eine bereits mehrmals gebrauchte 
Masse vormittags als ausgebraucht entleert, auf einen Haufen geschüttet 
und nach eingetretener Erwärmung ausgebreitet; am nächsten Tag 
wurde dieselbe zweimal umgeschaufelt, am folgenden Tage ebenfalls 



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Leuchtgas. 61 

sweimal, und die Regeneration zeigte sich nach den Proben nun beendet 
Die erhaltenen Zahlen sind folgende : 

unten entnommene Proben. 

I.Tag 2. Ta^ 3. Tag 4. Tag 

Anzahl des ümschaufelns . Ausbreiten 2mal 2mal — 
100 g Masse entwickeln com 

Schwefelwasserstoff . . . 974,4 162,5 14,0 

Pn>c. Regeneration .... — 83,3 97,5 100 

Die von der Oberfläche entnonunenen Proben gaben, wie folgt, rasch Null, 
also vollständige Umsetzung. 
100 g Masse entwickeln com 
Schwefelwasserstoff ... — 

Eohlengas inNottingham hatte nachF.Clowes (Gasw. 24, 825) 
folgende Zusammensetzung : 

Schwere Kohlenwasserstoffe .... 5,3 Proc. 

Methan 34,2 

Wasserstoff 48,2 

Kohlenoxyd 6,6 

Stickstoff 5,5 

Sauerstoff 0,2 

Wassergas: 

Wasserstoff 49,6 Proc. 

Kohlenoxyd 40,8 

Kohlensäure 2,6 

Stickstoff 7,0 

(VgL J. 1887, 161 u. 176.) 

Anreichern von Gas. Nach Berlin- Anhaltisohe 
Maschinenbau-Actiengesellschaft (D. R. P. Nr. 83585) 
flieest Benzol über schräge, durch Dampfrohre gewärmte Wellbleche. 

Nachtsheim (Gastechn. 1896, 76) empfiehlt diese Vorrichtung. 
Dieselbe besteht aus dem eigentlichen Carburirapparat Ä (Fig. 11), aus 
einem Yorrathsbehälter B nebst FQllvorrichtung und Inhaltszeiger, aus 
der Begelungsvorhchtung und den nöthigen Yerbindungsleitungen. 
Der eigentliche Verdunstungsapparat A besteht aus einem rechteckigen 
gusseisemen Kasten mit abnehmbaren Deckeln, in welchen eigens ge- 
formte Bippenheizkörper eingelegt sind, welche mit Benzol berieselt 
werden. Die Rippen sind mit einem Tuche überzogen, welches sich 
YoUsaugt und das Benzol über die Verdunstungsflächen gleichmässig 
vertheilt Der Oaseintritt findet bei O statt, wobei das Gas stets dem 
Benzol entgegenströmt, so dass eine innige Berührung beider stattfindet. 
Das angereicherte Oas strömt bei O^ aus, um alsdann auf möglichst 
kurzem Wege das Hauptrohr wieder zu erreichen und sich mit dem 
übrigen uncarburirten Oase zu mischen. Der Benzolzulauf findet bei 
&4 statt 2»5 ist ein Probirhahn, mittels dessen man sich zu überzeugen 
hat, ob nicht etwa unabsorbirtes Benzol austritt. Um die Verdunstungs- 
temperatur steigern zu können und um den durch die Verdunstung 
selbst verursachten Wärmeverbrauch zu ersetzen, wird in die Rippen- 



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62 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

heizkörper Dampf geleitet Der Dampf tritt bei d ein und verlSsst den 
Apparat bei (fj. — Der Vorrathsbehälter B fasst 500 k Benzol, so dass 
er je nach der QrGsse des Carburirapparates für einen Bedarf von einem 
oder mehreren Tagen ausreicht Dieser Behälter erfüllt ausserdem den 

Fig. 11. 



Zweck, die ZustrOmung des Benzols zu dem Carburirapparate stets unter 
gleichem Dinicke vor sich gehen zu lassen, damit der Zulauf, wenn er 
einmal für einen bestimmten Bedarf eingestellt ist, auch stets in gleicher 
Weise fortdauert. Zu diesem Zwecke ist eine Vorrichtung angebracht, 
durch welche der Flüssigkeitsspiegel N des ausfliessenden Benzols steta 
in gleicher Höhe gehalten wird. B ist ein vollkommen geschlossenes 
Qefäss mit doppeltem Boden. Die Verdrängung des Benzols beim Aus- 
laufen findet durch Qas statt, welches durch das Bohr g in den imteren 
Baum eintritt. Durch die Verdrängung mittels Oas ist die nöthige 
Feuersicherheit erreicht, da der ganze Benzollauf nur in abgeschlossenen 
Oefässen vor sich geht und das Benzol nirgends mit Luft in Berührung 
kommt, also die Bildung von explosiven Gemischen ausgeschlossen ist. 
Oeffnet man nun den Hahn 3, so fliesst Benzol aus dem unteren Geßlsse 
aus. Ehe aber noch der Flüssigkeitsspiegel N sinken kann, tritt Gas 
durch das Verbindungsrohr g^ in den Vorrathsbehälter B imd bewirkt, 
dass so viel Benzol durch das Bohr h^ bei geöffnetem Hahn 2 nachfliesst, 
bis der steigende Flüssigkeitsspiegel N das Verbindungsrohr g^ wieder 
absperrt Der am Behälter B angebrachte Anzeiger gibt den Inhalt des 
Behälters nach Kilo Benzol vom spec. Gew. 0,88 an, so dass hieran der 
wirkliche Verbrauch an Benzol jederzeit genau abzulesen ist. Die 
Begelung des Apparates beschränkt sich lediglich auf die Einstellung 
des BegulirventUes r. 



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Leuchtgas. 



63 



TS 



30 

CO 

Ol 






2 

m 
O 



CD CO CO 



a 



5« 



il 

ja a> 

35 ^ 

es 

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CO 



O 






es 

o 

SR 
fco 

kl 

o 

J3 
o 

o 

;-l 

Ca 






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64 



I. Gmppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Gasgewinnung aus Kohlenwasserstoffen. Nach P. 
Dvorkovitz (D. R. P. Nr. 88 122) wird Erdöl oder Theeröle über Heiz- 
flächen geführt, welche, mit einer Temperatur von höchstens 300* be- 
ginnend, allmählich immer heisser werden, so dass die niedrigsiedenden 
Bestandtheile bei niedrigeren, die höher siedenden bei höheren Tempera- 
turen verdampfen und zur Vergasung gelangen. Nachdem der Flüssig- 
keitsstrom infolge vollständiger Verdampfung versiegt ist, werden die 
Dämpfe an Flächen von bis zu ungefähr 1000<> steigender Temperatur 
-entlang geführt, wobei nicht nur ihre Vergasung die mögliche Vollständig- 
keit erreicht, sondern auch die Bildung aromatischer Kohlenwasserstoffe 
in grossem umfange erfolgt 

Acetylenverdünnung. Wenn man Acetylen bei gewöhnlichem 
Druck verbrennt, so erhält man eine rothe russende Flamme. Um die 
Berührungsflächen zwischen Verbrennungsluft und dem zu verbrennen- 
■den Acetylen zu vergrössem, soll nun nach L. M. B ullier (D. R P. 
Nr. 85 759) das brennbare Gas mit Stickstoff oder einem anderen 
inerten , weder selbst brennbaren noch die Verbrennung unterhaltenden 
Oase verdünnt werden, und alsdann dieses verdünnte Gas in den ge- 
bräuchlichen Brennern und Leuchtapparaten zur Verbrennung gelangen. 
{Vgl. S. 83.) 

Zur gleichmässigen Entwickelung von Aoetylen- 
gas aus Calciumcarbid empfiehlt H. Schneider (D. R. P. 
Nr. 87 386) Salzlösungen, um das Acetylen so langsam und regel- 
mässig zur Entwickelung zu bringen, dass es in tragbaren Lampen 
unter Erzeugung eines praktisch gleichmässigen Lichtes gebrannt 
werden kann. — Ventil für Acetylenentwickler von W. Didam 
(D. R. P. Nr. 87 936). — Acetylengaserzeuger von G.Voigt 
<D. KP. Nr. 88 438). 

Acetylen ist nach N. Grehant (C. r. 121, 564) viel weniger 
giftig, als Leuchtgas mit 7 Proc. Eohlenoxyd. 

Trocknen und Carburiren von Leuchtgas geschieht 
nach L. Willson (Amer. P. 542320) mit Calciumcarbid nach 
€aCs + 2 ^0 ~ HsCaOs -}- CsH^. Der Acetylengehalt des Gases 
wird diann von der Feuchtigkeit bez. der Temperatur des Gases ab- 
hängen. 

Hexan aus Sohgasolin wird nach F. Haber undH.Samoy- 
lowicz (J. Gasbel. 1896, 435) beim Erhitzen auf 518^ nicht zersetzt 
Bei 600 bis 800^ bilden sich Olefine und Paraffine; das erhaltene Gas 
hatte z. B. folgende Zusammensetzung : 





Versuch bei 606». 


Versuch bei 750». 


CnHiü . . 


50,1 Proc. 


51,4 Proc. 


CnH2n + 2 


37.2(42,74) „ 


34,1(37,9) „ 


H . . . 


. 10,6 


13,1 


CO . . . 


0,0 


0,6 


CO, . . . 


. 0,46 


0,23 


N . . . 


• 1,64 


1,8 



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Beleuchtung. 65 

Beleuchtung. 

Lichteinheit Auf dem vom 4. bis 9. August 1896 iu Genf 
stattgefundenen Internationalen Elektrotechniker-Congress hat v. Hef ner- 
Alteneck (Elektrot. 1896,531) namens einer Commission des Con- 
gresses folgende Vorschläge gemacht: 1. Die internationalen photometri- 
echen Grössen basiren auf der Lichtstarke eines leuchtenden Punktes und 
sind in folgender Tabelle zusammengestellt: 

Grösse Name Symbol 

Kerze Lichtstärke J 

Lumen Lichtstrom * — Jw 

Lux Belichtung J^— — - 

o 

Kerzen für 1 qcm . . Erhellung « "^ tt 

o 

Lumenstunde .... lichtleistung ^ — * T 

Dabei bedeutet o» einen körperlichen Winkel, S eine Fläche, die in 
der Formel für Belichtung in Quadratmeter, in jener fQr Erhellung in 
Qo^ratcentimeter einzusetzen ist; 7 ist die Zeit in Stunden. — 2. Die 
Einheit des Lichtes ist die Kerze. — 3. Vorläufig kann die Kerze mit 
dner für die Bedürfnisse der Industrie ausreichenden Annäherung durch 
die horizontale Lichtstärke der Hefnerlampe dargestellt werden, wobei 
den n((thigen Correctionen Rechnung zu tragen ist. — Nach einem Yor- 
schlage von Mascart nahm der Congress für die Kerze den Ausdruck 
^Bougied^imale^'an, welcher bekanntlich auf derVi olle' sehen Platin- 
einheit beruht Die deutschen Congressmitglieder machten ohne Erfolg 
daraaf aufmerksam, dass die Y i o 1 1 e ' sehe Einheit in ihrer wirklichen 
Grösse selbst heute, 13 Jahre nach ihrer Schaffung, noch unbekannt sei 
und die Physikalisch-Technische Beichsanstalt trotz der sorgfältigsten 
Ao^Ohrung der Versuche bei derselben Abweichungen bis zu 25 Proc. 
fand. Trotzdem wurde die Bougie d^cimale, d. h. der zwanzigste Theil 
der V i o 1 le ' sehen Platinlichteinheit, als theoretische Einheit angenommen, 
wihrend zu industriellen Zwecken die Hefnerlampe benutzt werden soll 
unter Berücksichtigung des Verhältnisses ihrer Helligkeit zur Platin- 
etnheit Da man letztere nur sehr ungenau kennt, so schwebt dieser 
Beschluss, dem die deutschen Congressmitglieder ihre Zustimmung mit 
Recht vCTsagten, in der Luft. 

Die engL Incorporated Institution of Gas Engineers (Transactions, 
Lcmdon 1896, 52) hat folgende Beschlüsse gefasst: I.Einheit des Lichtes 
bleibt die bisherige Parliamentary Standard-Candle. — 2. Methven's 
üntersudiungen über den Einfluss des Feuchtigkeitsgehaltes der Luft 
auf die Helligkeit der Kerzen machen eine entsprechende Correction er- 
forderliclL — 3. Die Benutzung von mit Pentan carburirter Luft zur 
Herstellung von Zwischen-Lichtquellen ist sehr zu empfehlen. — 4. Als 
soldie dient am besten ein durch einen Schirm auf 10 Kerzen abge- 
blendeter Pentan-Argandbrenner. (Vgl. J. Gasbel. 1896, 682.) 

Jaliresber. d. ehem. Technologie. XLH. 5 



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66 I- Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Photometer nach Lummer und Brodhun ist von H. Krüss 
(J.Gasbel. 1896, *265) mit Gradbogen zur Messung der Liehtausstrahlung 
unter verschiedenen Winkeln versehen. — Flackerphotometer von 
0. N. Rood bespricht derselbe (das. S. 393). 

Lichtemission und Lichteinheit. Versuche von W.Wien 
und 0. Lummer (Ann. Phys. 56, 451) mit der Violle'schen Platin- 
lichteinheit und mit der Siemens' sehen Abänderung derselben hatten 
gezeigt, dass weder der Schmelz- noch der Erstarrungspunkt des Platins 
ohne besondere Bestimmung der Nebenumstände als Fixpunkte brauchbar 
seien. Es wurde deshalb von der Physikalisch-Technischen Reichsanstalt 
eine Methode aufgestellt, bei welcher die Lichtausstrahlung eines glühenden 
absolut reinen Platinbleches von stets derselben Temperatur der strahlen- 
den Oberfläche als Norm galt. Dieses Verfahren wurde von Lummer 
und Kurlbaum (Verh. phys. Ges. Berlin, 14. Juni 1895) ausgearbeitet. 
Als Lichteinheit dient hier 1 qo glühenden Platinbleches von einer be- 
stimmten Temperatur. Das Platinblech ist ungefähr 25 mm breit, 
60 mm lang und 0,015 mm dick, es wird durch eine Accumulatoren- 
batterie ins Glühen versetzt und von seiner ganzen Oberfläche durch ein 
davor gesetztes Diaphragma von 1 qc Oeffnung nur in dieser Ausdehnung 
benutzt Eine doppel wandige mit Eühlwasserspülung versehene Metall- 
glocke mit entsprechender Oefifnung für das Diaphragma bedeckt diesen 
Glühapparat, um die Strömungen der Luft abzuhalten, welche ein 
gleichmässiges Glühen des Platinbleches vollständig verhindern würden. 
Es zeigt sich, dass bei chemisch nicht ganz reinen Blechen durch das 
Glühen die Verunreinigungen herausverdampfen und dadurch die Ober- 
fläche nicht vollkommen glatt bleibt, so dass Abweichungen von 2 bis 
3 Proc. vorkamen, während bei chemisch reinen Blechen dieselben immer 
unterhalb eines Proc blieben. 

Kerzenbeleuchtung. Selbstthätig sinkender Windschutz für 
Kerzen von F. A. Hoppe (D. R. P. Nr. 87 365). —Kerzenhalter 
von E. P. Lehmann (D. R. P. Nr. 84 377). 

Erdöllampen von 0. Wollen berg (D. R. P. Nr. 85 624),— 
B. E. Heine (D.R.P. Nr.85 623), — E. Galtier (D.R. P.Nr. 84395), 

— E. Häckel (D.R.P. Nr. 84 135), — M. Zistl (D.R.P. Nr. 84769), 

— Kindermann & Cp. (D. R. P. Nr. 84 226), — Eckel&Glinicke 
(D. R. P. Nr. 86 965), — J. St. Roblin (D. R. P. Nr. 86504), — 
J. Schwiöbert (D. R. P. Nr. 83281), — P. Lucas (D. R. P. 
Nr. 83 315 und 83 328), — M. B. Engel (D. R. P. Nr. 88 081), — 
Stübgen & Cp. (D. R. P. Nr. 88573), — E. Cording (D. R. P. 
Nr. 88 574). 

Löschvorrichtungen für Erdölbrenner von Kray & Cp. 
(D. R. P. Nr. 86 936), — M. Oettinger (D. R. P. Nr. 85 625), — 
Catterson (D. R. P. Nr. 83297), — Wild & Wessel (D. R. P. 
Nr. 83303). 

Erdölregenerativlampe von J.Schülke (D.R.P.Nr.83899 
und 84 770) ist wenig einfach. 



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Spiritusverbrauch 


Spiritus für 
100 Kerzen 


111 CO (85Proo.] 


360 


127 (85 „ ] 


374 


117 (85 „ ] 


325 


117 (85 „ ) 


272 


112 (85 „ ) 


266 


103 (96 „ ) 


194 


105 (94 „ ] 


256 


97 (90 „ ) 


255 



Beleuchtung. g7 

Grubensicherheitslampe von P.Wolf (D.R P.Nr. 84285), 

— S. Lapaiowker (D. R P. Nr. 86873), — D. Brauckmann 
(D.R. P.Nr. 86 482 und 88 430), — A. FrauQois (D.R P.Nr. 88 572), 

— W. Kern (D. R P. Nr. 83 910). 

Oeldampfbrenner von A. Huff (D. R P. Nr. 87 415), — 
S. Turner (D. R P. Nr. 85 905), — F. Tyers (D. R P. Nr. 84 184), 

— A. Felsz (D.RP. Nr. 88 530), — Hantz (D. R P. Nr.87 965).— 
Z u g g 1 a s für Oelgaslampen von A. Z. e r m a i n s (D. R P. Nr. 88 388). 

Vergasungsvorrichtung an Spiritusglühlampen von 
F. Schuchardt (D. R P. Nr. 88 598) ist beachtenswerth. Nach den 
im Laboratorium des Vereins der Spiritusfabrikanten von M. Hayduck 
(Z. Spirit 1896, 80 und 128) mit verschiedenen Lampen ausgeführten 
Versuchen betrug der stündliche Verbrauch an Spiritus : 

Martini & Pledath 31 

Neue Gasglühhchtgesellschaft . . 34 

Deutsche OasglühUchtgesellschaft | . o 

H^«^ J53 

F. Schuchardt 41 

38 

F. Fischer (Z.angew. 1896, 433 u. 662) hatte im vorigen Winter 
Oelegenheit , Versuche mit einer Lampe der Neuen OasglühUchtgesell- 
schaft zu machen. Der Spiritus wird durch Dochte 
gehoben und dann durch eine Heizflamme verdunstet; Yis, 12. 

über der Flamme h&ngt ein gewöhnlicher Olüh- 
strumpf *). Die Art der Zündung und der Spiritus- 
verbrauch veranlassten aber baldigen Abbruch der 
Versuche. — Seit einigen Monaten besitzt Verf. eine 
Lampe von F. Schuchardt in Berlin, welche sich 
wesentlich dadurch von den anderen Lampen unter- 
scheidet, dass sie keinen Docht hat. Wie Fig. 12 an- 
deutet, fliesst der durch Verschraubung a in den ring- 
förmigen Behälter Ä gefüllte Spiritus durch zwei 
Rohre in den Behälter B und steigt von hier in dem 
mittleren Rohre auf. Soll die Lampe entzündet 
werden, so lässt man durch Hahn b eine kleine, 
bestimmte Menge Spiritus in die Schale e fliessen und 
entzündet diesen. — Dadurch wird die darilber be- 
findliche Wärmeflamme entzündet, welche den Spiritus 
im Mittelrohr verdampft. Der aufsteigende Dampf _. 

tritt bei n in einen kleinen Bunsenbrenner, über /—\ 

welchem der Olühstrumpf C aufgehängt ist — Die /^ ^ 

Lampe gibt ein angenehmes schönes Licht bei Ver- 

1) Vgl. Dingl. HO, 397; 111, 234. 

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68 



I. Gmppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Wendung von 93proa Spiritus ; besser noch ist 95proc. Spiritus, während 
Spiritus unter 90 Proc. nicht mehr brauchbar ist. Von 93proc. Spiritus 
brauchte die Lampe im Durchschnitt stündlich 97 cc und gab mit neuem 
Glühstrumpf 42 Kerzen, nach etwa 60 Stunden nur noch 36 Kerzen. 
Letztere sind bei der folgenden Zusammenstellung als praktischer Durch- 
schnitt bei längerer Verwendung angenommen. Wird 1 / denatunrter 
Spiritus zu 32 Pf. berechnet i), ferner 1 k Stearinkerzen zu 150 Pf., 
Erdöl zu 22 Pf., Kaiseröl zu 42 Pf., Icbm Leuchtgas zu 16 Pf. (Göttinger 
Preise), Ersatzkosten für Glühstrümpfe für 100 Kerzenstunden mit 0,5 Pf., 
so ergibt sich unter Berücksichtigung früherer Versuche (J. 1891, 64^ 
und der Versuche von Eubner (J. 1895, 76) folgende Zusammen 
Stellung: 





Laapfi- 
ttiid« 


Berechnet auf 100 Kerzenstunden 


WKrme 
in 1 Mi- 
qd in 

bstand 










bc tt> 


bc 




. a> 




0) 

1 

'2 


& 


1 

t 
> 


p a 

g O o «'S 

e a 


11 




00 


Leucht. 

Strahlung ii 

Proc. der 

Ges.-Energi 


Strahlende 

für 8 Kerzen 

nute auf 1 

37,5 cm A 












k 


k 


w 


w 


, 


cal. 


Kerwnjp^^^ß^ 


11,3 


920 g 


130 


1,18 


1,04 


8100 


— 


— 


8,7 


11,2 


770 g 


120 


1,22 


0,99 


7980 


1080 


0.45 


8,2 


« ,«, Flach brenaer 
^^^^^ Rundbrenner 


4 


0.6 


600 g 


13.2 


0,95 


0,80 


6240 


— 


— 


10,8 


26 


1»9 


330 g 


7,3«) 


0,53 


0,44 


3432 


1080 


— 


10,6 


8piritU8glühlicht 


36 


3,3 


270 cc 
(220 g) 


(8,6) 
9,1 


0,38 


0,25 


1247 


■^ 


— 


(1,2) 


. Schnitt- 




















1 brenner 


12 2,9 


1,6 cbm 


25.6 


0,91 


1,71 


8480 


820 


0,35 


6,2 


Leucht- ] Argand- 




















gas ) brenner 


254,8 


1,2 


19.2 


0,68 


1,28 


6360 


700 


— 


6,1 


IGltihUcht 


46 2,2 


0,25 


(4) 


0,12 


0,21 


1060 


140 


0,75. 


1,0 


( 








4,5 














Elektrisches Glühlicht 


15 


4,1 


— 


27,3 








400 


250 


7.14 


2,2 



Nach der Formel 

CjHeO + 30j — 2C0j + 3HjO 
gibt 1 k Alkohol 1,91 k Kohlensäure und 1,17 k Wasser 1 k 90proc. 
Spiritus, somit 1,72 k Kohlensäure und 1,15 k Wasser. Nach Berthelot 



1) Auf 100 / r. Alkohol werden 16,10 Mk. Maischraomsteuer bei der Dena- 
turimng rückvergütet; hiervon sind in Abzug zu bringen die Kosten für das 
Denatunrongsmittel mit 2 bis 2,50 Mk. für 1 hl reinen Alkohols, so dass also 1 hl 
lOOproc. denaturirten Spiritus um etwa 13,50 Mk. unter Börsennotiz geliefert 
werden kann, d. h. bei einem Berfiner Preise von 

32 Mk. 36 Mk. 40 Mk. 

kostet 1 hl lOOproc. Brennspiritus 18,50 Mk. 22,50 Mk. 26,50 Mk. 
also 1 l OOproc. Brennspiritus . . 16,65 Pf. 20,2 Pf. 23,8 Pf. 

oder 1 / 85proc. Brennspiritus . 15,7 „ 19,13 „ 22,53 ,, 

2) 13,9 bei Kaiseröl. 



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Beleuchtung. 69 

und Matignonhat Alkohol einen Brennwerth von 7068 w, IkOOproc. 
Spiritus somit 6361 w oder bezogen auf Wasserdampf gewöhnlicher 
Temperatur 5671 w. — Bei der strahlenden Wärme sind 8 Kerzen in 
37,5 cm Abstand als gute Beleuchtung angenommen, welche 50 Meter- 
kerzen gut entsprechen; die 1,2 cal sind fQr Spiritusglühlicht ent- 
sprechend der Oesammtwärme nach dem Gasglühlicht geschätzt Dar- 
nach ist Gasglühlicht am billigsten ; dann kommt gutes ErdGllicht und 
Spiritusglühlicht. Elektrisches Glühlicht ist am theuersten. — Am 
Schreibtisch ist die strahlendeWärme besonders lästig. Hierfür 
ist die Erdöllampe am schlechtesten ; sie gibt heissen Kopf und erfordert 
Lampenschirme. Am günstigsten sind Gasglühlicht, dann Spiritusglüh- 
licht und elektrisches Glühlicht Von allen tragbaren Lampen ist 
das Spiritusglühlicht am besten für den Schreibtisch geeignet ; wo man 
Leuchtgas haben kann, wird man Gasglühlicht vorziehen, da Spiritus- 
glühlichtlampen sorgsamere Behandlung erfordern. 

Patentirt wurden andere Yergasungslampen bez. Dampf- 
brenner für Glühlicht, von denen wohl die meisten für Spiritus berechnet 
sind. Nach G. Richter (D. R P. Nr. 85562) wird die zur Ver- 
dampfung des Brennstoffes erforderliche Wärme durch Leitung des 
Metalls der Vergaserretorte erhalten und der letzteren durch Flammen 
mitgetheilt, die an den Wandungen im Innern der Retorte durch ein- 
tretende Luft so unterhalten werden, dass dieselben mit dem flüssigen 
Brennstoff nicht in Berührung kommen. 

Die Glühlichtlampe von 0. Helfft (D; R. P.Nr. 88 360) ist 
derart eingerichtet, dass der Brennstoflfbehälter über demReflector ange- 
ordnet bezw. der letztere als Brennstofifbehälter ausgebildet ist und die 
Saugdocht- und Gassammeirohre den oberen Theil des Lampency linders 
umschliessen, so dass die Gase der Flamme die Vergasung ohne besondere 
Heizflamme zu unterhalten vermögen. 

Glühlichtlampe. Nach A. Schmitz (D. R. P. Nr. 84286) 
besitzt der Brennerkopf k (Fig. 13) untere Ausströmungsöffnungen t, 
welche derart angeordnet sind, dass die gebildete Flamme gleichzeitig 
den Glühkörper o und die als Vergaser dienenden Zuführungs- 
Tohre g für den flüssigen Brennstoff erhitzt. Ausser- 
dem ist der Brenner mit einem centralen Luftzu- Fig. 13. 
führungsrohr l versehen, aus welchem die Luft 
unter einer Kappe n in den Brennerkopf eintritt 
und dadurch gezwungen wird, sich mit dem aus 
den Vergaserrohren g eintretenden Gas innig zu 
mischen. 

Auf die Vergasungs- bez. Glühlicht- 
lampen von S. Marcus (D. R. P. Nr. 87 611),— 
A. Ricks (D. R. P. Nr. 87 896), — Schuster & 
Baer (D. R. P. Nr. 88 080), — J. Mücke (D. R. P. 
Nr.85150), — A. Meyenberg (D.R.P.Nr.88 529) 
sei verwiesen. 



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70 !• Önippe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Löschvorrichtung für Spiritusglühlampen von A. 
Perlich(D. R. P. Nr. 87 097). 

Gasbeleuchtung. Nach J. Schülke (D. R. F. Nr. 87 781) 
wird die Yerbrennungsluft der Flamme in gegen einander gerichteten, 
im Brennerkörper oder Zugglase angebrachten Luftwegen bezw. Kanälen 
von gegenüberliegenden Seiten entgegengeleitet, um eine Ausbreitung der 
leuchtenden Flamme zu erzielen. 

Regenerativ. Gaslampe von E. Grund (D.R.P. Nr.84832) 
und Lamp Manufacturing Comp. (D. R. P. Nr. 87 815). 

Elektrische Gaszünder von W. N. Jaskey (D. R. P. 
Nr. 83 589), — M. ülmer (D. R. P. Nr. 83 974), — 0. v. Morstein 
(D. R P. Nr. 80 276, 87 903 u. 88 271) und J. Jahnsson (D. R. P. 
Nr. 88 393), — E. G. Rüden (D. R. P. Nr. 87 978). 

Gasglühlichtbrenner. Nach H. Kirchweger (D. R. P. 
Nr. 88 439) ist der Brenner mit einem schneckenförmigen Mischkanal 
versehen. — Nach Walther (D. R. P. Nr. 83 645) ist die Luftkammer 
verbreitert und zweitheilig gemacht, um dem abnehmbaren Obertheii des 
Brenners einen breiten Fass zu geben und ersteren hinstellen zu können. 
Nach Gesellschaft für stoss feste Glühlichtbrenner 
(D. R. P. Nr. 87 980) befinden sich im Innern des Brennerkopfes Federn, 
die einerseits den Qlühkörper tragen, andererseits an der Wandung des 
Brennerkopfes befestigt sind. 

Glühlichtbrenner. Nach F. Deimel (D. R. P. Nr. 86 399) 
ist die OefTnung des blau brennenden Zündbrenners so auf den Glüh- 
körper gerichtet, dass die Zündflamme nur einen Theil des Glühkörpers 
zum Erglühen bringt. 

Misch Vorrichtung. Nach E. Ernst (D. R. P. Nr. 87 937) 
sind in den Weg des Gas- und Luftgemenges zwei axial in einander 
gesteckte Spiralen b d (Fig. 14) eingeschaltet, welche in zu einander ent- 
gegengesetzten Richtungen gewunden sind, um 
*^ß- ^^' Yicr. 15. die verschiedenen Schichten des Gemenges auf 
deren Wege gegen einander zu führen und da- 
durch eine gute Mischung zu erzielen. 

Gasglühlichtbrenner. Nach 
C. Sommerfeld (D. R. P. Nr. 86 670) ist 
der mit seitlichen Ausströmungsöffnungen ver-* 
sehene Brennerkopf E (Fig. 15) mit einem den 
Glühkörper führenden cylindrischen Stossringe 
O in der Weise verbunden, dass die heisseste 
Zone der Flamme vertical über dem Schlitze 
zwischen E und O liegt. 

Brenner für Gasglühlicht von 
C. Seel (D. R. P. Nr. 83636) besteht aus einem Bunsenbrenner mit 
darüber angeordnetem eigentlichen Brenner. Zwischen beiden ist ein im 
Gasgemisch arbeitendes Flügelrad angeordnet, welches, durch den Gas- 
und Luftstrom bewegt, ein inniges Mischen und Rotiren der Ströme und 




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Beleuchtung. 71 

dadurch gleichmftssiges und regelmässiges Brennen der Flamme herbei- 
f&hrt. Ein Regel k (Fig. 16) unterhalb des oberen Brenners dient zum 
Kachauswärtsleiten des Gas- und Luftgemisches, zum Zweck, 
eine Verbreiterung der Brennflamme zu erzielen. 

Cylinderträger für Glühlichtlampen von 

F. Deimel (D. R. P. Nr. 84 976).— Vorrichtung zum 
Brennen von Glühstrümpfen von Th. Hahn (D. R P. 
Nr. 84 975). 

Deckenlampe für Glühlicht von J. Pintsch 
(D. R. F. Nr. 80270). — Vorrichtung zur Erleichte- 
rung des Abnehmens der Cylinder bei Glühlampen von 

G. Wouters (D. R. P. Nr. 87 612). 

Entwickelungsgeschichte des Gasglüh- 
lichtes bespricht v. Knorre (Verh. Gewerbfl. Sitzb. 
1896, 160). 

Gasglühlichtleuchtmasse. Nach A. Kiesewalter (D.R.P. 
Nr. 87 999) wird eine Mischung von Baryum- und Magnesiumoxyd 
mit einem Zusatz von Antimon- oder Wismuthoxyd in feurigen Fluss 
gebracht und die gebildete Fritte zu weiterer Verwendung in Säure 
gdöst. 

Herstellung von Glühkörpern für Gasglühlicht auf elek- 
trolytischem Wege. Nach R. Langhans (D. R P. Nr. 87 731) 
erfolgt die Herstellung von in sich zusammenhängenden und fest an ihrer 
Unterlage haftenden, aus den Oxyden der Erd- und Erdalkalimetalle be- 
stehenden üeberzügen in der Weise, dass man wässerige Lösungen der 
bauschen Erd- oder Erdalkalisalze bei hoher Stromdichte elektrolysirt 
und den auf der stromleitenden Unterlage gebildeten Niederschlag der 
Hydroxyde auf der Elektrode trocknet und erhitzt Die auf metallischer 
Unterlage erhaltenen Erdoxyd hydratüberzüge sichert man beim Trocknen 
gegen Rissigwerden dadurch, dass man dieselben auf der Unterlage 
durch Eintauchen in wässerige Lösungen von organischen Säuren, wie 
Kohlensäure, Gerbsäure, Weinsäure, Oxalsäure und ähnliche, bezw. in 
wässerige Lösungen der Salze dieser Säuren in die betrefifenden Salze 
überführt und dann diese durch Glühen in Oxyde verwandelt, oder 
dieselben unter Benutzung ihrer Unterlage als Anode in der wässerigen 
Lösung der genannten Säuren oder Salze durch Einwirkung eines Stromes 
von geringer Dichte in das entsprechende Salz umwandelt und dann dieses 
durch Erhitzen wieder in Oxyd überführt. 

Auer's Glühlicht-Patente. DasUrtheil des Reichsgerichtes 
vom 14. Juli gelangt zu folgendem Schluss: 

Besumirt man die bisherigea Ausführungen, so würde also dem Dr. Auer 
TOD Welsbach, jetzt der österreichischen Gasglühlicht- Actiengesellschaft in 
Wien, statt der Ansprüche 1 bis 3 des Patents 39 162, der Ansprüche 1 bis 6 des 
Zosatzpatents 41945 und statt der Anspmche 1 bis 3 des Zosatzpatents 74745 
patentirt bleiben : 

Ein Gesam mtverfahren zur Herstellung von Glühkörpern für Incandesoenz- 
gisbrenner, welches cbarakterisirt wird durch die nachfolgenden Stadien , die in 



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72 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

denselben verwendeten und bearbeiteten Stoffe und den Patentbeschreibungen 
entsprechenden molecularen Mischungen von Stoffen in den diesen Beschreibungen 
entsprechenden Yerhältnisszahlen, welche nach Maassgabe dieser Entscheidungs- 
gründe innerhalb gewisser Grenzen variabel sind. Das Gesammtverfahren ver- 
&uft so, dass 

I. gebildet werden Nitrate, Sulfate oder äquivalente Verbindungen von 

1. Thoroxyd im Sinne der chemischen Erkenntniss und der chemischen 
Darstellungen vom Jahre 1886, insonderheit nach dem Stande der 
chemischen Wissenschaft vom 20.0ctober 1886, dem Tage, an welchem 
der Erfinder zuerst einen Patentanspruch auf Thoroxyd angemeldet hat 
(Patentanspruch 3 des Zusatzpatents 41 945); oder 

2. von den unter Nr. 2 der ürtheilsformel bezeichneten Stoffen in mole- 
cularen Mischungen (abgeänderter Anspruch 3 des Hauptpatents) ; oder 

3. von den in der Ürtheilsformel 6 bezeichneten Stoffen in molecularen 
Mischungen, oder von 

4. den in der Ürtheilsformel 7 gedachten Stoffen in molecularen Mischungen. 
Dabei bleibt dem Patentinhaber vorbehalten , abgesehen von den bereits in 

Nr. 2 der ürtheilsformel bezeichneten Zusätzen nach Maassgabe der Patent- 
besohreibungen zu geben einen Zusatz von 

a) Thoroxyd im obigen Sinn von 1886 zu den vorstehend unter 2 gedachten 
Mischungen ; oder von 

b) Ceroxyd nach Maassgabe der Patentbeschreibung zu den vorstehend 
unter 1 aufgeführten Stoffen , oder den vorstehend unter 2 und a ge- 
dachten Mischungen zur Erzeugung constant gelben und intensiven Lichts ; 

c) oder von der unter 7 der ürtheilsformel gedachten Mischung zu der 
unter 2 der ürtheilsformel gedachten Mischung , wie in den Patenten 
beschrieben ; 

d) oder von der unter 7 der ürtheilsformel gedachten Mischung zu den 
vorstehend unter 3 ab gedachten Mischungen. 

n. Die so gebildeten Salze werden nach Maassgabe der Patentbeschreibung 
des Hauptpatents, wobei indessen die 5 letzten Absätze der Patentbeschrei- 
bung unberücksichtigt bleiben, gelöst 

III. Diese Lösung der vorbezeichneten Stoffe und Mischungen 
wird den im Patentanspruch 3 des Hauptpatents näher bezeichneten Ge- 
weben imprägnirt und 

IV. bis zur ümbüdung der so gebildeten Mäntel zu Leuchtkörpem in der Glüh- 
hitze nach Maassgabe der Beschreibung des Hauptpatents vorgeschritten. 

Nach Maassgabe des Patentgosetzes wird dem Patentinhaber der Schutz 
für die so hergestellten Glühkörper ertheilt, wie im Patentanspruch 3 des Zusatz- 
patents 41 945 ausdrücklich vorbehalten ist. 

Lichtemission seltener Erden. Ch. E. St John (Ann» 
Phys. 56, 433) brachte zur Hälfte mit dem Oxyd belegtes, zur Halft» 
blankes Platin in einen Ofen mit einer Temperatur von 1100 bis 1200<>; 
durch ein Loch konnten die Bleche beobachtet werden. Die Messungen 
wurden mit einem Spectrophotometer gemacht und über eine grössere 
Anzahl von Oxyden ausgedehnt. Es ergaben sich zunächst bei der Wellen- 
Iftnge von X <» 0,540 die Helligkeiten : 

Platin 1,000 

Magnesiumoxyd 1,000 

Didymoxyd 0,987 

Zirkonoxyd 1,015 

Lanthanoxyd 1,017 

Erbiumoxyd 0,971 

Eisenoxyd 1,015 

Zinkoxyd 1,008 



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Beleuchtung. 75 

Die Körper zeigten also nahezu die gleiche Helligkeit, entsprechend 
dem von Kirchhoff ausgesprochenen Satze, nach welchem in einem 
geschlossenen von gleich temperirten Körpern begrenzten Baum ein von 
irgend einem Fl&chenstfick in irgend eine Richtung ausgehendes Strahlen- 
bündel, welches aus emittirten und reflectirten Strahlen zusammengesetzt 
ist, dieselbe Beschaffenheit zeigt, nämlich diejenige, als wenn das Strahlen- 
bündel von einem schwarzen Körper ausginge. (J. Oasbel. 1896, 427.) 
Der hierdurch nachgewiesene umstand , dass auch die untersuchten 
seltenen Erden sich ebenso verhalten, schliesst die bisher vielfach ge- 
äusserte Yermuthung, dass es sich bei dem Glühen dieser Erden im 
Auerbrenner nicht allein um eine Lichtausstrahlung in Folge der Tem- 
peratur allein handelt, sondern dass dabei noch eine gewisse bei der 
Bildung der Erden aufgespeicherte Energie wieder in Form von Strahlung 
abgegeben wird, vollständig aus ; denn solche Luminiscenz hätte gerade 
bei der Art der Anstellung des Versuches zur Beobachtimg gelangen 
müssen. — Um das Emissionsvermögen der zu untersuchenden Körper 
allein zu bestimmen, mussten die von den glühenden Wänden des Ofens 
kommenden, von den Platinblättchen reflectirten Strahlen ausgeschlossen 
werden. Dieses geschah dadurch, dass in den Ofen bis in die Nähe der 
Platinbleche ein heisses, aber nicht glühendes Porzellanrohr eingeschoben 
wurde. Dann kamen nur die von den glühenden Blechen direct aus- 
gesandten Strahlen zur Geltung und es erschien das unbelegte Platin- 
blech sehr dunkel im Vergleich zu dem mit Oxyd belegten. Sobald da» 
eingeschobene Rohr die Temperatur des Ofens angenommen hatte, war 
natürlich der Unterschied wieder ausgeglichen. John erhielt bei einer 
Ofentemperatur von 1050^ folgende Zahlen für die Helligkeiten bezogen 
auf die Helligkeit des glühenden Platins : 

WellenläDgeD 

0,643 0,568 0,515 

Platin 1,00 1,00 1,00 

Magnesiumozyd .... 2,68 2,99 3,81 

Zirkonoxyd 2,84 3,15 4,03 

Lanthanoxyd 2,23 2,15 2,27 

Erbiumoxyd 2,50 2,55 3,35 

Zinkoxyd 2,44 2,65 3,04 

Leider wurde das Thoriumoxyd, welches den Hauptbestandtheil der 
Oasglühlichtstrümpfe bildet, nicht untersucht. Jedoch ist anzunehmen, 
dass das allgemeine Ergebniss über das Leuchten der Metalloxyde auch 
auf die Thorerde Anwendung findet, dass also auch hier keine Luminis- 
cenz statthat, sondern nur ein Glühen entsprechend der Temperatur des 
Bunsen-Brenners , welche nach den Untersuchungen von Mac Crae 
(Ann. Phys. 55, 97) im heissesten Theile der Flamme auf 1725® anzu- 
nehmen wäre. Die Annahme, dass die Abnahme der Leuchtkraft eines 
Olühstrumpfes von dem allmählichen Abklingen der Luminiscenz des 
OlühkOrpers herrühren, ist also nicht mehr ; J o h n erklärt diese Inten- 
sitätsverminderung durch eine nach längerem Qlühen eintretende Zu- 



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74 I- Oruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

sammenschrumpfung des Olühkörpers, wodurch die strahlende Oberfläche 
desselben verringert wird. 

Das Auer'sche Gasglühlicht bespricht Söhren(J.Ga8bel. 
1896, 545) mit besonderer Eücksicht auf die Strassenbeleuchtung. Hier 
mögen nur die Angaben über die Bezugsquellen der seltenen Erden folgen. 
Die hauptsächlichsten Mineralien sind : 

Orthit { mit: 10 bis 20 Proc. Ceroxydul, 3 Proc. Yttererde , 10 Proc. 

A 1 1 a n i t { Lanthan, etwas Erbium u. s. w. 

Gadolinit mit: Yttererde, Lanthanoxyd, Ceroxydul, Erbinerde u. dgl. 

Xenotim mit: 62 Proc. Yttererde, 11 Proc. Ceroxydul, 27 Proc. Phos- 
phorsäure. 

Euxenitmit: 31 Proc. Niobsäure, 18 Proc. Yttererde, 2 Proc. Ceroxydul 
u. 8. w.; nach anderen Analysen ist der Gehalt an Niobsäure und Yttererde 
noch grösser. 

Yttrotantalit mit: 19 Proc. Yttererde u. dgl. 

Fergusonit ( mit: 48 Proc. Niobsäure, 46 Proc. Yttererde, 4 Proc. 

Tyrit ( Ceroxydul. 

Cerit mit: 13 Proc. Ceroxydul, 8 Proc. Lanthan und Didymoxydul. 

Zirkon mit: 57 Proc. Zirkonsäure, Tantalsäure u. s. w. 

Monazit mit: Ceroxydul imd Lanthanoxyd u. s. w. 

In mehreren der bisher genannten Mineralien ist in schwankenden 
und nicht allzu grossen Mengen auch Thoroxyd enthalten, wenn auch 
die älteren Analysen das nicht immer nachgewiesen haben. Vielleicht 
haben aber gerade der neuere Befund von Thoroxyd in diesen Mineralien 
oder die Wirkung des zunächst unerkannt vorhandenen Thoroxydes spater 
dazu geführt, das Fluid des Gasglühlichtes in der Hauptsache aus Thorium- 
oxyd vermischt mit den Stoffen herzustellen, die schon früher für die 
Herstellung des Auerlichtes patentirt waren. Die bedeutendsten Fund- 
orte liegen in Schweden, Norwegen, Sibirien, Amerika, Australien ; aber 
an keinem Fundorte werden die angeführten Mineralien, jetzt etwa Monazit, 
Cerit, Zirkon ausgenommen, anders als ganz nebenher gefunden; ihr 
Preis ist daher ein hoher, und auf Grund dieser Spärlichkeit des Vor- 
kommens glaubte man dem Auerlicht keine grosse Verbreitung prophe- 
zeien zu dürfen. Das war noch mehr der Fall als es galt, das Fluid aus 
-den noch selteneren, thorhaltigen Mineralien zu gewinnen. Indessen, 
OS zeigte sich auch hier wieder, dass Aussicht auf lohnenden Erwerb 
Schwierigkeiten der geschilderten Art zu überwinden weiss. — Das 
Thoroxyd wurde zunächst aus den Mineralien Thorit und Orangit 
gewonnen, die als eingesprengte kleinere Massen und als Krystalle in 
norwegischen Eruptivgesteinen vorkommen. Sie bestehen aus durch- 
schnittlich 73 Proc. Thoroxyd, 1 7 Proc. Kieselsäure und 1 Proc. Wasser. 
Noch i. J. 1872 waren diese Mineralien so selten, dass die leistungs- 
fähigsten Mineralienhandlungen Orangit und Thorit in kleinen Mengen 
zu 1000 M. das Kilogramm an Laboratorien anbieten durften. Als dann 
in Norwegen der Grubenbetrieb grosse Ausdehnung gewonnen, mehrten 
sich auch die Mineralfunde ; doch schwankt auch heute noch der Preis 
für das Kilogramm Thorit-Orangit zwischen 250 und 350 M., und es 
dürfte bei dem raschen Absatz der gefundenen Mengen schwer sein, 



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Beleuchtung. 75 

beute 15 k Thorit-Orangit auf einmal in Norwegen aufzutreiben. Dieses 
führt die Verbraucher dazu, Thor auch aus anderen Mineralien zu ge- 
winnen, wie der aus Norwegen und Sibirien stammende Aeschynit 
mit 15 Proc. ThO^; dieser ist aber nicht minder selten und thener wie 
Thorit Dann kamen der Tscheffkinit mit geringem Gehalt an Thor- 
oiyd, der aber für das Product einiger Fundorte bis zu 21 Proc. steigt, 
und die Mineralien wie: Gadolinit, Orthit, Xenotim und endlich 
derMonazitan die Reihe, also Mineralien, welche der Regel nach einen 
geringen Gehalt an Thoroxyd aufweisen. — 0. A. Derby hatte durch 
Schlemmung von Schutt, den Gneiss und Granitgesteine lieferten, auf 
weite Strecken an der KQste Brasiliens, Monazit nachgewiesen. Ebenso 
fand sich Monazit in den Sauden der Flüsse von Nord- und Sfidkarolina 
und Canada. Da diese sog. Monazitsande in ungeheuren Mengen zu 
gewinnen waren, und da endlich der Monazit beispielsweise in Nord- 
karolina etwa 4 Proc. Thoriumoxyd enthält, so brachte man sehr bald 
das Rohproduct in genügender Menge und zu annehmbarem Preise auf 
den Markt So ist es gekommen, dass heute vor allen anderen Mineralien 
Monazit zur Herstellung des Fluids dient. Die Monazitsande, wie sie 
beute nach Europa geliefert werden, bestehen aus etwa 70 Proc. Monazit, 
dem Xenotim, Zirkon, Titaneisen, Magneteisen, Quarz- und Gesteins- 
brocken, und organische Reste beigemengt sind. — Es werden fort- 
während neue Fundstellen aufgeschlossen. So enthält ein leicht zu ver- 
arbeitender, australischer Monazitsand auch Orangit und sein Gehalt an 
Thoriumoxyd beträgt 4 bis 8 Proc. Im brasilianischen Monazit fand 
Drossbach 60 bis 70 Proc. Ceroxyd, ^a ^is 1*/^ Thorerde, sowie 
Erbiumoxyd und andere Oxyde der Yttergruppe. — Ein Halbproduct, 
Thoriumpräcipitat genannt, ein technisch hergestelltes Thoriumoxyd- 
hydrat mit 86 bis 88 Proc. Thoriumoxyd, wird gegenwärtig in Europa 
als Handelswaare angeboten, das mit 70 Pfd. Sterl. für das englische 
Pfand oder zu 80 Pfd. Sterl. für das Pfund Thoriumoxyd gehandelt 
wird. — Wie bekannt, müssen sämmtliche Auer-Gesellschaften ihr „Fluid", 
d. h, die Salpetersäure Lösung der Oxyde, von der Wiener Firma be- 
liehen, und zwar für angeblich 5 Pfd. Sterl. für 1 k zuzüglich eines 
Zuschlages von 2 Pfd. Sterl. für 1 k. Den Zuschlag hat man neuerdings 
in Form einer Preisermässigung fallen lassen; 1 k Fluid soll 280 g 
Nitrat enthalten. — Nach R. Gray in Paris können auch die billigeren 
Oxyde der Gruppe, die an Zirkonerde gebunden sind, zu Glühkörpem 
verwendet werden, wenn man auf die Wärmeentwickelung keine Rück- 
sidit zu nehmen braucht. Man wird also bei Ankauf von Glühkörpern 
auch diesen Punkt in Betracht zu ziehen haben, da durch das dauernde 
Sinken ihrer Preise die Fabrikanten leicht zu dergleichen Stoffen zu 
greifen sich veranlasst fühlen könnten. — Infolge der hohen Preise, 
weldie die deutsche Gasglühlicht-Gesellschaft für ihre Glühkörper fest- 
g^etzt hatte (2,50 M.) wurde auch hier, mehr noch wie bei den Brennern, 
der Wettbewerb durch den in Aussicht stehenden hohen Gewinn wach- 
gerufen. Bei den angestellten Analysen fand man bald heraus, dass 



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76 



I. Gnippe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



das Fluid nicht nach den in der Patentschrift des Dr. Auer angegebenen 
Verfahren gemischt sei, sondern in der Hauptsache aus Thohumoxyd 
bestand. Darauf fussend und in der Ansicht, dass die gebrauchten 
Mischungen nicht unter das Patentgesetz fielen, machten sich ver- 
schiedene Chemiker an die Arbeit, und nach vielen Versuchen und an- 
gestrengter Thätigkeit traten plötzlich i. J. 1894/95 eine Anzahl bekannter 
Firmen auf, denen es gelungen war, ein brauchbares Glühlicht herzu- 
stellen. Es waren dies die Firmen: Benas, Butzke, Eramme, Kroll, 
Berger & Co., Salzmann, Stobwasser in Berlin, Hilpert und Weber in 
Nürnberg und Gautzsch in Münster, Steuer in Dresden u. A. Die Zahl 
der Fabrikanten von Brennern und Qlühkörpern ist mittlerweile, soweit 
dieselben bekannt geworden sind, in Deutschland auf 74 angewachsen, 
von denen 48 ihren Wohnsitz in Berlin haben. 



"Vergleichende Messungen verschiedener Brenner 
mit einem Glühkörper bei 120 / stündlichem Gasverbrauch und 32 mm Druck. 





Glühkörper von 


Brennerkopf von 


Auer 


Salzmann 


Killin^^ 




Hfl. 


Liter für 
1 Hfl. 


Hfl. 


Liter für 
1 Hfl. 


Hfl. 


Liter für 
1 Hfl. 


Auer 

Salzmann 

Wippholz 

Weber 

Hoffer 

Siemens 

Meteor 

Gantzsch 

WiUig (neues Modell) . 

n (altes . ) . 

Butzke 


69,7 
69.7 
69,7 
67,8 
67,8 
67,8 
67,8 
65,8 
66,8 
3t,2 
42,9 


2.0 
2,0 
2,0 
2,1 
2,1 
24 
2,1 
2,1 
2,1 
3,9 
2.9 


62,0 
67,8 
61.8 
67.8 
61,8 
62,0 
67,8 
66,8 
66.8 
27,3 
41,6 


2.3 
2,1 
1.9 
2,1 
1,9 
2,3 
2.1 
2,1 
2,1 
4,4 
2,9 


67,8 
62,0 
67,8 
67,8 
66,8 
62,0 
49,8 
49,8 
53,2 
26,6 
33,2 


2,1 
2,3 
2,1 
2,1 
2,1 
2,3 
2.4 
2.4 
2.2 
4.4 
8.6 



Die Lichtvertheilung des Glühlichtes untersuchte 
H. Drehschmidt (J. GasbeL 1896, 765); die holophanen Glocken 
waren mit innern lothrechten und äusseren wagrechten Cannelirungen 
versehen, die diffusen Glocken nur mit äusseren wagrechten Canne- 
lirungen; siehe Tabelle S. 77. 

Leuchten der Gasflamme. A. Smithells (J. GasbeL 
1896, 219) kritisirt die Acetylentheorie von Lowes (J. 1895, 58); er 
gelangt zu folgenden Schlüssen : 

1. Die Beschreibung der Flammenstructur , wie sie Lew es annimmt, ist 
nicht in Uebereinstimmang mit den Thatsachen. 

2. Es gibt keinen Anhaltspunkt für mehr als einen geringen Procentgehalt 
an Acetylen in einer gewöhnlichen leuchtenden Flamme (die Acetylenflamme 
allein ausgenommen), und das gebildete Acetylen ist mit einer so grossen Menge 
anderer Gase vermischt, dass kein Orund einzusehen ist, dass dieses von ursprüng- 
hcher Bedeutung bei der Lichtemission ist. 



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Beleuchtung. 



77 



Lichtstärke inProcenten. 
HorisoDtale Lichtstärke des blossen Auerlichtes • 



100 Proc. 



1 
AnsBtrahluDgsw inkeli 


Auer- 


Holophane Glocken 


Diffuse Glocken 


gegen die 


1 


licht, 












Horizontalebene inOo! 


bloss 


Tulpe 


Conus 


Kugel 


Heck- 
mann 


Fr^du- 
rean 


horizontal 


0« 


100,0 


90,7 


113,5 


70,3 


36,1 


45,0 




/IG« 


96,2 


99,8 


116,8 


91,8 


49,4 


53.8 




^20» 


88,4 


106,6 


104,2 


109,5 


69,9 


52,8 




iso« 


77,0 


104,3 


81,1 


110,4 


66,3 


44,8 




Uo» 


63,8 


94,8 


63,3 


94,9 


60,1 


33,3 


nach unten 


/46» 


58,6 


87,1 


51,9 


84.2 


88,7 


32,2 


\60« 


60,6 


78.7 


47,2 


74,0 


30,3 


32,9 




J60« 


82,4 


62,1 


43,9 


58,8 


18,7 


57,4 




f70« 


14.3 


48,9 


43,2 


48,2 


66,1 


111,8 




l80» 


8,6 


40,9 


40,1 


48,2 


119,2 


824,9 




^90« 


0.4 


33,2 


28,9 


44,1 


100,0 


246,5 




/lO» 


99,7 


70,5 


101,0 


63,6 


34,9 


36,4 




20« 


98,3 


39,7 


62,4 


60,3 


53,0 


53,0 




\80« 


90,6 


34,3 


29,1 


48,6 


111,8 


79,4 




Uo» 


82.7 


27,7 


25,9 


40,0 


141,0 


105,9 


nach oben 


<45o 


76,4 


28,2 


31,0 


35,9 


116,6 


114,3 




600 


70,9 


80,6 


39,8 


31,4 


109,7 


112,6 




600 


68,8 


46,1 


55,3 


31,5 


90,2 


103,3 




700 


42,4 


66,6 


61,5 


38,9 


83,7 


86,7 




\800 


30,0 


56,5 


48,1 


55.1 


90,2 


88,4 



3. Es läset sich nicht beweisen , dass innerhalb der Flamme locale Tempe- 
ratur-Bedingungen existiren, um das Acetylen unter Freiwerden beträchtlicher 
Wärme zu zersetzen. 

4. Die Eintheilung der Flamme, wie sie Le wes annimmt, basiii; auf Tem- 
peraturmessungen , die unrichtig sind und nicht als beweisfähig für die in Rede 
stehende Frage gelten können. 

5. Die Schlussfolgerangen zu Gunsten der Acetylen-Theorie, wie sie auf der 
verglichenen Leuchtkraft von Aethylen- und Acetylen-Mammen beruhen, stützen 
sich auf ein üebersehen derThatsache, dass in letzterer höhere Temperaturen \md 
ein relativ grösserer Kohlenstoffgehalt obwaltet. 

6. Der indirecte, aus dem Verhalten des Cyans hergeleitete Beweis beruht 
darauf, dass die gelbe Ammoniak-Flamme irrthüinlich als eine festen Kohlenstoff 
enthaltende angesehen wurde. 

7. Die theoretischen Erörterungen, die sich auf thermo-chemische An- 
nahmen stützen, sind nicht beweisend. 

8. Die Erscheinungen in den leuchtenden Kohlenwasserstoffflammen können 
gleich gut ohne die Acetylen-Theorie erklärt werden. 

Acetylentheorie des Leuchtens von Qasflammen. 
V.B.Lew es*) vertheidigt seine Theorie gegen Smithells (vgl. J. 
Oasbel. 1896, 297). Die Steinkohlengas-Flamme besteht aus zwei Zonen : 
1. Der äussere Verbrennungsmantel, 2. die innere Zone ohne Ver- 
brennung. — Die äussere Zone ist der Flammentheil, in welchem die 



1) Transact. Chem. Soc. 1896, 226; Proc. Roy. Soc. 57, 394 u. 450. 



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78 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

brennbaren Gase, wie sie in dem ursprünglichen Gase vorhanden sind, 
oder durch Reactionen in der inneren Zone erzeugt, mit der äusseren 
Luft zusammentreffen und verbrannt werden und so einen Mantel von 
sehr hoher Temperatur, aber nicht zu bestimmender Leuchtkraft bilden. 
Die intensivste Verbrennung findet an der Innenseite des äusseren Mantels 
statt, da an dieser die grösste Menge der heissen Gase mit dem Sauerstoffe 
der Luft zusammentreffen, während die Verdünnung und der abkühlende 
Einfluss der Luft und der Verbrennungsproducte ein rasches Fallen der 
Temperatur nach aussen hin verursachen, so dass endlich das Erlöschen 
eintritt. Der untere Theil des äusseren Flammenmantels rührt haupt- 
sächlich von Wasserstoff und Grubengas, welche aus dem Steinkohlengase 
nach aussen hin diffundiren, her, während der obere Theil der äusseren 
Zone durch Kohlenoxyd und Wasserstoff, die durch Zersetzungen und 
Zwischenreactionen in der inneren Zone entstehen, gespeist wird. Die 
innere Flammenzone ist die Hegion, in die kein Sauerstoff eindringt, in 
ihr vollziehen sich viele Zersetzungen und Zwischenreactionen, wie sie 
die Hitze des äusseren Mantels hervorruft. — In dieser Zone lassen sich 
drei ünterabtheilungen unterscheiden. A. Der nicht leuchtende Kegel, 
in dem die schweren Kohlenwasserstoffe in dem Maasse, wie sie nach 
oben strömen, rasch höhere Temperatur durch die Strahlung der äusseren 
Flammenwände annehmen und hierbei in Acetylen verwandelt werden. 
— B. Die leuchtende Zone, welche ihre Existenz dem in der Flamme 
erzeugten Acetylen verdankt, und in der dasselbe so schnell auf seine 
Spaltungstemperatur erhitzt wird, dass die in Freiheit gesetzten Kohlen- 
stofftheilchen durch die Zersetzungswärme des Acetylen in lebhaftes 
Glühen gerathen. Die Kohlenstoffpartikel geben nachher mit der Kohlen- 
säure und dem aus der äusseren Zone diffundirenden Wasserdampf Kohlen- 
oxyd und Wasserstoff, welche mit dem aus dem Acetylen abgespaltenen 
Wasserstoff vereint bei der Verbrennung den oberen Theil der äusseren 
Zone bilden. Dieser Theil der inneren Zone wird nur in der Nähe des 
Temperatur-Maximums erzeugt und bildet daher nahe der Berührungs- 
stelle mit der äusseren Zone einen Kegel als Fortsetzung der nichtleuch- 
tenden Zone. — C. Der blaue Kegel an der Flammenbasis, welcher 
gewöhnlich den ohne Ausscheidung von Kohlenstoff an der Luft ver- 
brennenden Kohlenwasserstoffen zugeschrieben wird. Wenn eine leuch- 
tende Gasflamme langsam verkleinert wird, so gewahrt man beim Ver- 
schwinden des Leuchtens, dass die blaue Zone die innere umgibt, während 
sie bei der leuchtenden Flamme durch die äussere Zone umhüllt wird. 
Die kleingedrehte Flamme wird nichtleuchtend, weil die erzeugte Hitze 
nicht ausreicht, um die Kohlenwasserstoffe in Acetylen zu verwandeln, 
oder wenn Acetylen gebildet wird, dasselbe vor der Verbrennung zu 
spalten. Bei leuchtenden Flammen wird angenommen, dass kein Sauer- 
stoff durch die äussere Zone eindringt, und da die äussere Zone bei der 
kleingedrehten Flamme noch existirt , so ist nicht einzusehen , weshalb 
genug Sauerstoff diffundiren soll, um die Kohlenwasserstoffe zu verbrennen, 
ehe freier Kohlenstoff abgeschieden wird. — Wenn man eine Acetylen- 



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Beleuchtung. 79» 

flamme an einem offenen Rohrende erzeugt, und Kohlensäure durch ein 
coaxiales Rohr in langsamem Strome in das Flammeninnere einströmen 
lässt, so zerstört der erste Zusatz von Kohlensäure das trübe, qualmende- 
Aussehen der Flamme und verleiht der Flamme eine etwas höhere Leucht- 
kraft, welche allmählich in dem Maasse, als man mehr Kohlensäure 
zuströmen lässt, abnimmt, bis endlich eine nicht leuchtende Flamme 
erhalten wird ; führt man hingegen an Stelle von Luft Kohlensäure durch 
die Luftlöcher eines Bunsen- Brenners ein, so verschwindet das Leuchten 
und die Flamme hat ganz die charakteristische Farbe der blauen inneren 
Flammenzone. — Die Beobachtung, dass gerade vor dem Beginn des 
Leuchtens 80 Proc. der ungesättigten Kohlenwasserstoffe an jener Stelle- 
aus Acetylen bestehen, wird kritisirt, daSmithells nicht verstehen 
kann, wie eine Mischung von 1,5 Proc. Acetylen und 0,5 Proc. anderen 
ungesättigten Kohlenwasserstoffen, die ausserdem 98 Proc. andere Gase,, 
von denen ^j^ unbrennbar sind, enthalten, die Eigenschaften haben soll,. 
die L. ihr zuschreibt. Wenn er glaubt , dass die in der Flamme aus- 
geschiedenen Kohlenstofftheilchen nicht von der geringen Menge Acetylen 
herrühren, so müssen sie von den 0,5 Proc. anderen ungesättigten 
Kohlenwasserstoffen herkommen. Wenn ein Gemenge von 1,5 Proc. 
Acetylen mit irgend einem anderen brennbaren nicht leuchtenden Gas. 
aus einem Brenner verbrannt wird, entsteht eine nichtleuchtende Flamme, 
und keine Spur von Acetylen war an der Spitze der inneren Zone zu 
finden ; alles Acetylen war verbrannt oder poly merisirt ehe seine Spaltungs- 
temperatur erreicht wird, aber nichtsdestoweniger ist es Thatsache, dass 
1,5 Proc. Acetylen, an der Spitze, wo gewöhnlich das Leuchten beginnt,, 
eine solche Flamme leuchtend machen. In einer Acetylen-Flamme ver- 
dünnt der Stickstoff und die in die Flamme diffundirenden Verbrennungs- 
producte das an der Anfangsstelle des Leuchtens vorhandene Acetylen 
auf 15 Proc. (85 Proc. andere Gase), und die Acetylen-Flamme gibt zehn- 
mal mehr Licht, als die Gas- Flamme mit 1,5 Proc. Acetylen an demselben 
Orte. In einer ausgeführten Analyse der Gase in dem nichtleuchtenden 
Kegel gerade vor der Stelle, wo das Leuchten beginnt, fand Lowes 
18,65 Proc. brennbares Gas; Lande It (Pogg.Ann. 1856, 99, 389) fand 
bei seinen Untersuchungen derselben Flammenregion nur 10,01 Proc. 

Gase, vorhanden in der inneren Flammenzone, gerade vor dem Beginn des 

Leuchtens. 

Lewes Landolt 

Wasserstoff 2,35 2,59 

Methan 7,80 0,79 

Kohlenoxyd 6,52 5,45 

Ungesättigte Kohlenwasserstoffe . 1,98 1,18 

18,65 10,01 

Um zu untersuchen, ob 1,5 Proc. Acetylen, die in den oberen Thei! 
der nicht leuchtenden Zone von nahezu entleuchtetem Steinkohlengas 
eingeführt werden, das Leuchten wiederherstellen, wurde Steinkohlengas 
langsam durch eine Auflösung von Brom in Bromkali geleitet, bis seine- 



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80 I- Öi'uppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Lichtstärke auf 1,7 Kerzen reducirt war. Zwei offene Röhren wurden 
alsdann nebeneinander aufgestellt, und aus einer gewöhnliches Stein- 
kohlengas, aus der anderen das entleuchtete Gas in Flammen gleicher 
Grösse verbrannt Hierauf wurde durch ein dünnes Platinrohr Acetylen 
in die innere Zone des entleuchteten Oases mit solcher Geschwindigkeit 
•eingeleitet, dass 1,5 Proc. Acetylen an jener Stelle vorhanden waren, und 
hierbei wurde gefunden, dass diese Flamme nahezu die gleiche Licht- 
stärke erhielt, wie die zum Vergleich daneben aufgestellte. — Um den 
Zuwachs von Wärme, wie er durch die Spaltung reinen Acetylens 
hervorgerufen wird, zu ermitteln, wurde ein Thermoelement in eine enge 
schwerschmelzbare Röhre gebracht, durch welche luftfreies Acetylen 
strömte, und während das Gas am anderen Ende des Rohres verbrannte, 
wurden etwa 150 mm des Rohres in der Art erhitzt, dass das Element 
sich an der Stelle befand, wo das Acetylen in den heissen Theil eintrat 
Die Zersetzung unter Ausscheidung leuchtenden Kohlenstoffes begann, 
wie es meistens der Fall ist, ungefähr in ^/g der heissen Rohrlänge, und 
die Glüherscheinung lief bis an den Anfang der heissen Stelle zurück, 
wobei, als sie mit dem Element in Berührung kam, eine Temperatur- 
erhöhung von 30<^ als Mittel drei gut übereinstimmender Versuche ergab. 
Aus diesem Versuche folgt, dass keine hohe Localtemperatur in der 
Flamme an der Stelle gefunden wurde, wo das Acetylen sich spaltet. — 
Wenn Acetylen und Aethylen mit gleicher Strömungsgeschwindig- 
keit aus ähnlichen Brennern verbrannt werden, so verbrennt ein gewisser 
Theil ohne Lichtentwickelung, zur Erzeugung der nöthigen Hitze, um 
einerseits Acetylen zu bilden und hierauf zu zersetzen, andererseits um 
es nur zu spalten. Dass viel mehr Aethylen zur Erreichung desselben 
Zieles nothwendig ist, folgt begreiflicherweise aus der Grösse der nicht 
leuchtenden Zone, welche die der Aoetylen-Flamme an Grösse mehrere 
Male übertrifft Die von Lowes veröffentlichten Zahlen bezogen sich 
nur auf das Flammeninnere, und er gibt zu, dass der untere Theil des 
äusseren Mantels einer Acetylenflamme heisser sein muss als derselbe 
Theil einer Aethylenfiamme , aber daraus folgt keineswegs, dass die 
gesammte Wärmemenge, die eine Acetylenflamme entwickelt, viel grösser 
sein muss als beim Aethylen. Acetylen und Aethylen haben beide zwei 
Kohlenstoffatome im Molecül, und wenn wir nicht der vorgeschlagenen 
Theorie beistimmen, könnten wir in den Irrthum verfallen, anzunehmen, 
dass die Leuchtkraft des Aethylen die Hälfte derjenigen des Acetylen 
sei, weil der Kohlenstoff mit seinem doppelten Volumen -Wasserstoff 
verdünnt ist, obgleich, wie der Versuch beweist, die Lichtstärke nur ein 
Viertel beträgt Smithells schliesst, dass, da ein Platindraht fast 
ebenso intensiv in dem unteren Theile des äusseren Mantels einer Ace- 
tylenflamme glüht, wie die Kohlenstofftheilchen innerhalb dieser Um- 
hüllung, dass die Hitze der Flamme ausreiche, um die Kohlentheilchen 
auf diese hohe Temperatur zu bringen. Diese Annahme beruht augen- 
scheinlich auf der Idee, dass beide gleiches Lichtemissionsvermögen 
besitzen, wenn auf gleiche Temperatur erhitzt, was ebenso vernünftig ist. 



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Beleuchtung. 31 

als die Annahme, dass der Kohlenstoff dasselbe Lichtemissionsvermögen 
besitzt als die Erden des Auer'schen OlühkOrpers. Auch ist es ein- 
leuchtend, dass in dem äusseren Mantel der Platindraht auf höhere Tem- 
peratur erhitzt wird, als die Eohlenstofftheilchen im Innern desselben. 
Bekanntlich refiectiren auf hohe Temperaturen erhitzte Metalle Licht, 
und es ist sehr wahrscheinlich, dass ein Theil des Lichtglanzes eines 
glühenden Platindrahtes von Licht herrührt, welches von seiner Oberfläche 
reflectirt wird. — Umgibt man eine, aus kleiner Oeffnung brennende 
Cyanflamme mit einer Wasserstoff- Atmosphäre, so wird der innere 
rosagefärbte Kegel leuchtend, und untersucht man das ausgesandte Licht 
mit Hilfe des Spectroskops, so gewahrt man ein continuirliches Spectrum, 
in dem die Stickstofflinien kaum sichtbar sind. Wird alsdann mehr 
Wasserstoff zugeführt, so wird die Flamme grösser, das Leuchten 
schwächer und mehr in der Flamme vertheilt , und das ausgestrahlte 
Licht gibt kein continuirliches Spectnim mehr, sondern nur die Stick- 
stofflinien. Wird nun die das continuirliche Spectrum gebende Flamme 
mit einer Sauerstoff- Atmosphäre umgeben, so wird die leuchtende innere 
Zone kleiner und gibt ein intensives Licht, das ein glänzendes continuir- 
liches Spectrum mit Linien, welche denen desGyans entsprechen, liefert. 
Dieser Versuch wird am besten mit einem Brenner aus drei concentrischen 
Platinröhren, deren innerste das Cyan, die mittlere den Wasserstoff und 
die äussere den Sauerstoff zuführt, angestellt — Smithells hat diesen 
Tersuch wiederholt, wahrscheinlich hat er aber die Cyanflamme in 
O^enwart eines grossen Ueberschusses von Wasserstoff untersucht und 
hierbei beobachtet, dass das Leuchten schwach und von gelblicher Farbe 
war; auch versuchte er Kohlenstoff auf einer kalten Porzellanschale, 
durch Eintauchen derselben in die leuchtende Cyanflamme abzulagern. 
Dieses erreichte er nicht Alsdann leitete er in eine Wasserstoff-Flamme 
Ammoniak und erhielt eine ähnlich aussehende Flamme ; und indem er 
beide spectroskopisch untersuchte, beobachtete er übereinstimmende 
Linien, welche er als dem Ammoniak angehörend ansieht. Aus diesen 
Ergebnissen schliesst er, dass in dem oben erwähnten Versuche eine 
Ammoniak-Flamme mit einer festen Kohlenstoff enthaltenden verwechselt 
worden ist. Diese Experimente sind sehr trügerisch. Leitet man in 
eine Wasserstoff-Flamme Aethylen bis dieselbe gleiche oder selbst höhere 
Lichstärke besitzt als die mit Cyan gespeiste Wasserstoff-Flamme , so 
vermag man keinen Russ auf einen kalten in die Flamme eingesenkten 
Porzellangegenstand abzuscheiden, weil die stark oxydirende Wirkung 
des reichlich in der Flamme vorhandenen und hoch erhitzten Wasser- 
dampfes auf die festen Kohlenstofftheilchen so gross ist, dass keine Ab- 
scheidung letzterer möglich ist, jedoch ist dieses Resultat kein Beweis 
für die Abwesenheit derselben. Die Spectra von Cyan und Ammoniak 
in einer Wasserstoff-Flamme sind unzweifelhaft identisch und beim Ver- 
gleich beider mit dem Stickstoffspectrum in der Geissler'schen Röhre 
ergab sich dasselbe Resultat Die von Smithells angeführten Punkte, 

Jahresber. d. ehem. Technologie. XLII. Q 



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82 I« Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

welche beweisen sollen, dass nicht die festen Eohlenstoff- 
theilchen, sondern Ammoniak die Ursache des Leuchtens bedinge, 
sind daher ohne Werth, und seine Annahme, dass die erhöhte Leucht- 
kraft, die durch üeberstülpen einer mit Sauerstoff gefüllten Glocke erzielt 
wird, dem Natriumdampf aus dem Platin zuzuschreiben sei , entbehrt 
jedweder Begründung. — Es ist einleuchtend, dass in dem mit Wasser- 
stoff allein ausgeführten Versuche eine Temperatur erreicht wird, gerade 
um das Leuchten sichtbar zu machen. Ein an den inneren Kegel ge- 
haltenes kaltes Metall verursacht sofort das Verschwinden des Leuchtens, 
während bei Verwendung von Kohlenoxyd an Stelle des Wasserstoffs 
kein Leuchten eintritt, eine Thatsache, die als Stütze der S m i t h e 1 1 s ' sehen 
Ansicht gelten könnte, wenn nicht eine geringe Temperaturerhöhung, 
wie sie durch üeberstülpen einer mit Sauerstoff gefüllten Glocke erzielt 
wird, das Leuchten herbeiführte, während eine noch weitere Steigerung 
der Temperatur nicht nur das Leuchten verstärkt, sondern auch die 
Möglichkeit gewährt, reichliche Mengen von Kohlenstoff aus der Flamme 
abzuscheiden. Dieses ist unschwer zu erreichen, wenn man eine Cyan- 
Flamme mit einer Atmosphäre von Stickoxyd umgibt ; die Zersetzung 
dieses endothermischen Körpers (die Verbrennungswärme berechnet sich 
auf 4575^, seine Bildungswärme ist — 21,6) steigert die Temperatur 
der Flamme so, dass das Cyan mit blendendem Lichte verbrennt ; und 
regulirt man beide Gasströme, so kann man eine reichliche Ausscheidung 
von Russ erzielen. Das von dieser Flamme erzeugte continuirliche 
Spectrum ist prächtig, und zeigt glänzende Linien im Koth und Grün 
und erstreckt sich mit besonderem Glänze weit in das Violett hinein, 
und wenn das Licht in dem oben beschriebenen Brenner erzeugt wird, 
kann man mit Quartz-Linsen und -Prismen "das Spectrum auf einen 
Schirm werfen. Lowes glaubt nach diesen Versuchen berechtigt, das 
Leuchten derCyan-Flamme als eine reine Temperatur-Frage hinzustellen, 
während er es als feststehend erachtet, dass bei einer Hitze, welche aus- 
reicht, um das Cyan schnell zu spalten, eine Lichtstärke wie beim Ace- 
tylen entsteht. — Es ist unbekannt, ob bei der Bildung von Kohlenstoff- 
molekülen aus den Atomen ein Wärmeverbrauch stattfindet; Lowes 
meint, dass, wenn ein gasfSrmiger Körper in den festen Zustand über- 
geht, Wärme viel eher frei als absorbirt wird. Lowes betrachtet 
die Acetylentheorie des Leuchtens von Kohlenwasserstoff- 
Flammen als auf folgenden Thatsachen beruhend: 1. Dass der 
grösste Theil der ungesättigten Kohlenwasserstoffe einer Gasflamme in 
Acetylen verwandelt wird , ehe das Leuchten beginnt. — 2. Dass das 
Acetylen, wenn auf seine Spaltimgstemperatur erhitzt, leuchtenden 
Kohlenstoff abscheidet, und dass die Bedingungen, unter denen 
dieses stattfindet, die Gegenwart atmosphärischer Luft ausschliesst. — 
3. Dass die zur Spaltung des Acetylens nöthige Temperatur nicht aus- 
reicht , um den in Freiheit gesetzten Kohlenstoff so hoch zu erhitzen, 
dass er Licht ausstrahlt — 4. Dass in leuchtenden Kohlenwasser- 
stoff-Flammen von genügend hoher Temperatur die Lichtstärke sich 



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Beleachtung. g3 

mit dem Aoetylen-Oehalte an der Stelle, wo das Leuchten beginnt, 
ändert. 

Verbrennung von Acetylen. Nach H. Le Chatelier 
(C. r. 121, 1147) verbrennen Mischungen von Acetylen und Luft, die in 
100 Vol. weniger als 7,74 Vol. Acetylen enthalten, mit gelber, wenig 
leuchtender Flamme zu Kohlensäure und Wasser. Steigt der Acetylen- 
gehalt bis auf 17,37, so wird die Flamme fahlblau mit schwach gelber 
Cmsänmung und die Verbrennungsproducte sind Kohlensäure, Kohlen- 
oxyd, Wasser und Wasserstoff. Bei höherem Acetylengehalt tritt freier 
Kohlenstoff auf und es bleibt Acetylen übrig. Lässt man die Ver- 
brennung in grossen Eäumen vor sich gehen, so liegt der untere 
Entflammungspunkt bei 2,8 Proc. Acetylen, in Sauerstoff und auch 
in Luft, der obere Entflammungspunkt bei 93 Proc. in Sauerstoff und 
bei 65 Proc. in Luft In Röhren verengern sich die Grenzen mit 
fallendem Röhrendurchmesser. Die Entzündungstemperatur des Qases 
liegt bei 480». (VgL S. 64.) 

Acetylen, der Leuchtstoff der Welt nach R Pictet^) , 
soll nur rein verwendet werden. Er will dieses erreichen durch Ein- 
bringen desCarbides in Wasser unter Einhaltung niedriger Temperaturen, 
Reinigung mittels Durchleiten s durch eine auf — 20 bis — 40®abgekühlte 
concentrirte Lösung von Chlorcalcium, wonach das Qas die Metalle und 
sogar Kupfer nicht mehr angreifen soll; Waschen mit bis auf — 20 bis 
— 60* abgekühlter 40proc. Schwefelsäure; Trocknen durch Ueberleiten 
über krystallisirtes Chlorcalcium und Verflüssigen zwischen — 70 bis 
— 80*. — Es ist ihm seine eigene Fabrik in Paris am 17. October 
1896 durch eine Explosion unter Verlust von Menschenleben 
theilweise zerstört und infolge dessen sein Verkaufsmagazin für Ace- 
tylen geschlossen. Auch ist zu Chateauroux ein Acetylengasbehälter 
explodirt und im December d. J. ein solcher in Berlin , wodurch vier 
Mensehen getödtet wurden. 

Bildung von Nitriten bei der Verbrennung von 
Leuchtgas. G. Defren (Techn. Q. 1896, 238) fand in 10 000 Th. 
Luft eines Raumes, in welchem Leuchtgas brannte, bis 0,07 Th. 

Verbrennungsproducte von Gasflammen und Erdöl- 
lampen. Versuche von A. Weber und Haber (J. Gasbel. 1895, 449) 
bestätigen, dass bei Lampen die Verbrennung vollständig ist, bei ge- 
kühlten Flammen, Gaskochern u. dgl. aber ein geringer Theil des Gases 
unvollständig verbrennt. (Vgl. J. 1883, 1203 u. 1288; 1891, 66; 
1894, 114.) 

Entwickelung des Gasfaches in den letzten 13 Jahren be- 
spricht W. V. Oechelhäuser (J. GasbeL 1896, 478 u. 675); er gibt 
folgende Uebersicht: 



1) Pictet: L'acetylene , son passe, son present, son aveDir. (Basel, 
Georg & Cp.) 

6* 



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84 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



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Heizgas. 85 



Heizgas. 



Wassergasgenerator. Nach A. G. Glasgow (D. R. P. 
Nr. 85 120) ist der Generator^ (Fig. 17) mit einem durch die Generator- 
gase geheizten Kessel F versehen, welcher mit einem unabhängig be- 
heizten Dampfkessel K mittels eines die 
Dampfräume beider Kessel verbindenden ^^' ^'* 

Rohres / verbunden ist, um trotz der 
Unregelmässigkeit der durch die Gene- 
ratorgase bezw. das Wassergas in dem 
Generatorkessel F bewirkten Dampf- . 
erzeugung einen annähernd constanten 
Dampfdruck in den beiden Kesseln F 
und K zu erzeugen. Ausserdem ist 
ein Verbindungsrohr J zwischen Gene- 
ratorkessel F und Dampfkessel K derart 
angeordnet, dass die Grösse des Dampf- 
raumes in dem Generatorkessel F unab- 
hängig von der Wasserzufuhr gehalten 
wird und eine Speisung des Dampf- 
kessels K mit in dem Generatorkessel F 

vorgewärmtem Wasser ermöglicht ist. — Nach fernerem Vorschlage 
desselben (D. R. P. Nr. 86315) ist der Wassergaserzeuger mit 
einer oberen und einer unteren Ableitung versehen. 

Wassergaserzeuger vonJ.L. Hastings(D.R.P.Nr.86463) 
ist wenig einfach. 

Gefahren des Wassergases bespricht Kreisarzt Racine 
in Essen, auf Grund seiner Erfahrung auf den dortigen Anlagen (vgl. J. 
1887, 174) in einer Festschrift. In 10 Jahren sind 4 Kohlenoxyd- 
vergiftungen vorgekommen. Zwei davon sind durch unvorsichtiges 
Offenlassen von Beleuchtungshähnen verursacht, würden also bei gewöhn- 
licher Gasbeleuchtung unter denselben Umständen wahrscheinlich auch 
eingetreten sein. Die beiden anderen Fälle führt Verf. auf folgende, 
allerdings sehr ungewöhnliche Ursache zurück. Zwei Arbeiter wurden 
in ihrer Schlafstube bewusstlos aufgefunden. Das Haus, in welchem 
die Wohnung gelegen war, hatte keine Beleuchtung durch Wassergas 
oder dergl. Das Wassergas soll vielmehr aus dem dicht neben dem 
Haus stehenden, zu voll getriebenen Gasbehälter ausgeströmt und durch 
den Wind in das offen stehende Schlafstubenfenster getrieben worden 
sein. Diese beiden Fälle endeten nicht tödtlich. Racine kommt zu 
dem Schluss, dass sich in der Praxis die Gefahren des Wassergases nicht 
so gross erwiesen haben, wie man bei dem hohen Gehalt desselben an 
Kohlenoxyd theoretisch hätte vermuthen sollen. 

Mischgasanlage der Zürichbergbahn untersuchte E. Meyer 
(Z. Ingen. 1895, 1538). Dieselbe ist von Hirzel erbaut; wie weit 
sie sich von der (J. 1893, 108) beschriebenen unterscheidet, ist aus 



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86 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



der dürftigen Abbildung nicht zu ersehen. Qasanalysen von Hill 
ergaben : 



Zeit 


8,46 


8,47 


12,08 


12,09 


2,47 


2,49 


CO, . . . 


13,2 


12,8 


10,7 


10,6 


10,2 


10,1 


CO . . . 


16,1 


15,7 


17.1 


16,8 


17,2 


16,7 


H . . . 


26,7 


26,1 


21,3 


22,9 


24,8 


24.3 


CH4 . . . 


— 


— 


2.5 


— 


1,6 


— 


N (Rest) . 


44,0 


46,4 


48,4 


49,7 


46,3 


48,9 



Für Pf. und Stunde wurden 0,62 bis 0,67 k Kohlen verbraucht 
(vgl J. 1891, 84). 

Mischgasanlage nach Mond (J. 1889, 105) soll sich nach 
Ritsch ie (Am. Man. 57, 7) für Stahlwerke bewähren; das Gas hatte 
folgende Zusammensetzung: 



Kohlensäure 
Kohlenoxyd 
Aethylen . 
Methan 
Wasserstoff 
Stickstoff . 



I 


n 


17,8 


10,5 


10,5 


21,6 


0,7 


0,4 


2,6 


2,0 


24,8 


17,7 


43,6 


47,8 



Fig. 18. 



Gasgenerator. Nach A. Bald w in (D. R. P. Nr. 86 686) ist 
der untere Theil der BrennstofiTlage von Mauerwerk oder anderem die 
Wärme schlecht leitenden Material umgeben, welches diesen Theil heis8 
hält, während der obere Theil der Brennstofflage dadurch gekühlt wird, 
dass er von Wasser umgeben ist , welches in einem gewölbten Kessel 
oder Dampferzeuger enthalten ist. 

Generator. Nach H. Müller (D. R P. Nr. 87 444) lässt der 
den Füllschacht g (Fig. 18) unten abschliessende Kegelmantel a einer- 
seits einen durch den senkrecht auf- und ab- 
beweglichen Cylinder f verschliessbaren, ring- 
förmigen Raum, andererseits einen durch Kegel- 
mantel c abgeschlossenen , ringförmigen Raum 
frei , derart , dass die Oeffnungen zwischen a 
und c Lufteintritt gestatten , und dass die mit 
Mantel c verbundenen , über die ganze Mantel- 
fläche a reichenden und in Drehung versetzten 
Flügel d bei hochgehobenem Cylinder f Asche 
abführen. 

Das Verfahren der selbstthäti- 
gen Vergasung fester oder flüssiger 
Brennstoffe von F. B. Pörschmann und H. Steinbeck(D.R.P. 
Nr. 87 509) dient zu rauchfreier Verbrennung oder zur Erzeugung 
von Gas für Gasmaschinen und ist dadurch gekennzeichnet, dass eine 
von der Luft abgeschlossene Vergasungskammer mit dem Gasinhalte 




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Heizgas. 87 

eines mit derselben verbundenen Bebftlters in glühenden Zustand ver- 
setzt wird , so dass die Vergasung der in die Vergasungskammer ein- 
gebrachten , festen oder flüssigen Brennstoffe eingeleitet wird und die- 
selben in gasförmigem Zustand mit einer gewissen Spannung nach dem 
Behälter übertreten, aus dem Beh&lter theil weise zur Brennstelle des 
früheren Oasvorrathes zur Unterhaltung des glühenden Zustandes der 
Vergasungskammer und damit des eingeleiteten Vergasungsprocesses 
und theilweise zur Verbrennung in Feuerungsanlagen oder Oasmaschinen 
abgeführt werden. Zwischen der Vergasungskammer und dem Behälter 
sowohl, als auch zwischen dem Behälter und der Brennstelle sind Ventile 
eingeschaltet, durch deren Belastung man die Spannung der Gase im 
Behälter regeln bezw. eine Menge gasfßrmiger Brennstoffe aufspeichern 
kann , mit welcher nach Unterbrechungen der Vergasungsprocess ohne 
Hilfe fremder Heizmittel selbstthätig wieder eingeleitet wird. 

Gasfeuerung. Nach P. Douin (D. R. P. Nr. 84 939) wird in 
den Strom der kalt eingeführten Verbrennungsluft zunächst nur ein 
Theil des Heizgases eingeführt , welcher darin verbrennt und dadurch 
die Luft vorwärmt ; erforderlichen Falles wird in gleicher Weise noch- 
mals ein Theil und dann erst der Best des Heizgases eingeführt. In 
dem von der Verbrennungsluft durchzogenen Baum ist durch An- 
bringung von Säulen und Vorsprüngen für ein gutes Durchmischen der 
Luft und Heizgase Sorge getragen. Hierdurch soll eine gute Aus- 
nutzung der eingeführten Verbrennungsluft bewirkt werden. (Sonderbar.) 

ErdOlgeneratorfeuerungfür Flammöfen von C. Schwalme 
und F. Busta (D. R P. Nr. 85 738). Das Erdöl wird vergast, dann 
verbrannt 

Gasheizofen von G. Ulrici (D. R P. Nr. 84 556), — C. 
Wigand (D. B. P. Nr. 86475), — Ingelson (D. B. P. Nr. 87 192), 
— R Pringle (D. B. P. Nr. 86 719), — J. V. Eves (D. R P. 
Nr. 86 783), — W. Beielstein (D. B. P. Nr. 87 720), — Fr. Sie- 
mens (D. B. P. Nr. 84941 u. 86476), — W. Dresser (D. B. P. 
Nr. 85 788), — F. Lönholdt (D. B. P. Nr. 85 919), — L. Haas 
(D. RP. Nr. 84 029). 

Gasheizöfen untersuchte A. v. Ihering (J.GasbeL 1896,635). 
Die Abgase enthielten nur 2 bis 5,3 Proc. Kohlensäure, der dadurch be- 
wirkte Wärmeverlust betrug 3 bis 27 Proc. (Vgl. J. 1883, 1283.) 

Flüssigkeitserhitzer mit Gasheizung von H. Junker 
<D. R P. Nr. 84 781), — Fr. Siemens (D. R P. Nr. 85 610) und 
H. Th. Simon (D. R P. Nr. 86 721). 

Gasherd von F. Lönholdt (D. B. P. Nr. 85 789 u. 87 092). 

Gasheizapparat mit Vorwärmung der Verbrennungs- 
luft Nach G. Schoonjans (D. R P. Nr. 88 564) ist zur Erreichung 
einer für Schmelz- und andere Zwecke geeigneten , nur auf der oberen 
Fläche zur Ausstrahlung kommenden Gasflamme auf einem Bunsen- 
brenner ein oben ganz geschlossener und nur mit seitlichen Oeffnungen 
versehener Brennerkopf aus feuerfester Masse aufgesetzt Um diesen 



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88 



I. Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Brennerkopf ist ein halbkugel- oder kegelförmiger Mantel angebracht, in 
welchen die Speiseluft durch radiale Oeffnungen oder Kanäle in der 
Wandung des Mantels direct eintreten kann, zum Zwecke, dass die un- 
mittelbar aufwärts strömende Speiseluft die in radialen Strahlen aus 
dem Brennerkopf wagerecht austretende Oasflamme aufwärts ablenkt 
und dadurch eine glocken- oder tulpenförmige Heizfläche erzeugt — 
Handelt es sich um Hitzeerzeugung speciell für Metallschmel- 
zungen, so wird der Brennerkopf als langer Cylinder ausgebildet und 
zwischen ihm und dem Mantel zur Aufsaugung der seitlich strahlenden 
Hitze eine Reihe Kugeln aus feuerfester Masse gelagert, welche gleich- 
zeitig das Aufströmen der Verbrennungsluft verlangsamen und damit den 
Wärmegrad derselben erhöhen. 

Bunsenbrenner vonWehrsen & Bluhm (D.RP.Nr.86671) 
hat ein seitlich in das unten offene Brandrohr einmündendes Oaszufüh- 
rungsrohr, um Verstopfungen des letzteren zu vermeiden. 

Vorrichtung zumV er ändern derGasdüse bei Bunsen- 
brennern. Nach F. H. E y d m a n (D. R. P. Nr. 86452) ist bei solchen 
Bunsenbrennern , bei denen das Oas in Form eines dünnen Bandes in 
die Luftkammer tritt , direct unter der Austrittsöffnung ein mit trapez- 
oder dreieckförmigem Durchgangsloch versehenes Küken k (Fig. 19) ein- 
gesetzt, durch das der Gasstrom in seiner Breite eingeengt werden kann. 

Vorrichtung zum Regeln des Gasluftgemisches bei 
Bunsenbrennern von H. Axmann (D. R. F. Nr. 87 902) besteht 
in einer mit Ausschnitten d (Fig. 20) versehenen Scheibe a im Innern 
des Mischrohrs, die durch den Qasluftstrom offen gehalten wird. 

Gasheizbrenner in Siebform von C. Sommerfeld 
(D. R. P. Nr. 87 672). Um die Flamme gleichmässig zu gestalten, wird 
die Reibung des Brennstoffes in der Ausströmungsöffnung mit zuüehmen- 



Fig. 19. 



Fig. 20. 



Fig. 21. 





der Höhe des Brenners durch Verringerung des Durchmessers oder Ver- 
grösserung der Länge des Anstrittskanals dieser Oeffnungen (Fig. 21) 
dem vermehrten Druck entsprechend vergrössert. 

Flachbrenner für nichtleuchtende Flammen der 
Soci6t^AnonymedesBrevetsEtrangersdeL'H61iogene 
(Irradiateur ä Gaz) (D. R. P. Nr. 86 451) besteht aus einem Schwalben- 
schwanzbrenner und einer über demselben angeordneten Mischkammer, 



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FeneroDgen. 89 

welche sich nach oben verengt und in einen schmalen Schlitz ausläuft, 
durch welchen das mit angesaugter Luft vermischte Gas ausströmt. 

Verbrennungstemperatur des Wasserstoffes. A. 
Oautier und H. Heller (Cr. 122, 566) leiteten Knallgas in ein 
glasirtes Porzellanrohr, welches mit Porzellanstücken gefüllt war. Die . 
Verbindung von Wasserstoff und Sauerstoff wurde gegen 200® merkbar ; 
die Vereinigung ging auch bei höheren Temperaturen ruhig vor sich, 
erst bei 840® trat Explosion ein. Bei der Temperatur 300 bis SlO^ 
wurden beim Verfolg der Beactionsgeschwindigkeit folgende Beobach- 
tungen gemacht In den ersten 13 Minuten der Erhitzung ging die 
Beaction ziemlich schnell und proportional der Zeit vor sich, dann wuchs 
die Schnelligkeit stark an, um nach 1 7 Minuten gleich Null zu werden ; 
in weiteren 170 Minuten war keine Wasserbildung mehr wahrzunehmen. 

Explosionsfähigkeit von Gas-Luft gemischen. Nach 
F. C low es (J. Chemical 14, 1024) brennen Mischungen von Luft mit 
Methan innerhalb der Grenzen von 5 und 13 Proc. Methan, Wasserstoff 
innerhalb 5 und 72 Proc., Kohlenoxyd innerhalb 13 und 75 Proc., 
Aethylen innerhalb 4 und 22 Proc., Wassergas innerhalb 9 und 55 Proc, 
Leuchtgas innerhalb 5 und 28 Proc. 

Fenerangen. 

Feuerungsroste von E. Storp (D. R. P. Nr. 84 759), — 
L. Maronnier (D. R. P. Nr. 85036), — 0. Lindner (D. R. P. 
Nr. 87 445), — G. de Laval (D. R. P. Nr. 88 565), — E. Lang- 
nickel (D. R. P. Nr. 88 590), — J. L. White (D. R. P. Nr. 88465), 

— E. Grube (D. R. P. Nr. 88 494), — Breitbarth & Cp. (D. R. P. 
Nr. 88495), — F. C. Mehrtens (D.R.P. Nr. 86709), — P. Brauser 
(D. R. P. Nr. 86 361), — A. Lorenz (D. R. P. Nr. 86 646 u. 87 787), 

— 0. Thost (D. R. P. Nr. 87 324), — Steinmetz (D. R. P. 
Nr. 87 761), — R Münich (D. R P. Nr. 84 018), — R Müller 
(D. R P. Nr. 84 019), — 0. Hörenz (D. R P. Nr. 84 024), — Pei- 
seier (D.RP. Nr. 87 236), — M. F. Mulready (D. RP. Nr. 84 028), 

— F. Milius(D.R.P.Nr.84 025), — F. Pelzer (D.RP. Nr.84 118), 

— M. Jauch (D.RP. Nr. 84264), — A. Tautz (D. R P. Nr. 84316), 

— G. Terlinden (D. R P. Nr. 84318), — A. W. Mackensen 
(D.RP. Nr. 84 319), — J. Reagan (D.RP. Nr. 88 591), — R Frey- 
gang (D. R P. Nr. 84473), — B. Suwald (D. R P. Nr. 85 866), — 
Wundrack & Cp. (D. R P. Nr. 86 063), — W. Gregory (D. R P. 
Nr. 87 546). 

Beschickungsvorrichtungen für Dampfkesselfeuerungen 
u. dgl. von J. Bowe (D. R P. Nr. 84 021), — F. L. Oschatz (D.RP. 
Nr. 84023), — M. Gehre (D. R P. Nr. 84 027), — J. P. Schmidt 
(D. R P. Nr. 84117), — L. Vojacek (D. R P. Nr. 85671), — 
W. Ruhl (D. R P. Nr. 85 511), — J. Hodgkinson (D. R P. 
Nr. 86 930). 



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90 I- Öruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Dampfkesselfeuerangen von W. Berkenkamp (D. R P. 
Nr. 88 245), — R. Gosling (D. R. P. Nr. 88 265), — 0. D. Orvis 
(D. R P. Nr. 85143), — E. Hirsch (D. R P. Nr. 85512), — 
Mesch & Cp. (D. R P. Nr. 88762), — A. H. Ladd (D. R P. 
Nr. 87 495), — P. G. Homburg (D. R P. Nr. 87 603), — 
P. Reuss (D. R P. Nr. 87 713), — J. G. A. Donneley (D. R P. 
Nr. 85 735), — W. Schmidt (D. R P. Nr. 85 736), — R Deissler 
<D. R P. Nr. 85 739 u. 86 358), — A. Gaiser (D.RP. Nr. 86 240),— 
W. Lönholdt (D. R P. Nr. 87 306), — A. Schaper (D. R P. 
Nr. 86 287 u. 86529), — W. C. Baker (D.RP. Nr. 86386), — 
J. Pregardien (D. R P. Nr. 88 525), — S. Schulz (D. R P. 
Nr. 88 562), — J. Moshak (D.RP. Nr. 85 035), — R Yölcker 
<D. R P. Nr. 86491), — J. Gjers (D. R P. Nr. 86 359 u. 88 592), — 
L. Pobeguin (D. R P. Nr. 84 844). 

Rauchverbrennung. Nach M. Richter (D.RP. Nr.85 733) 
wird der sich im Hauptfeuerherde entwickelnde Rauch durch einen 
selbständigen, Rauch nicht entwickelnden, den Rauchabzugskanal derart 
verlegenden Feuerherd geleitet, dass die brennbaren Bestandtheile des 
Rauches in demselben verbrannt und die hierbei frei werdenden Wärme- 
mengen im Rauchverbrenner und zunächst desselben ausgenutzt werden 
können. (?) 

Rauchverzehrende Feuerungsanlage. E. Hammes- 
fahr (D.RP. Nr. 86 685) macht den sonderbaren Vorschlag, die Feuer- 
gase durch ein Sauggebläse aus dem Feuerraum abzusaugen und sie dem 
in Glut stehenden Brennstoff wieder zuzuführen. — J. Hinstin 
(D. R P. Nr. 85 732) führt die Rauchgase gegen heisse Flächen. 

Zur Rauchniederschlagung will J. Patterson (D. R P. 
Nr. 87 112) die Rauchgase mit Wasser waschen. 

Zugregler von C. G. P. de Laval (D. R P. Nr. 87 496), — 
G. Eberhardt (D.R.P.Nr.86 866), — L.Hai nzl(D.R P.Nr. 86 461), 

— R Deissler (D. R P. Nr. 85 607 u. 86 687), — J.E. Beckmann 
(D. R P. Nr. 84 026), — H. Ostermann (D. R P. Nr. 84465), — 
M. Arndt (D.RP. Nr. 84 466), — C. Wigand (D. R P. Nr. 84317), 

— J. Schumacher (D. R P. Nr 84357), — R Goll (D. R P. 
Nr. 88410), — A. C. Voltz (D. R P. Nr. 84604), — K. Hauck 
(D. R P. Nr. 84940). 

Vorrichtung zur regelbaren Luftzuführung unter den 
Rost von Marc und Scherding (D. R P. Nr. 86360). 

Kohlenstaubfeuerung nach N. K. H. Ekelund (D.RP. 
Nr. 88 593) fällt das Pulver durch Schacht g (Fig. 22) auf eine quer im 
Ofen und oberhalb des Rostes a angebrachte Platte c, wo es von einem 
gegen das hintere Ende des Ofens gerichteten, durch Kanal f kommenden 
Luftstrom bestrichen wird zu dem Zweck, dass die Flamme eines vor 
der Platte im Ofen angemachten Entzündungsfeuers unter der Platte 
vordringen, diese erhitzen und hinter ihr das fortgeblasene Pulver ent- 
zünden kann. Auf dem Rost ist dicht hinter der Platte c eine Feuer- 



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Feaenmgen. 91 

brQcke b angebracht, welche die Entzündnngsflamme aufwärts richtet, 
damit letztere das Pulver schräg von unten nach oben treffen kann. 

Kohlenstaubfeuerungen nach F. de Camp (D. R P. 
Nr. 84 756 u. 84373), — v. Poncet'sche Glashüttenwerke 
(D. R. P. Nr. 84 757), — H. Klüpfel 
(D. R. P. Nr. 84076), — Actien- Fig. 22. 

gesellschaft für Kohlenstaub- 
feuerungen (D. R P. Nr. 84 536), — 
Allgemeine Kohlenstaubfeue- 
rung-Actiengesellschaft Patente 
Friedeberg (D. R P. Nr. 86 267). 

Kohlenstaubfeuerung. Carlo 
(Z. Ingen. 1896, 436) bemerkt, dass die 
Einführung der Kohlenstaubfeuerungen 
während des letzten Jahres nicht die 
Fortschritte gemacht habe, welche zu erwarten waren. Der Grund lag 
darin, dass die Kohlenmüllerei sich erst entwickeln musste, und wenn 
man die grossen Mengen der zu vermählenden Kohlen berücksichtigt, so 
kommt man zu der Erkenntniss, dass es sich hierbei um die Entstehung 
einer ganz neuen Industrie handelt. 

Kohlenstaubfeuerungen bespricht L. Grabau (Z.Ingen. 
1896, 643). Bedingung für die Unterhaltung der Verbrennung des 
Kohlenstaubes ist das Vorhandensein eines überall hoch erhitzten Ver- 
brennungsraumes. Die Flammröhren der Dampfkessel sind zu diesem 
Zweck auf eine Länge von etwa 1,5 m mit Scharmottfutter versehen, 
welchem als Wärmespeicher in erster Linie die Aufgabe zufällt, das 
achwebend eingeführte Staubgemisch sehr rasch so hoch zu erhitzen, 
dass die explosionsartige Verbrennung eingeleitet wird. Das Scharmott- 
futter schützt zugleich die Kesselheizflächen vor schädlichen Einwir- 
kungen der intensiven Hitze, welche bei der vollständigen Verbrennung 
eine Temperatur von über 2000^ erreicht. Die erdigen Bestandtheile 
der Kohle sammeln sich unten im Verbrennungsraum als glasartig flüssige 
Massen, die sich nach Bedarf leicht entfernen lassen, ohne die Feuerung 
zu unterbrechen. Die unschmelzbaren Bestandtheile gelangen als Flug- 
asche in die Feuerzüge. Ist Werth auf Vermeidung von Flugasche zu 
legen, so bietet die Kohlenstaubfeuerung die Möglichkeit, alle unschmelz- 
baren erdigen Bestandtheile der Kohlen durch geeignete Zumischungen 
in der Kohlenmühle in schmelzbare zu verwandeln, die, wie schon er- 
wähnt, als glasartig flüssige Massen sehr leicht zu entfernen sind. — 
Das Vermählen der Kohle ist dem Kesselbesitzer eine lästige Zugabe ; 
trotzdem würde er sich damit abfinden, wenn nur die Kohle unter allen 
Umstanden mahlfähig wäre. Hier liegt die Schwierigkeit in dem Um- 
stände, dass die Kohle meistens nicht so trocken ist, um fein gemahlen 
und gesiebt werden zu können. Die künstliche Trocknung wird zur 
Nothwendigkeit, und diese ist im kleinen Maassstabe in den seltensten 
Fällen vortheilhaft durclizuführen. Wenn man also bei jedem kleinen 



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92 !• Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Kesselbetriebe Einrichtungen zum künstlichen Trocknen und Vermählen 
der Kohlen treffen müsste, dann würden die Nebenkosten höher ausfallen 
als der mit der Kohlenstaubfeuerung erzielte Gewinn. Orabau ist 
deshalb der Meinung, dass die Errichtung grosser Kohlenmühlen eine 
Nothwendigkeit ist, um den Kesselbesitzern billigen Kohlenstaub liefern 
zu können. Das Hauptanwendungsgebiet der Kohlenstaubfeuerungen 
wird sich zunächst auf grössere Städte beschranken, die Werth darauf 
legen, Rauchentwickelung zu verhindern, und in solchen Städten müsste 
mit der Errichtung von Kohlenmühlen vorgegangen werden, um die 
allgemeinere Anwendung der Kohlenstaubfeuerung zu ermöglichen. 
Grosse Anlagen haben keine Veranlassung, Kohlenstaubfeuerungen anzu- 
legen; ihr Gebiet sind kleinere Anlagen in grossen Städten. — Von 
anderen Seiten wird dazu bemerkt, die Ausmauerung der Flammrohre 
werde rasch zerstört. 

Rauchentwickelung bei ungleichmässiger Feuerung in chemi- 
schen und verwandten Industrien. Le Neve Fester (J. Ch. Ind. 
1895, 9) weist auf die Unmöglichkeit hin, bei ungleichmässigem Betriebe 
und dementsprechender Feuerung die Entwickelung von Rauch ganz zu 
vermeiden. Er führt eine Reihe von Beobachtungen bei Schornsteinen 
in England an. Dort bestehen fast in jeder Stadt verschiedene Vor- 
schriften über die Dauer der zulässigen Rauchentwickelung in einer be- 
stimmten Zeit. 

Rauchbelästigung. Die Commission zur Prüfung und Unter- 
suchung von Rauchverbrennungs- Vorrichtungen, welche i. J. 1892 auf 
Veranlassung des preuss. Ministers für Handel und Gewerbe gebildet 
worden war, hat am 25. April 1896 eine Eingabe an den Minister ge- 
richtet, welche nach Fortlassung der Eingangs und Schlusses lautet: 

Die bisherigen Verhandlungen haben ergeben , dass in Uebereinstimmung 
mit den im Eriass Euer Excellenz vom 27. April 1890 niedergelegten Erwägungen 
die Commission es nicht für angttngig hält, zur Erreichung rauch- und russfreier 
Verbrennung bestimmte Feuerungseinrichtungen vorzuschreiben. Denn die bis- 
her bekannten Einrichtimgen, zum grössten Theil neueren und selbst allemeuesten 
Datums, sind keineswegs so vielseitig erprobt und bewährt, dass man mit ge- 
sichertem Erfolg ihre allgemeine Anwendung anordnen könnte , und selbst wenn 
es der Fall wäre, müsste die Erwägung, dass die zwangsweise Einführung einer 
oder einiger Feuerungen dem weiteren Fortschritt der erfinderischen Thätigkeit 
auf diesem Gebiete das grösste Hemmniss bereiten würde, diesen Weg als ungang- 
bar erscheinen lassen. Dagegen ist die Commission zu der Ueberzeugung ge- 
langt, dass es gegenwäiiJg bereits eine grössere Zahl von Dampfkesselfeuerungen 
gibt, welche so betrieben werden können, dass durch die aus dem Schornstein 
entweichenden Verbrennungsproducte Belästigungen oder gar Gesundheits- 
schädigungen des Publikums ausgeschlossen sind, und dass deshalb die Aufsichts- 
behörden veranlasst werden sollten, gegen das ein solches Maass überschreitende 
Rauchen der Schornsteine einzuschreiten. Freilich wurde dabei zugleich betont, 
dass diese Einwirkung der Behörden mit grosser Vorsicht , gebotenenfalls auch 
mit Schonung und durch geeignete , technisch erfahrene Organe , als welche in 
erster Linie die Ingenieure der Dampfkessel-Uoberwachungsvereine berufen er- 
scheinen, erfolgen müsse, um nicht durch Störung des gewerWichen Lebens grosse 
wirthschaftliche Nachtheile herbeizuführen. Nicht zweckmässig erscheint es, in 
solchen Dingen überall xmd vollständig das höchste Maass der möglichen Leistung 



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Feuerungen. 93 

zu Terlangen ; nicht allein wird man die Ansprüche auf Rauchvenninderung je 
nach den örtlichen Verhältnissen verschieden bemessen, sondern auch überall, 
selbst inmitten der Städte, sich mit der Erreichung eines etwa mit „rauchschwach" 
zu bezeichnenden Zustandes begnügen soUeo. Diese vorsichtige Beschränkung 
dürfte auf dem fraglichen Gebiet schon deshalb unabweisbar sein , weil , wie die 
Erfiüirung gelehrt hat , in Bezug auf vortheilhafte Ausnutzung des Brennstoffes 
die rauchschwache Feuerung der gänzlich rauchfreien in der Biegel überlegen ist, 
so dass es vom wirthschaftlichen Standpunkt nicht empfohlen werden kann, 
letztere durchaus zu erstreben. 

Feuerung für flüssige Brennstoffe. Nach J. S. Zerbe 
(ü. R P. Nr. 87 714) ist ein Eost mit aus dreieckigen Rillen gebildeter 
Oberfläche derart in den Feuerraum eingebaut, dass die gegen den Kost 
geschleuderten, sich fächerartig über die ganze Rostfläche ausbreitenden 
Oelstrahlen von den vorderen, schräg stehenden Flächen der Rillen in 
fein zerstäubtem Zustande gegen die Heizfläche des Kessels geworfen 
werden, während durch den Rost hindurchgehende, zwischen den Rillen 
ausmündende Eanalreihen die zur völligen Verbrennung erforderliche 
Luft zuführen. Die Rillen der Rostoberfläche sind durch an einander 
geschichtete Reihen schräg gestellter, gebrannter Steine gebildet, die auf 
einem Tragrost ruhen und auf ihrer vorderen Fläche mit kurz oberhalb 
der oberen Kante der Rückenfläche des benachbarten Steines aus- 
laufenden Luftzuführkanälen versehen sind. — Entsprechende Feuerungen 
von Ch. H. Bachy (D. R. P. Nr. 84 758), — G. C. Yenini (D. R. P. 
Nr. 86 782), — J. S. Elkins (D. R. P. Nr. 86 837). 

Dampfkesselfeuerung mit Braunkohlentheer. Auf 
der Chlorkaliumfabrik am Achenbachschachte des Königlichen Salzberg- 
werkes zu Stassfurt steht eine Generatoranlage zur Vergasung erdiger 
Braunkohlen im Betriebe^ in deren Gasleitungskanälen sich Theer und 
Wasser condensiren. Die periodische Entfernung beider Stoffe und die 
Verwerthung des Theeres zur Befeuerung eines Dampfkessels geschieht 
dort neuerdings in folgender Weise: In der Nähe der mit Generatorgas 
geheizten Kessel ist ein cylindrischer Behälter in Höhe des Kessel- 
mauerwerkes stehend angeordnet. Durch Auspumpen des Behälters 
(durch Anschluss an eine vorhandene Luftpumpe) wird aus dem Haupt- 
gasleitungskanal das Wasser- und Theergemisch angesaugt. Die Trennung 
beider Stoffe erfolgt durch Erwärmen, welches durch eine in dem Be- 
hälter eingebaute und mit dem Abdampf der Speisepumpe geheizte 
Schlange bewirkt wird. Das schwach ammoniakalische Wasser wird 
alsdann unten abgezogen und der Theer in einen über den Dampfkesseln 
aufgestellten Kasten abgelassen. Aus letzterem wird derselbe alsdann 
durch ein Gabelrohr zwei in der Oeffnung für die Gaszuführungsdüse 
eines Kessels eingebauten Körting 'sehen Theerzerstäubern zugeführt 
und in dem mit feuerfesten Steinen ausgesetzten Wellflammrohre von 
1,2/1,3 m Durchmesser durch ein Feuer von alter Putzwolle zur Ent- 
zündung gebracht Der Theer verbrennt mit einer blendend weissen, 
nicht sehr langen Flamme ohne Rauchentwickelung. Der mit Theer 
geheizte Kessel hatte etwa die doppelte Verdampfung der mit Generator- 



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94 I* Oruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

gas gefeuerten. Der Eohlensäuregehalt der Rauchgase betrug 15 bis 
18 Proc, die Temperatur derselben vor dem Essenschieber nur 220^. 
(Z. Bergh. 1896, 201.) 

Naphtaheizung der Lokomotivkessel in Russland 
beschreibt E. Brüokmann (Z. Ingen. 1896, 1357). 

Ofen zum Verbrennen von Strassen- und Hausab- 
gängen von G. Watson (D. R. P. Nr. 85037), — W. Horsfall 
(D. R. P. Nr. 88 660), — G. Christiani (D. R P. Nr. 87 446), — 
M. Hempel (D. R. P. Nr. 83 365). 

Müllverbrennungsofen der Sociötö G6n6rale des 
Travaux Sanitaires (D.R.P. Nr. 84467). Durch das mitKlappe^B 
(Fig. 23) versehene Rohr A wird der Müll in die 
F^g. 23. mj^ vielen Löchern ausgestattete Kuppel D bePör- 

*" ^ dert und fallt zwischen die Stäbe C hindurch in 

das auf Rost P entwickelte Feuer. Die Kuppel D 
ist von einem cylindrischen Blechkörper E um- 
geben , der luftdicht mit seinem unteren Flansch 
auf dem Mauerwerk M befestigt ist Aus dem 
zwischen D und E befindlichen Hohlraum F werden 
die Yerbrennungsgase durch Rohr O behufs ihrer 
Reinigung von Asche und Russ vermittels eines 
Ventilators durch Wasser getrieben, dem man 
einen Zusatz von Kalkmilch oder Lauge gibt, um 
seine Fähigkeit, Gase zu absorbiren, zu verbessern. 
Das Verfahren, Gase, Flammen oder Wärme in 
Räumen zurück- oder von Räumen abzuhalten von F. E. 
Gätcke (D.R.P. Nr.86 781) besteht darin, dass man Luft, andere Gase 
oder Dampf unter Druck vor den Gasen, Flammen oder Wärmequellen 
vorbeistreichen lässt. 

Schützen der vom Feuer berührten Metalltheile von 
Feuerungen. Nach W. Lönholdt (D. R. P. Nr. 88 266) wird, um 
die vom Feuer berührten Metalltheile von Feuerungen gegen Abbrennen, 
Ansätze und Wärmeverluste zu schützen, auf die zu schützenden Flächen 
eine Art Email aufgetragen, welches sich in der Hitze mit dem Material 
derart verbindet, dass es auf demselben eine unzerstörbare Kruste bildet. 
Diese emailartige Schutzmasse setzt sich aus Kieseiguhr, Wasserglas, 
Graphit und ähnlichen Stoffen zusammen. Als zweckmässig hat sich 
folgende Mischung erwiesen : 

50 g Kieseiguhr (Zinnasche oder Borsäure), 
200 g Graphit, 

20 g Eisenocker, 
0,75 / 5proo. Natronwasserglas und 
0,05 / destillirtes Wasser. 

Ofen für Kohle und Gas von A.Stecke (D.R. P.Nr. 86 092). 
Dauerbrandöfen von 0. Keidel (D. R. P. Nr. 86 131 u. 86784), 
— M. Lang (D.R. P.Nr. 86 194), — G.A.Kiefer (D.R. P.Nr. 84 760), 




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Feuerungen. 95 

— Füllofen von G. Köhler (D. E. P. Nr. 87 238), — H. Sauer 
(D. R P. Nr. 84 942), — H. Ostermann (D. R. P. Nr. 84488), — 
F. Kegler (D. R. P. Nr. 86910), — W. Dönne (D. R. P. Nr. 85 674), 

— A. Voss (D. R P. Nr. 84564), — F. Schramm (D. R. P. 
Nr. 84622). 

Zimmeröfen von G. Suter-Blösch (D. R. P. Nr. 84529),— 
R Hess (D. R P. Nr. 83 678), — K. Krebs (D. R P. Nr. 83714),— 
G.Becker (D.RP.Nr.88073),—W.Lönholdt(D.RP.Nr.83366), 

— A. Rincklake(D. R P. Nr.83 877), — P. Maruschke (D.RP. 
Nr. 84881), — E. Haas (D. R P. Nr. 83 702), — H. Ziegler 
(D.RP. Nr. 83 707), — Schornsteinaufsatz von H. Hüller 
(D. R P. Nr. 87 466), — H. Platz (D. R P. Nr. 84 022), — H. John 
(D.RP. Nr. 87 716), — A. Hellerioh (D. R P. Nr. 87 763), — 
J. Fleischer (D. R P. Nr. 86 601). 

Wärmeabgabe von Heizkörpern nach Ritschel (Ge- 
sanding. 1896, 327). Der Yersuchsraum war von einem zweiten Raum 
wie von einer Glocke umschlossen; die Erwärmung des inneren Raumes 
konnte dadurch geregelt werden, dass der äussere Raum mehr oder 
weniger erwärmt wurde. Der erste Theil der Versuche erstreckte sich 
auf Warmwasser-Heizkörper. Es wurde das Gewicht der Wassermenge Q 
bestimmt, welche während der Versuchszeit den Heizkörper durch- 
floss , und ihre Eintritts- und Austrittstemperatur te und ta gemessen. 
Daraus berechnet sich , wenn c die speciiische Wärme des Wassers be- 
deutet , die an den Heizkörper abgegebene Wärmemenge W «« Q e 
(te — ta). Der Durchgangscoefficient k lässt sich nun aus der Formel 

W — F . k (-^-^Y~^ 2~^) ^®s^°^°^®^» ^^"^ *i ^iö Eintritts-, 

tj die Austrittstemperatur der Luft am Heizkörper, F die Fläche des Heiz- 
körpers darstellt. Die Messung der Lufttemperatur t| und t^ erwies sich 
als ausserordentlich schwierig. Dagegen liess sich zwischen der Zimmer- 
temperatur tz und den Temperaturente, t«, t|, t^ durch Versuche eine Be- 
ziehung feststellen, welche durchdieFormel ^ , ^TT *™ T^ 

to -f- t» — 2tz l,d 

ausgedrückt wird. Dadurch kann man die obige Gleichung auf die Form 

W — F . k| I ^ "^ * — tA bringen, worin kj der für diese Formel 

gOltige Durchgangscoefficient ist. Dieser ist nicht constant, sondern 
ändert sich sowohl mit t^ '^i® t^^^ der mittleren Wassertemperatur 
te "h ^a* ^^^ Einfluss der ersten Grösse lässt sich vernachlässigen, die 
Abhängigkeit von der mittleren Wassertemperatur lässt sich angenähert 
durch eine Gerade ausdrücken. — Diese theoretischen Betrachtungen 
lagen auch den Versuchen an Dampfheizkörpem zu Grunde. Die durch 
den Heizkörper übertragene Wärmemenge W wurde als Differenz de& 
gesammten Wärmeverlustes W, im Heizkörper und in der Leitung und 
des Verlustes in der Leitung W| nach Ausschaltung des Heizkörpers 



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96 I- Oruppe. Chemisclie Technologie der Brennstoffe. 

bestimmt. Jede dieser WärmemeDgen setzt sich im wesentlichen zu- 
sammen aus der durch Condensation freigewordenen Wärme Q . ß, worin 
Q die Condenswassermenge, q die latente Wärme des Dampfes ist, und 
der durch Abkühlung des Condenswassers von der Temperatur tp auf ta 
verbrauchten Wärme Q . c . (tp — tj), wobei c die specifische Wärme 
des Wassers bedeutet. — Es ergab sich, dass sich die Wärmeabgabe bei 
wagerechten Bohren desto kleiner erweist, je mehr das Verhältnis des 
äusseren Durchmessers zum inneren wächst. Das gilt auch bei mehr- 
fach auf einander Legenden Röhren. Daher sind bei wagerechten Röhren 
die niedrigen Spiralen von geringem Durchmesser vorzuziehen. Bei 
senkrechten Röhren nimmt die Wärmeabgabe mit wechselndem Durch- 
messer zu. Bei senkrechten Plattenheizkörpern ist der Durchgangs- 
coöfficient sehr hoch. Die Radiatoren stehen hinter glatten senkrechten 
Heizflächen zurück, an einander liegende Radiatoren noch mehr als 
einfache. Gerippte Heizflächen sind wesentlich schlechter als glatte. 
Jedenfalls empfiehlt es sich nicht, die Rippen höher als 5 cm zu nehmen. 
Von allen Elementenheizkörpern sind die mit in einander greifenden 
Rippen am wenigsten gut. Die Wärmeabgabe für 1 k Eisen schwankt 
bei den verschiedenen Constructionen zwischen 7,43 und 19. — Bei 
Versuchen mit Verkleidung der Heizkörper durch Gitter ergab sich, dass 
bei genügend grosser Gittereinlage in der Decke die Wärmeabgabe nicht 
wesentlich beeinflusst wird ; wenn jedoch die Decke geschlossen wurde, 
80 war die Verminderung der Wärmeabgabe nicht unbeträchtlich. Der 
Farbenanstrich ist nicht von hoher Bedeutung. — Die Geschwindigkeit 
des Wassers hat einen grossen Einfluss, und zwar nimmt mit ihrer 
Steigerung die Wärmeabgabe bis zu einer gewissen Grenze zu, um als- 
dann wieder hinabzugehen. Die Steigerung der Geschwindigkeit der 
vorbei streichenden Luft hat natürlich eine Erhöhung der Wärmeabgabe 
zur Folge. 

Zündmittel und Flammenschntz. 

Bei Herstellung einer Zündmasse fürStreichhölzer 
will M. M. Rotten (D. R. P. Nr. 86 203) zwar ebenfalls Phosphor und 
chlorsaures Kali im Gemisch miteinander verwenden, jedoch die Ver- 
brennungsgeschwindigkeit so vermindern, dass auch der Draht mit 
Sicherheit entzündet wird. Es hat sich nämlich herausgestellt, dass man 
einen Theil des chlorsauren Kalis durch das im Handel vorkommende 
Calciumplumbat ersetzen kann und dass in dieser Mischung dasPlumbat 
eine ähnliche Wirkung wie chlorsaures Kali ausübt, indem es Sauerstoff 
abgibt Nur findet die Zersetzung des Plumbats erheblich langsamer 
als diejenige desChlorats statt, und bei der Verwendung eines Gemisches 
beider Stoffe wird daher auch die Entzündungsgeschwindigkeit je nach 
der Menge des zugesetzten Plumbats mehr oder weniger verringert Es 
lassen sich leicht Mischungsverhältnisse finden, bei denen die Verbrennung 
hinreichend verzögert wird, um unter allen Umständen auch den Draht 



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Zündmittel und Flammenschatz. 97 

XU entzünden. Eine nach obigem Verfahren hergestellte brauchbare 
ZQndmasse ist beispielsweise : 



5 Th. 


Kaliumchlorat, 


0,5 „ 


Schwefel, 


4 „ 


Cftlciumplumbat, 


4 „ 


Terra de Sienoa, 


2 „ 


Glas, 


1,5 „ 


amorpher Phosphor, 


1,5 „ 


Gummi (Klebstoff). 



Gummi, Olas und Terra deSienna können in der vorstehenden Mischung 
auch durch andere gleichartige Stoffe ersetzt werden, und der Schwefel 
kann anter Umständen gänzlich fortgelassen werden. 

Um amorphen Phosphor als Ersatz für gelben Phos- 
phor zur Herstellung von Zündmassen u.dgl. geeignet zu 
machen, wird nach M. Bals (D. R. P. Nr. 89 700) amorpher Phosphor 
in geschmolzenen Schwefel eingerührt oder mit pulverisirtem Schwefel 
bezw. Schwefelblüthe bis zum Schmelzen des Schwefels oder etwas über 
den Schmelzpunkt desselben, jedoch nicht bis zum Eintritt einer chemi- 
schen Verbindung mit dem Schwefel, erhitzt. Das Mischungsverhältniss 
der Schwefels zu amorphem Phosphor kann verschieden gewählt werden, 
so dass man auf 100 Th. Schwefel 5 bis 150 und mehr Th. amorphen 
Phosphor nehmen kann. Zu Zündmassen eignet sich am besten das 
Terhältniss von 100 Th. Schwefel und etwa 50 bis 150 Th. amorphen 
Phosphor. Das entstandene Mischungsproduct kann dann nach Erkalten 
gefahrlos gepulvert und beliebig verarbeitet bezw. verwendet werden. 
Der Schwefel kann für sich allein oder mit Beimengungen verwendet 
w^deo. Diese durch Schmelzen erreichte innige Vereinigung des 
amorphen Phosphors mit Schwefel ermöglicht es, dass das erhaltene Ge- 
menge für sich oder mit nicht explosiven Stoffen gemischt, wenn ent- 
zündet, sehr langsam verbrennt, bei Mischung mit chlorsaurem Kali, 
Glas und anderen zu Zündmassen verwendeten Chemikalien und Binde- 
mitteln eine ruhig, an allen Flächen durch einfaches Reiben u. dgl. ent- 
flammende Zündmasse gibt. Die Verbindung ist auch zu Reibflächen 
verwendbar (für schwedische Hölzchen). 

Füllen von Zündholzrahmen mittels eines Luftstromes nach 
Continental Match Co. (D. R. P. Nr. 87 529). — Maschine zur 
Herstellung von Wachsstreichhölzern nach Diamond 
Match Comp. (D. R P. Nr. 89164). 

Maschine zum Präpariren von Zündhölzchen von 
G. Giesler (D. R. P. Nr. 89509) besteht im wesentlichen aus einer 
rotirenden Trommel, welche die zu präparirenden Zündhölzchen reihen- 
weise und in radialer Richtung empfängt und dieselben nach einander 
an der Paraffinmasse und an der Zündmasse vorbeiführt imd schliesslich 
vor dem selbstthätigen Abgeben durch einen Trockenraum hindurchleitet. 

Vorrichtung zum Einspannen von Zündhölzchen 
nach B. Koebcke (D. R. P. Nr. 84176). — Vorrichtung zum Aus- 

Jahresber. d. ehem. Technologie. XLII. 7 



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98 I* Grnppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

schneiden von Streichholzspänen von L. EL Montross (D. R. P. 
Nr. 88 622); — Herstellung und Schneiden von Zündhölzern 
nach Diamond Match Comp. (D. R. P. Nr. 85 899, 89 165 u. 89 166); 
— Schneiden von Zündstäbchen aus Pappenstreifen von 
Ch. Noöl (D. R. P. Nr. 88 020). — Zündholzeinlegemaschine 
von J. Klingler (D. KP. Nr. 84617), — Forsviks Aktiebolag 
(D. R. P. Nr. 85 375). 

Zündhölzer. Nach Th. Schlösing (Cr. 121, 331) ist es 
sehr schwer für die Herstellung von Zündhölzern den Phosphor durch 
ungiftige Stoffe zu ersetzen. 

Selbstentzündung, um die Fähigkeit von Oelen, sich 
auf Baumwolle selbst zu entzünden, schnell zu prüfen, benutzt 
W. Mc. Mackey (J. Chemical 1895, 940) folgenden Apparat: Eisen- 
drahtgaze von etwa 12 cm Breite wird aufgerollt und durch Kupferdraht 
zusammengehalten. Innerhalb der Rolle befinden sich 7 g Watte, welche 
zuvor mit 14 g des zu untersuchenden Oeles getränkt sind. Das Ganze 
wird aufrecht in einen auf 100® erwärmten Wassertrockenschrank, dessen 
Thermometer in die Baumwolle taucht, gebracht. Mittels je einer 
Oeffnung oben und unten am Trockenschrank lässt man langsam Luft 
durch denselben streichen. Bemerkt man eine rasche Temperaturzunahme, 
oder steigt das Thermometer bereits innerhalb der ersten zwei Stunden 
auf über 200<>, so findet häufig eine freiwillige Entzündung statt Zu 
den leicht entzündlichen Oelen gehört z. B. das Baumwollsamenöl, 
während neutrales Olivenöl nur eine äusserst geringe Temperaturerhöhung 
hervorruft. 

Ueber eine freiwillige Entzündung eines Gemenges 
von Eosin und Mennige berichtet M. Aisberg (J. Chemical 1895, 
947). Die Entzündung erfolgte, als der Lack in Fässer verpackt wurde. 
Durch den Luftzug wurde einTheil verstäubt und durch einen etwa 1,5 m 
entfernten Gasbrenner zur Explosion gebracht, die sich der gesammten 
Masse mittheilte. Seit Einführung des elektrischen Lichtes haben sich 
diese freiwilligen Entzündungen nicht wiederholt. 



Neue Bücher. 

S. Aisinmann: Taschenbuch für Mineralöl-Industrie. 
(Berlin, Julius Springer.) Pr. 7 M. 

Eine kurze BeschreibuDg der Herstellung und Untersuchung der Mineral- 
öle, welche Chemikern der Mineralölindustrie empfohlen werden kann. 

Ferd. Fischer: Die chemische Technologie der Brenn- 
stoffe. (Braunschweig, Fr. Vieweg & Sohn.) 

Die vorhegende 3. Lieferung dieses Buches enthält kurz die für die Brenn- 
stoffverwerthung wichtigen Angaben über "Wärmetönung. Dann werden Holz, 
Torf und Mineralkohlen eingehend besprochen, besonders ausführlich 
die Kohlenstatistik und die Kohlenchemie. (Vergl. Chem. Industrie 
1896, 232.) 



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Neue Bücher. 9g 

Im Abschnitt Eohlenbildang (S. 564) werden die Ansichten der ein- 
zelnen Aatoren möglichst so wiedergegeben, wie sie von ihnen veröffentlicht 
worden, um eine streng objective Darstellung zu bieten. 

R. Lambreoht: Eine Kohlenstaub-Explosion in Anina 
(Süd- Ungarn). (Leipzig, Arthur Felix 1896.) 

Fr. Pietzsch: Der Fabrikschornstein. Ein Hand- und Hilfs- 
buch fQr Berechnung und Entwurf gemauerter Schornsteine. Mit 
43 Tabellen und 16 Tafeln Zeichnungen. (Graz undQerlach, Frei- 
berg.) Preis 12 M. 

W. Scheit hau er: Die Fabrikation derMineralöle und des 
Paraffins aus Schweelkohle, Schiefer u. s. w., sowie die 
Herstellung der Kerzen und des Oelgases. (Braunschweig, Fr. Vie- 
weg & Sohn.) Pr. 15 M. 

Nach Besprechung der Rohstoffe, des Schweelereibetriebes und der Pro- 
dacte der trocknen Destillation folgt die Beschreibung der Destillation und Weiter- 
verarbdtung des Theeres, sowie die Paraffinfabrikation. Sehr eingehend wird 
nun die Laboratoriumsarbeit und die Kerzenfabrikation (waren luer wirkhch 
4 photogr. Tafeln erforderlich?), schliessUch das Oelgas beschrieben. Verf. war 
in der ^ückUchen Lage, überall die Erfahrungen der bekanntUch musterhaft ein- 
gerichteten und geleiteten Fabrik Webau, sowie die Angaben verschiedener Fach- 
männer zu verwerthen , und so ein Buch zu schaffen , wie wir es auf diesem Ge- 
biete in gleicher Zuverlässigkeit der technischen Angaben noch nicht besitzen. 

0. Simmersbach: Qrundlagen der Koks-Chemie. (Berlin, 

Julius Springer.) Pr. 2,40 M. 

Verf. gibt zunächst einen kurzen geschichtlichen Ueberblick über die Eoks- 
chemie, bespricht dann die Yerkokungsfähigkeit, den Yerkokungsprocess , die 
chemische Zusammensetzung und die physikalischen Eigenschaften des Ecks. Die 
2^usaminenstellung ist zwar keineswegs vollständig, sie enthält aber manche 
(jeachtenswerthe Angaben, so dass die kleine Schrift Fachleuten empfohlen 
werden kann. 

J. Swoboda: Die Entwickelung der Petroleum-Industrie 
in volkswirthschaftlicher Beleuchtung (Tübingen, H. Laupp'sche 
Buchhandlung). Pr. 4,60 M. 

Verf. bespricht ausführlich die Entwickelung der Petroleum-Industrie in 
den einzelnen europäischen Staaten imd in Amerika, dann das Petroleum- Welt- 
Kartell. Das Buch verdient allgemeine Beachtung, besonders aber wird es denen 
nützlich sein, welche mit Mineralölen zu thun haben. 

Taschenbuch für Braunkohlen-Interessenten des nord- 
westlichen Böhmens. 11. Jahrg. Mit üebersichtskarten der Braun- 
kohlenbecken von Aussig-Eomotau und Eger-Carlsbad. (127 S. 
Teplitz.) Pr. 2 M. 

R. P. Rothwell: The Mineral Industry, its Statistics, Technology 
and Trade in the United States and other Counties to the End of 
1894. (New York and London, The Scientific Publishing Comp.) 
Pr. 5 Doli. 

Ebe sehr empfehlenswerthe Statistik des amerikanischen Berg- und Hütten- 
wesens. 

7* 



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100 



I. Gmppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 



Statistik. 



Uebersicht über die Ergehnisse des Steinkohlenberghaues in Prenssen 

im Jahre 1896, verglichen gegen das Jahr 1894. 

(Nach den Ermittelungen bis znm 1. Mftrs 1896.) 







Im Jahre 1896 




Im Jahre 1894 




Oberberg- 
amtsbezirk 


II 


Förderung 


Absatz 


Arbeiter- 
zahl 


So 


Förderung 


Absatz 


Arbeiter- 
zahl 




1» 


t 


t 




cq 


t 


t 




Breslau . . 


70 


21 943 640 


19 916 976 


72 241 


76 


20 891 381 


19 046 908 


71666 


Halle . . . 


2 


8 831 


6 692 


46 


2 


7 410 


6 229 


46 


Clausthal . . 


7 


649 298 


617 013 


3 461 


9 


538 976 


616 274 


3 446 


Dortmund 


160 


41 146 745 


41167 469 


164 699 


162 


40 613 073 


40 687 485 


162 638 


Bonn . . . 


26 


8 973 991 
72 621 406 


8 814173 


40 271 


26 


8 693 229 


8 374 667 
68"630 663 


39 730 


Zusammen 


264 


70 421 222 


270 708 


276 


70 644 069 


267 424 



Uebersicht über die Ergebnisse des Braunkohlenbergbaues in Preussen 

im Jahre 1896, verglichen gegen das Jahr 1894. 

(Nach den Ermittelungen bis zum 1. März 1896.) 





Im Jahre 1895 


Im Jahre 1894 


Oberberg- 
amtsbezirk 


U 


Förderung 
t 


Absatz 
t 


Arbeiter- 
zahl 


u 


Förderung 
t 


Absatz 
t 


Arbeiter- 
zahl 


Breslau . . 
Halle . . . 
Clausthal . . 
Bonn . . . 


33 

272 

26 

39 


476 867 

17 661182 

392 170 

1607 177 


376 673 

14 128 200 

336 962 

966 000 


1275 

24 906 

1261 

2 709 


31 

285 

26 

43 


478 333 

16 777 245 

326 104 

1 180 890 


363 318 

12 686 600 

279 456 

797 610 


1257 

24 041 

1086 

2 273 


Zusammen 


370 


20 126 396 


16 805 835 


30 140 


386 


17 762 672 


14 125 883 


28 657 



Königreich Sachsen fördei-te im Jahre 1894 4123 227 t Steintohlen und 
918589 t Braunkohlen. 

Bayern förderte im Jahre 1895 496894 t Steinkohlen und 6423 t Braun- 
kohlen. 

Oesterreichs Kohlenproduction im Jahre 1894: 

Steinkohlen Braunkohlen 

Böhmen .... 3709798 t 14038881t 



Niederösterreich . 
Mähren .... 
Schlesien . . . 
Steiermark . . . 
Galizien . . . 


52537 

. 1368638 

. 3 740959 

359 

. 700660 


1873 

126035 

552 

705392 

49100 


•] ... ... : : 







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Statistik. 



101 



Oberösterreich 
Karoten . . 
Tirol . . . 
Erain . . . 
Dalmatien . . 
Istrien . . . 



Steinkohlen 



Braunkohlen 
374502 t 

82135 

16543 
231435 

65320 

85584 



Bosnien und Herzegowina lieferten : 

1892 85 449 t Braunkohlen, 

1893 122397 

Kohlenproduction Frankreichs in den Jahren 1894 und 1895. 

I. Steinkohle. 1894 1895 

Nord und Pas-de-Calais 15616151t 16276 745 t 

Loire 3363662 3492816 

Bourgogne und Nivemais .... 2061568 2058672 

Gard 2059961 1980913 

Tarn und Aveyron 1479210 1476666 

Bourbonnais 1097716 1119950 

Auvergne 385 581 410512 

Vosges meridionales (südL Yogesen) . 225144 225666 

Alpes oocidentales (westl. Alpen) . . 176760 212557 

Herault 151101 208103 

Creuse und Correze 201760 204042 

Orrest 145511 134635 



IL Braunkohle. 

Provence 

Comtat 

Vosges meridionales . . . 

Sud-Orrest 

Haut-Rhone 

Tonne 



26964125 

405608 t 

26239 

11735 

7562 

1567 



27801276 

390158 t 

25112 

10999 

7585 

837 

72 



Torf 



452780 
131717 t 



434763 



Kohlenproduction Spaniens 1894 und 1895. 

Provinzen 1894 
I. Steinkohle. 

Asturien 974952 t 

Cordova 268221 

Palencia 152563 

CuidadReal 102296 

SeviUa 80466 

Leon 36186 

Oerooe 44390 

Bourgos und Logrofio . 200 



1895 

1031240 t 

283600 

142970 

117000 

107507 

50000 

42000 

250 



n. Braunkohle 
Balearen . 
Barcelona 
Quipuzcoar 
Lerida 
San tander 
Teruel . 
Andere Provinzen 



1659274 

21743 

10535 

9166 

4383 

809 

739 

1085 

48400 



1774567 

20000 

11000 

9000 

4000 

? 

V 

1000 

V 



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102 I- Gruppe. Chemische Technologie der Brennstoffe. 

Steinkohlenförderung Englands im Jahre 1894 (Tons h 1016 k): 
Kohlenfeld Steinkohlen 

Schottische Kohlenfelder .... 21 481 554 

Nördliches Kohlenfeld 42098123 

Yorkshire- „ 41736583 

Lancashire-undCheshire-Kohlenfeld 23907620 

Midland-Kohlenfeld 18252158 

Kleine besondere Kohlenfelder . . 4119774 

Nordwales-Kohlenfeld 3150765 

Südwales- „ 33418344 

Irische Kohlenfelder 112604 



Zusammen 188 277 525 Tons — 192 289 965 t 

Steinkohlen in Deutsch-Ostafrika; nordwestlich von Nyassa sind 
neuerdings Steinkohlenlager aufgefunden. 

Transvaal lieferte im Jahre 1895 1 152206 t Kohlen. 
Neuschottland förderte im Jahre 1895 2689245 t Steinkohlen. 
Ostindien lieferte im Jahre 1895 3065 500 engl. Tonnen Steinkohlen. 

Oesterreich lieferte im Jahre 1894 111930 t Erdöl und 6743 t 
Erdwachs. 

Erdöl. Die Petroleumproduction der Vereinigten Staaten liefern 4 grosse 
Oelfelder. 1) Das Appalachische Oelfeld (Pennsylvanien', New- York, West- 
Virginia, Ost-Ohio); 2) Lima-Indiana; 3) Florence, Colorado; 4) Süd-Californien. 
Die Production eines jeden dieser Felder, sowie die Gesammtproduction der Ver- 
einigten Staaten, war für 1893 und 1894: 

Petroleumproduction in den Vereinigten Staaten. 
(1 Barrel « 42 amerik. Gallonen « 160 /). 

1893 1894 

Felder Barrel hl Barrel hl 

Appalachisches Oelfeld . 31 365 890 — 50 185 424 30 783 424 — 49 253 478 
Lima-Indiana .... 15982097 — 25571355 17296510 — 27674416 
Florence, Colorado . . 594390— 951024 515 746— 825194 

Southern California . . 466179— 745886 705 9G9— 1129550 

Kansas — — 40000— 64000 

Wyoming — — 2369— 3 790 

Andere 4110— 6 576 498 — 797 

48412666 — 77 460265 49344516 — 78951225 

62,4 Proc. von allem Petroleum , welches 1894 in den Vereinigten Staaten 
producirt wurde, stammte von dem Appalachischen Oelfeld. Dieses Feld enthält 
alles Oel producirende Gebiet in New-York , Pennsylvanien , West-Virginien und 
Ost-Ohio und das bereits erschlossene oder demnächst zu erschliessende Gebiet 
im östlichen Kentucky, östlichen Tennessee, Alabama und Georgia. Die Gesammt- 
production der Vereinigten Staaten seit der Erbohrung der Drakequelle bei Titus- 
ville im J. 1859 bis zu Ende 1894 betrug 656 725 260 Barrels — 1 050760416 hl. 
Von diesen producirte Pennsylvanien 497 512870 Barrels — 796020592 hl; 
West- Virginia 29059479 Barrels — 46495166 hl; das östliche Ohio, Mecca- 
Belden eingeschlossen 11441653 Barrels — 18306645 hl; Kentucky und 
Tennessee 221013 Barrels — 353621 hl, das Appalachische Oelfeld insgesammt 
538235015 Barrels — 861 176024 hl, während die Gesammtproduction aller anderen 
Districte, Lima-Indiana mit inbegriffen, 118490 245 Barrels — 189 584392 hl 
betrug. 



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Chemische Metallurgie. 

Eisen. 

a) Untersuchungsverfahren, 

lianganbestimmung im Boheisen. F.ülzerundJ. Brüll 
(M. Oewerb. 1895, 312) erhielten bei Oxydation des Manganoxyduls zu 
UebermangansAure zu niedrige Zahlen, weil die Uebermangansäure durch 
die Einwirkung der starken Säure (bei dem Weissmann 'sehen Ver- 
fahren ein verdünntes Gemisch von Salpetersäure und Schwefelsäure, 
bei dem Schneider 'sehen Verfahren Salpetersäure aUein) während 
der Zeitdauer der Filtration über das Asbestfilter schon zum Theil einer 
Zersetzung anheimfallt. So wurde z. B. bei dem Weissmann' sehen 
Verfahren, nach welchem Bleisuperoxyd als Oxydationsmittel verwendet 
wird, während Schneider Wismuthtetroxyd zur Oxydation benutzt, 
festgestellt, dass bei verhältnissmässig kurz andauernder Einwirkung des 
Säuregemisches auf bekannte Mengen von Kaliumpermanganat in der 
Kälte schon verhältnissmässig bedeutende Mengen des letzteren, wie die 
Titration mit Eisendoppelsalzlösung zeigte, zerstört waren. Weitaus 
rascher geht die Zerstörung der Uebermangansäure beim Erwärmen vor 
sich. — Die auf der Abscheidung des Mangans als Mangansuperoxyd 
beruhende Harn pe' sehe Methode, bei welcher die Oxydation mit Sal- 
petersäure von 1,42 spec. Gew. unter Anwendung von Kaliumchlorat 
ausgeführt wird, lieferte zu niedrige Resultate, und das Verfahren, das 
Eisenoxyd aus der Lösung des Roheisens nach der Acetatmethode zu 
entfernen und im Filtrate durch Zusatz von Bromwasser bei Gegenwart 
von Natriumacetat das Mangan als Mangansuperoxyd zu fällen, besitzt 
einerseits den Nachtheil, dass oft die Ausfällung, der grossen Menge von 
basischem Eisenacetat halber, unvollständig ist, und andererseits bleiben 
nach einmaligem Kochen mit Bromwasser oft noch kleine Mengen Man- 
ganoxydulsalz in Lösung, welche im Filtrate neuerdings gefällt werden 
müssen und so die Methode umständlich gestalten. Weitaus besser Hess 
sich in dieser Beziehung an Stelle des Bromwassers Ammoniumpersulfat 
verwenden, welches der etwa 0,1 g Mangan enthaltenden neutralen, vom 



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104 n. Oruppe. Chemische Metallurgie. 

Eisenoxyd befreiten Losung zugefügt und mit der Lösung aufgekocht 
wurde. Die Persulfatmenge betrögt für obige Manganmenge zweck- 
mässig 10 g, welche Menge, in wenig Wasser gelöst, mit Aetznatron 
neutralisirt und der Lösung des Mangansalzes zugefügt wird. Nach dem 
Aufkochen, wobei die Lösung wieder sauer geworden ist, wird abermals 
neutralisirt und nochmals aufgekocht imd das Mangansuperoxyd ab- 
filtrirt. — Die nach Vor t mann (J. 1890, 337) erhaltenen Resultate 
waren ziemlich genau, nur hat es sich gezeigt, dass nach dem erfolgten 
AnsAiuen das Abtitriren des Jodüberschusses möglichst rasch vorge- 
nommen werden muss, da im anderen Falle die Resultate zu niedrig 
ausfallen. Die einmal abtitrirte Jodzinkstftrkelösung enthaltende Flüssig- 
keit färbt sich sehr rasch wieder blau. Beim Ansäuren soU der Säure- 
überschuss möglichst gering sein. — Sehr scharf übereinstimmende 
Resultate wurden nach der folgenden Methode erhalten : Die nach der 
Yolhard' sehen Vorschrift mit Zinkoxyd vom Eisenoxyd befreite, etwa 
0,1 g Mangan enthaltende Lösung wird mit 20 cc einer 0,5 proc. Wasser- 
stoffsuperoxydlösung versetzt, Aetznatron zugefügt, so lange noch ein 
Niederschlag ausfällt, aufgekocht, erkalten gelassen, mit Oxalsäurelösung 
von bekanntem Gehalte versetzt, verdünnte reine Salpetersäure zugefügt 
(wenn kein zu grosser Alkaliüberschuss zur Fällung angewandt wurde, 
genügten 10 bis 20 oc [1 : 10]) und digerirt, bis sich der Niederschlag 
gelöst hat Nach eingetretener Lösung wird bis nahe zum Kochen er- 
hitzt, und der Oxalsäureüberschuss mit Permanganatlösung rücktitrirt. 
Aus der verbrauchten Oxalsäuremenge wird die Manganmenge berechnet, 
wobei zu berücksichtigen ist, dass die Manganfällung der Zusammen- 
setzung öMnO) MnOy entspricht. DerWasserstoffsuperoxydüberschuss, 
welcher zur Anwendung gelangt, ist in der alkalischen Lösung bei 
Gegenwart des Mangansuperoxydniederschlages durch kurz andauerndes 
Aufkochen völlig zerstört, so dass keine Gefahr vorhanden ist, dass nach 
dem Ansäuern noch Wasserstoffsuperoxyd einen Permanganatverbrauch 
bedingen könnte. — Es wiuile auch versucht, die Manganbestimmung 
ohne vorherige Ausfällung des Eisenoxydes durch Zinkoxyd vorzunehmen ; 
es ergab jedoch dieses Vorgehen weniger genaue Resultate, da der End- 
punkt der Titration mit Kaliumpermanganat der Färbung der Eisenoxyd- 
salzlösung halber nicht so gut kenntlich war. Jedenfalls wird sich 
dieses vereinfachte rasche Verfahren bei Ferromanganproben und bei 
manganreichen Spiegeleisenproben, wenn es sich mehr um Raschheit der 
Ausführung, als um einen sehr hohen Grad von Genauigkeit handelt, 
empfehlen, es wird jedoch für manganarme Eisensorten nicht zweck- 
mässig zu verwenden sein. Bei Zusatz von verdünnter Schwefelsäure 
neben Oxalsäure zur alkalischen Flüssigkeit anstatt der oben erwähnten 
verdünnten Salpetersäure wurden stets zu niedrige Resultate erhalten. — 
Zur Auflösung der Eisenproben bewährte sich das von G. Weissmann 
ang^ebene Säuregemisch, bestehend aus 10 Vol. concentrirter Salpeter- 
säure, 2 Th. concentrirter Schwefelsäure und 10 Th. Wasser; während 
des Eindampfens wurden noch 10 cc concentrirte Salzsäure zugefügt. 



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Eisen. 105 

Zur Manganbestimmung empfiehlt T h o m a s (J. Amer. 17, 
341) das Verfahren von Volhard: Schütteln mit Zinkstaub zur Ent- 
fernung des Eisens und Titration des Mangans mit Permanganat. 

Zur Titerstellung von Ghamäleonlösung versuchte 
H. V. Jüptner (Oesterrs Bergh. 1896, 14) Oxalsäure, Eisendoppelsalz 
und Stahl von bekannter Zusammensetzung. Damach lieferte die Titer- 
stellung mit Oxalsäure durchaus befriedigende Resultate. Die Titer- 
stellung mit metallischem Eisen ohne vorhergehende Reduction mit Zink 
ergab in den meisten Fällen zu hohe Resultate (was auf theilweise Oxy- 
dation zurückzuführen ist), in einigen Fällen aber (namentlich bei höherem 
KohlenstofTgehalte) doch auch niederere Werthe als jene mit Oxalsäure 
(möglicherweise infolge des Auftretens organischer, Chamäleon redu- 
cirender Verbindungen). Die Titerstellung auf metallisches Eisen nach 
erfolgter Reduction mit Zink ergab theils dieselben, theils höhere Werthe 
als ohne Reduction. Gegenüber der Titersteilung mit Oxalsäure liegen 
sie theils höher, theils tiefer als diese. Ob diese Unterschiede von 
Schwankungen in der Zusammensetzung des Eisens oder von unver- 
meidlichen Beobachtungsfehlem herrühren, ist nicht zu unterscheiden. 
Die Anwendung des Eisendoppelsalzes zur Titerstellung des Per- 
manganats ist nur dann zulässig, wenn der Eisengehalt gewichtsanalytisch 
bestimmt und die Lösung des Salzes mit Zink reducirt wird. 

Zinkbestimmung in Eisenerzen. Nach Kinder (Stahl- 
eisen 1896, 676) werden 5 g der Probe in einer geräumigen bedeckten 
Porzellanschale mit wenig Wasser aufgeschlämmt und mittels Salzsäure 
zur Lösung gebracht, der 20 bis 25 cc verdünnte Schwefelsäure (100 cc 
Schwefelsäure 1,84 spec. Gew. auf 200 cc Wasser) zugesetzt werden. 
Die Lösung wird eingedampft, bis die Schwefelsäure abraucht. Nach 
dem Erkalten löst man den Rückstand in Wasser und filtrirt den Nieder- 
schlag, welcher das schwefelsaure Blei enthält, ab. In das auf 300 bis 
400 cc verdünnte Filtrat leitet man Schwefelwasserstoff bis zur Sättigung, 
filtrirt etwa ausgeschiedenes Schwefelkupfer ab, und gibt zu dem Filtrat 
hiervon 25 cc von ameisensaurer Ammonlösung und 15 cc Ameisensäure 
hinzu. Wenn die Schwefelsäuremenge nicht grösser war, wie angegeben, 
so fällt bei etwaigem Zinkgehalt das Schwefelzink schön flockig und fast 
weiss nieder. Ist der Schwefelsäurezusatz erheblich grösser gewesen, 
so stumpft man den grössten Theii vor der Zugabe von ameisensaurem 
Ammon mit Ammoniak ab. Ist der Zinkgehalt ein bedeutender, so ist 
es rathsam, noch einige Zeit Schwefelwasserstoff in die erwärmte Lösung 
einzuleiten. War das erhaltene Schwefelzink schön weiss ausgefallen, 
so kann dasselbe nach dem Auswaschen mit schwach ameisensaurem 
Schwefelwasserstoffwasser in verdünnter Salzsäure gelöst und nach dem 
Veigagen des Salzsäureüberschusses mit kohlensaurem Natron gefällt als 
Zinkoxyd oder aber direct als Schwefelzink zur Wägung gebracht werden. 
Wenn das Schwefelzink der ersten Fällung dunkel gefärbt erscheint, so 
wird die salzsaure Lösung der Sulfide mit Ammoniak neutralisii-t bis zur 
alkalischen Reaction, erwärmt, mit Ameisensäure angesäuert und 15 cc 



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106 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

freie Ameisensäure hinzugefügt und mit Schwefelwasserstoff geßlllt, wie 
oben angegeben. 

Zur Bestimmung des Schwefels im Eisen wird nach 
W. Schulte (Stahleisen 1896, 865) die Probe in verdünnter Salzsäure 
gelöst und das entwickelte Gas durch eine mit Essigsäure angesäuerte 
LGsung von essigsaurem Cadmium geleitet Hierin bewirkt der frei- 
gewordene Schwefelwasserstoff eine Ausscheidung von Schwefeloadmium. 
um dasselbe rasch in eine schnell abfiltrirbare, glühfähige und genau 
wägbare Verbindung überzuführen, wird es durch Zusatz eines concen- 
trirten Gemisches von EupfervitrioUösung und Schwefelsäure sofort in 
Eupfersulfld umgesetzt, dies jetzt abfiltrirt, sachgemäss in Platinschälchen 
geglüht, das hierbei entstandene Kupferoxyd gewogen und der gesuchte 
Schwefel hieraus berechnet. 

Bestimmung des Schwefels in weissem Gusseisen. 
— Fr. C. Phillips (Am. Chem. 27, Nr. 11) weist nach, dass bei der 
Einwirkung von Salzsäure auf kohlenstoffreiches Eisen keineswegs aller 
Schwefel in Schwefelwasserstoff übergeführt wird, dass vielmehr in nicht 
unbedeutender Menge auch schwefelhaltige organische Verbindungen 
entstehen, welche durch Oxydationsmittel nur schwer angegriffen werden. 
Unter den gasförmig entweichenden Bestandtheilen konnte Methylmer- 
captan und Methylsulfid mit ziemlicher Sicherheit nachgewiesen werden. 
Behandelte man die Wandungen des Entwickelungsgefässes, die Eisen- 
chlorOrlösung und den Silicatrückstand mit Alkohol und Chloroform, so 
hinterblieb nach dem Verdunsten des Lösungsmittels eine ölige Masse, 
welche in geeigneter Weise oxydirt, bestimmbare Mengen von Schwefel- 
säure abgab. Das Gasentwickelungsverfahren wird daher zu geringe 
Werthe für Schwefel liefern, falls man nicht folgende Vorsichtsmaass- 
regeln beobachtet: Salzsäure von 1,12 spec. Gew. wird langsam zum 
Eisen hinzugefügt und gleichzeitig ein Eohlensäurestrom durch die 
Flüssigkeit geleitet. Die entwickelten Gase werden durch ein roth- 
glühendes Verbrennungsrohr aus Porzellan, welches mit Platinfolie be- 
schickt ist, getrieben, indem man dafür Sorge trägt, dass das Verbindungs- 
rohr der Entwickelungsflasche und des Porzellanrohres bis ziu: Platinfolie 
reicht. Um alle organischen Schwefelverbindungen aus dem Ent- 
wickelungsgefass auszutreiben, wird 2 bis 2^/9 Stunde schwach gekocht. 
Nachdem die aus dem Porzellanrohr austretenden Gase durch eine Lösung 
von Brom in verdünnter Salzsäure geleitet wurden, lässt man sie in ein 
Gefäss von etwa 8 / Inhalt austreten, welches ebenfalls ein wenig der 
erwähnten Bromlösung enthält. Der Schwefel wird dann als Baryum- 
sulfat bestimmt. 

Jodometrische Methode zur Bestimmung des Phos- 
phors im Eisen. Nach Ch. Fairbanks (Z. anorg. 13, 117) wird 
Molybdänsäure in saurer Lösung durch Jodwasserstoifsäure zu MojOj 
reducirt, während in alkalischer Lösung das so erhaltene Reductions- 
product durch Normaljodlösung wieder oxydirt wird. Diese Reactionen 
können zur Bestimmung des Phosphors in Phosphormolybdaten ver- 



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Eisen. 107 

wendet werden, und somit kann auch der Phosphor im Eisen, der nach 
Blair und Whitfield als 24 MoOj . PA • 3(NH4),0 . 2H,0 gef&llt 
wird, jodometrisch quantitativ bestimmt werden. Die Ammonium- 
phosphormolybdatniederschläge werden mit Jodkalium in starker Salz- 
säurelösung behandelt, und nach der Neutralisation mit Bicarbonat wird 
die reducirte Molybdänverbindung durch Jod wieder zu Molybdänsäure 
oxjdirt Ein üeberschuss an Jod wird durch Arsenigsfture zurücktitrirt. 
Die Ausführung des Verfahrens ist analog wie bei der jodometrischen 
Bestimmung der Yanadinsäure. Es ist zu beachten, dass nur 0,5 g 
mehr Jodkalium angewendet werden darf, als die theoretische Menge 
betragt, da sonst die Reduction weiter geht. Ebenso darf man das 
Kochen nicht fortsetzen, wenn das anfängliche Vol. von 40 cc auf 25 
verringert ist. 

Zur Bestimmung des Phosphors in Eisenerzen löst 
man nach Mixer (Eng. Min. 62, 5) die Probe, filtrirt und glüht den 
unlöslichen Rückstand, der nun in Säure löslich ist. 

Bestimmung des Phosphors in titanhaltigen Eisen- 
er z e n. Nach J. P a 1 1 i n s n (J. Chemical 1 4, 443) bleibt beim Lösen 
in Salzsäure Eisenphosphotitanat ungelöst. Zur Abscheidung der Titan- 
säure reducirt man das Eisenchlorid zu Chlorür und fällt die Phosphor- 
säare als Ferriphosphat aus, mit welchem auch die Titan säure sich aus- 
scheidet ; oder man versetzt die reducirte Lösung mit Alaun, fällt die 
Phosphorsäure als Thonerdephosphat und schmilzt den Niederschlag mit 
Katriumcarbonat; Aluminiumphosphat löst sich leicht in schmelzendem 
Natriumcarbonat. Bei der Behandlung der Schmelze mit Wasser bleibt 
alle Titansäure als saures Natriumtitanat ungelöst. 

Zur Bestimmung des Kohlenstoffes in Stahl und 
Eisen empfiehlt L. Schneider (Oesterr. Bergh. 1 896, 1 2 1) statt Zusatz 
von Kupferpulver (J. 1894, 140) jetzt gepulvertes Phosphorkupfer. 
Phosphorkupfer kommt im Handel mit einem Gehalte von etwa 15Proc. 
Phosphor vor, ist mürbe und lässt sich leicht pulvern. Es verbrennt im 
Sauerstoffstrome noch lebhafter als reines Kupfer und gibt eine leicht 
flüssige oxydirende Schlacke, welche Eigenschaften dasselbe als Gemeng- 
theil zur directen Verbrennung noch mehr geeignet machen wie reines 
Kupfer. Das Phosphorkupfer des Handels enthält jedoch geringe Mengen 
kohlenstoffhaltigen Eisens, so dass durch Verbrennung von 10 g desselben 
6 mg Kohlensäure erhalten wurden. Digerirt man hingegen gepulvertes 
Phosphorkupfer 24 Stunden mit concentrirter Salzsäure, so gehen nur 
geringe Mengen Kupfer, jedoch sämmtliches Eisen in Lösung, welches 
einen schwachen Geruch nach Kohlenwasserstoff entwickelt. Das so 
gereinigte Phosphorkupferpulver wird mit Wasser gewaschen, getrocknet 
und auf seine Brauchbarkeit geprüft, indem man 10 g desselben im 
Sauerstoffstrome verbrennt und die Gewichtszunahme der vorgeschlagenen 
Natronkalkröhren bestimmt. Ein so gereinigtes Phosphorkupfer erwies 
sich vollkommen rein von Kohlenstoff. Zur Ausführung der Probe 
werden nun 3 g der gepulverten Eisenprobe mit 10 g einer Mischung 



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108 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

von Blei und Phosphorkupfer gemengt, im Sauerstoffstrome zur Ver- 
brennung gebracht und weiter so wie in der früher angeführten Be- 
stimmungsmethode vorgegangen. 

Zur Bestimmung des Kohlenstoffes in Stahl zersetzt 
A. Blair (J. Amer. 18, 223) die Probe mit Eupfersulfat, oxydirt den 
Kohlenstoff mit Chromsäure und bestimmt die Kohlensäure maass- 
analytisch; der vorgeschlagene Apparat hat vor dem bekannten von 
Lunge keinerlei Vorzüge. 

Zur Kohlenstoffbestimmung nach Eggertz empfiehlt 
T. W. Hogg (J. Chemical 14, 1022) Glasröhren mit ebenem Boden 
und Millimetertheiiung, um den Procentgehalt direct ablesen zu können. 
Bestimmung des Graphits im Roheisen. Nach Shimer 
(Amer. Iren 59, 765) enthält alles Roheisen Titan, welches beim Lösen 
der Probe in Salzsäure mit dem Graphit als Titancarbid zurückbleibt, 
während Salpetersäure dieses Carbid löst. Salzsäure als Lösimgsmittel 
gibt daher zu hohe Zahlen. In einem Roheisen folgende Zusammen- 
setzung : 

Silicium 3,650 Proc. 

Phosphor 1,145 , 

Schwefel 0,010 , 

Mangan 0,226 „ 

Graphit 3,206 , 

Kohlenstoff, geb. . . . 0,128 „ 

Titan 0,399 , 

Eisen 91,236 „ 

Der gesammte Kohlenstoff wurde durch Auflösen in einer ange- 
säuerten Lösung von Kupfer- und Kaliumchlorid und nachfolgender Ver- 
brennung bestimmt. Der Graphit wurde durch Auflösen in verdünnter 
Salpetersäure imd Verbrennen bestimmt. Eine Graphitbestimmung durch 
Auflösen in Salzsäure und Verbrennen gab 3,327 Proc, also 0,121 Proc, 
mehr als die Bestimmung mittels Salpetersäure. Der mit den 0,399 Proc. 
Titancarbid (TiC) verbundene Kohlenstoff beträgt 0,1 Proc: 

Gesammtkohlenstoff 3,334 Proc. 

Graphit mittels Salpetersäurelösung . 3,206 „ 
Graphit mittels Salzsäurelösung . . . 3,327 , 

Der Fehler der Salzsäuremethode tritt hervor bei Bestimmung des 
gebundenen Kohlenstoffs durch die Differenz : 

Gebundener Kohlenstoff, wenn Graphit durch 

Salpetersäure bestimmt 0,128 Proc. 

Gebimdener Kohlenstoff, wenn Graphit durch 

Salzsäure bestimmt 0,007 „ 

Es wurde nun ein Versuch gemacht, die Wirkung der kochenden 
Salpetersäure (1,2 spec. Gew.) auf den Graphit aus diesem Eisen zu 
bestimmen. Nachdem der Graphitrückstand mit Wasser ausgewaschen 
war, wurde er eine Stunde lang mit Salpetersäure gekocht, indem man 
von Zeit zu Zeit ein wenig Wasser zusetzte, um das verdampfte Wasser 
zu ersetzen. Man erhielt 3,203 Proc. Graphit gegen 3,206 Proc. bei 



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Eisen. 109 

directer Lösung in Salpetersäure. Es war also durch das einstOndige 
Kochen das Titancarbid aufgelöst, ohne dass der Graphit angegriffen wurde. 
Die 0,128 Proc. gebundener Kohlenstoff setzen sich zusammen aus: 

Kohlenstoff mit 0,399 Proc. Titan als TiC verbunden 0,100 Proc. 
In Salzsäure löslicher Kohlenstoff (wahrscheinlich 

mit Fe und Mn verbunden) 0,007 „ 

Kohlenstoff, der möglicherweise als unlösliches Car- 

bid, ausser Titancarbid, existirt 0,021 „ 

DieArten des gebundenen Kohlenstoffes. H.v. Jüptner 
(Oesterr. Bergh. 1896, 211 u. 447) stellt verschiedene ältere Ansichten 
darüber zusammen. 

Diamanten des Stahls. Nach L. Frank (Stahleisen 1896, 
585) enthalten fast alle Stahlsorten krystallisirten durchsichtigen Kohlen- 
stoff. Etwa 300 g Stahl in einem Stück wurden in Salpetersäure gelöst, 
der Bückstand mit Wasser ausgewaschen, bis keine Eisensalze mehr 
nachzuweisen waren. Es blieb dann ein ziemlich grosser Rückstand 
übrig, die von Moissan beschriebenen Graphitarten, Siliciumverbin- 
dungen u. dgl. mehr enthaltend. Derselbe wurde mit rauchender, reiner 
Salpetersäure dreimal gekocht. Es ging ein Theil in Lösung, in welcher 
wieder Eisen nachgewiesen werden konnte. Man wusch öfters mit 
Wasser aus, behandelte den Rückstand mit kochender Flusssäure etwa 
dreimal, dann mit concentrirter, kochender Schwefelsäure. Man liess 
erkalten, verdünnte die schwefelsaure Lösung bis auf 1,8 spec. Gew., 
worauf Alles, was noch leichte Kohle war, leicht abgegossen werden 
konnte. In der dichten Portion, welche auf dem Boden blieb, befand 
sich beinahe kein Graphit mehr, jedoch noch verschiedentliche Kohlen- 
stoffarten. Man wusch auf saure Beaction aus, trocknete und schmolz 
den Rückstand zwei- bis dreimal mit chlorsaurem Kalium, löste in 
Wasser, wusch aus, behandelte nochmals mit kochender, rauchender 
Salpetersäure, femer Flusssäure und concentrirter Schwefelsäure. Man 
wusch gut aus und schlämmte den minimalen Rückstand mit Bromoform. 
— Ein etwa 800 g schweres Stück Stahl wurde in Salpetersäure gelöst, 
der Rückstand ausgewaschen, bis eine Eisenreaction nicht mehr auftrat. 
Ein mikroskopischesPräparat zeigte massenhaft bräunliche Eisencarburete, 
welche Krystallisation genau erkennen liessen. Bekanntlich verbindet 
sich * das Eisen direct mit Kohlenstoff bei höherer Temperatur, gleich- 
gültig in welcher der drei Modificationen letzterer sich befindet. 

Unterscheiden konnte man: 1. Ein dunkelgraues Eisencarbid von 
breitblätthger Structur, welches jedoch von der Salpetersäure an den 
Rändern etwas eingefressen war. Ein Vergleich unter dem Mikroskop 
zwischen diesen Blättchen und rein dargestelltem FeCi gaben Ueberein- 
stimmung. — 2. Ein Eisencarburet in Form gestrickter Octaeder (auch 
etwas angegriffen), wahrscheinlich von der Formel FegCj. — 3. Unbe- 
stimmbare Carburete. — Ferner konnte eine ganze Anzahl von Kohlen- 
stoffmodificationen unterschieden werden. 1. Leichte Kohle, wahrschein- 
lich herrührend aus der Zersetzung von Eisencarbureten. — 2. Eine Kohle 



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1 10 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

von sehr dünnen, gestreiften, kastanienbraunen Bruchstücken mit ge- 
zacktem Aussehen. — 3. Schöne schwarze Graphitkrystalle, unter denen 
einige, welche so viel Licht reflectirten, als das Mikroskop selber, und die 
man auf den ersten Blick als durchsichtig annehmen könnte. — Femer 
kann man noch viele durchsichtige grössere Krystallbruchstücke sehen, 
die im polarisirten Licht alle Regenbogen färben annehmen und aus 
Siliciumverbindungen bestehen. Der ganze Rückstand wurde nun in 
angegebener Weise behandelt, und nach jeder Behandlung der Rückstand 
mikroskopisch untersucht. Ein hellgrünes „oxyde graphitique^^ bildete 
sich öfters, welches auch noch näherer Untersuchung harrt. Nach voll- 
ständiger Behandlung der Rückstände, wie oben angegeben, hinterblieb 
ein sehr feiner, minimaler Rückstand, welcher in der von R. Brauns 
empfohlenen Flüssigkeit, Methylenjodit , untersinkt Bei einer sehr 
starken Vergrösserung unterscheidet man prachtvoll ausgebildete, kleine, 
durchsichtige OctaSder. Gegen polarisirtes Licht verhalten sich diese 
Mikrodiamanten indifferent, reflectiren aber selbst sehr viel Licht Eine 
grössere Menge dieser Diamanten, auf einem polirten Platinblech im 
Sauerstoffstrom verbrannt, hinterliess sehr wenig Asche. 

Yertheilung des Kohlenstoffes im Eisen. Erhitzt man 
nach Roberts-Austen (Oesterr. Bergh. 1896, 310) ein Stück pyri- 
tisches Erz mit etwa 4 Proc. Kupfer viele Wochen hindurch auf dunkle 
Rothglut, so wird das Eisen des Pyrites oxydirt, während das Kupfer 
sich nach dem Kerne ziehen wird, einen Kern von nahezu reinem Kupfer- 
sulfid ergebend, der von einer Masse Eisenoxyd umfasst ist, wobei die 
Temperatur niemals die Schmelztemperatur des Schwefels erreicht hat 
Wenn Silber im Erze vorhanden war, so würde dasselbe nach aussen 
wandern und das ganze Stück mit einer Silberkruste umhüllen. Dies 
wurde bei festen Stücken beobachtet. Wenn man femer einen Blei- 
cylinder nimmt, an dessen Basis sich Platin oder Gold befindet, so wird 
eine Erhitzung durch 30 Tage auf 100® bis 150® unter der Schmelz- 
temperatur des Bleies genügen, um nach dieser Zeit am entgegengesetzten 
Ende des Cylinders Blei oder Gold nachweisen zu können. Aehnliches 
kann man auch bei Gold beobachten. Eine reine Goldfläche und eine 
reine Bleifläche, mit einander in Berührung gebracht, ohne dieselben 
unter besonderen Druck zu setzen und auf 12 Stunden im Yacuum auf 
43® erwärmt, werden nach dieser Zeit so fest aneinander haften, ob 
durch Schweissung oder Schmelzung, ist schwer zu sagen, dass sie nur 
durch eine verhältnissmässig ganz bedeutende Kraft wieder getrennt 
werden können. Dies sind Thatsachen, welche bei den Saigerungen in 
Stahlingots, insbesondere bei der Wanderung des Schwefels nach dem 
Inneren der Gussblöcke, von Wichtigkeit sind. Das Eindringen von 
festem Kohlenstoff in festes Eisen ist eine der ältesten bekannten That- 
sachen, welche in der Literatur erscheinen. Schon 1722 hat dies 
R 6 a u m u r nachgewiesen ; hierauf erfolgten verschiedene Erforschungen, 
die durch Pepy 's Arbeiten ihren Höhepunkt erreichten, als er (1815) 
nachwies, dass man einen Diamanten in Eisen verschwinden machen 



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Eisen. 111 

könne. In den vierziger Jahren behauptete Le Play, dass das Ein- 
dringen in Eisen eine nicht aufgeklärte , mysteriöse Operation sei und 
fügte die Hypothese bei , dass das Eindringen des Kohlenstoffes in das 
Centrum der Eisenmasse ausschliesslich die Wirkung von Eohlendioxyd 
sei. Ein Anderer meinte hingegen, dass das Studium des Processes der 
Cementation seinen Glauben an die ursprüngliche Ansicht der Chemiker^ 
welche dahin geht, dass Körper nicht aufeinander wirken könnten, ausser 
sie wären in Lösung , erschütterte und er nun die üeberzeugung habe, 
dass alle Körper ob fest, flüssig oder gasförmig, aufeinander einwirken 
können, doch sei von den drei Aggregatzustanden der feste für die 
chemische Affinität der mindest günstige. Es wurden später sehr weit- 
gehende Experimente von Chemikern durchgeführt , um klar zu legen^ 
dass die Cementation des Eisens und die Kohlung durch den 
Diamanten mittels des festen Diamanten erzielt werden könne, und end- 
lich wurde 1865, von Marguerite's Studien aus aufMarsden'a 
und Vi olle 's Arbeiten übergehend, bewiesen, dass Kohlenstoff nicht 
nur in Eisen eindringt , sondern auch die Wandungen eines Porzellan- 
tiegels zu durchdringen vermag und an der entgegengesetzten Seite im 
rothglühenden Zustande wieder erscheine. Coulsen schrieb 1881 bis 
1882 eine Abhandlung, in welcher er das Maass der Diffusion des 
Kohlenstoffes im Eisen festzustellen und nachzuweisen versuchte , dass 
dieKohlung schon bei einer Temperatur von 200® stattfinde. Lowthian 
Bell berichtete in weiterer Folge, dass der Uebergang von Kohlenstoff 
aus einem kohlenstoffreicheren in kohlenstoffärmeres Eisen bei massiger 
Rothglut erfolgt. — Der Vortragende kommt dann wieder auf das Ein- 
dringen von Platin und Gold in Bleicylinder zurück. Das spedfisch 
schwerere Gold wurde am Boden des Cylinders mit dem Blei in Berüh- 
rung gebracht und verbreitete sich nichtsdestoweniger nach aufwärts. 
Die mit Gold durchsetzten Bleicylinder schnitt man in Lamellen , be- 
stimmte in den einzelnen Abschnitten den Goldgehalt und stellte derart 
die Grösse der Diffusion fest. Die Kesultate wurden in einem Diagramme 
festgelegt. Ob Gold in Zinn, Blei oder Platin in Blei bei 500® diffun- 
dirte, die Curven des Diagrammes waren immer dieselben und liessen 
gleichzeitig einen Vergleich mit den Curven der Diffusion von Kochsalz 
in Wasser bei gewöhnlicher Temperatur zu. Es wurde damit bewiesen, 
dass die Diffusion von flüssigen Metallen ohne Rücksicht auf ihre Dichte 
der Diffusion von Salzen in Wasser analog ist. Würde man dieselben 
Versuche mit festen Körpern anstellen, man käme zu den gleichen Re- 
sultaten. Wenn Gold oder Platin bei einer Temperatur, welche wenig 
über der Tagestemperatur liegt, in festem Blei diffundirt, folgt der Vor- 
gang genau demselben Gesetze. — s m o n d sandte dem Vortragenden 
ein Stück elektrolytisch gewonnenes Eisen, welches von einem Ende aus 
durch einen Diamant gekohlt wurde. Roberts-Austen konnte sich 
davon überzeugen , dass der Kohlenstoff des Diamanten stufenweise im 
Eisen verbreitet war und ein Eisencarbid bildete ; in einem Theile des 
Stückes waren weder Cementite noch Ferrite ausgeschieden, darüber, an 



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112 U.Gruppe. Chemische Metallurgie. 

dem dem Herde der Carburirung entgegengesetzten Ende, war noch 
reines Eisen zu finden. — Weaver's Arbeiten legen die Durchdringung 
des Kohlenstoffes im Eisen beim Harweyprocesse fOr Schienen , deren 
Material ursprünglich 0,26 Kohlenstoff enthielten, klar. Die Beobach- 
tungen auf Orund dieser hergestellten Curven zeigten abermals eine 
üebereinstimmung mit den Schaulinien, die fQr die Lösung von Salz ia 
Fleischbrühe oder Salz in Wasser erhalten wurden. 

DasCarbid des geglühten Stahles untersuchten F. M y - 
lius, F. Förster und G. Schöne (Z. anorg. 13,38). Geglühter 
Werkzeugstahl mit 1,30 Proc. Kohlenstoff wurde elektrolysirt Der 
Stahl bedeckt sich bald bei Anwendung einer Stromdichte von 1 Amp. 
auf 1 qdm an der Anode mit einer lockeren grauen Schicht Der hier- 
von befreite, mit Wasser, Alkohol, Aether gewaschene und im Wasser- 
stoffstrom getrocknete Rückstand besteht aus mikroskopischen Nadeln 
oder BlAttchen. Dieser Rückstand enthält kein freies 
Eisen, da er mit verdünnter Schwefel- oder Salzsäure keinen Wasser- 
stoff entwickelt Der Rückstand enthält gegen 90 Proc. Eisen und 7 
bis 9 Proc. Kohlenstoff, so dass in diesem Rückstande die gesuchten 
Carbide enhalten sind. Während aber der ursprüngliche Stahl sich in 
heisser Salzsäure völlig lösten hinterlässt der Rückstand stets eine ge- 
ringe Menge einer kohligen Substanz. Dieser Umstand lässt den Ein- 
wand zu, das Carbidmaterial sei selbst durch den Strom zerlegt und mit 
freier Kohle verunreinigt. Aus diesem Grunde wurde die elektrolytische 
Methode verlassen, ebensowenig wurde von der Chromschwefelsäure 
Anwendung gemacht, sondern der Stahl wurde durch verdünnte 
Säuren extrahirt. Alle Stahlsorten hinterlassen bei der Behandlung 
mit verdünnten Säuren kohlenstoffhaltige Rückstände , welche indessen 
nicht ohne weiteres als Carbide zu betrachten sind. Eine Stahlsorte 
hinterliess nach Behandlung mit Normalschwefelsäure einen Rückstand, 
der ausser Kohlenstoff und Eisen noch Arsen, Silicium, Phosphor, Kupfer 
und Mangan enthielt. Diese Verunreinigungen sind beim Werkzeug- 
stahl nur gering. Derselbe Mrurde unter Luftabschluss mehrere Stunden 
auf Rothglut erhitzt und nach langsamem Erkalten ebenfalls unter Luft- 
abschluss bis zum Verschwinden der Wasserstoffentwickelung mit ver- 
dünnter Säure behandelt Der Rückstand betrug 14,5 bis 16,8 Proc. 
des Stahles. Von dem Gesammtkohlenstoff des Stahles hatten 16 bis 
20 Proc. flüchtige Kohlenstoffverbindungen geliefert, während die 
übrigen 80 bis 84 Proc. in den Rückstand übergegangen waren. Die 
Carbidrückstände wiesen noch einen geringen Gehalt an Wasser und 
Sauerstoff wie. an verschiedenen anorganischen Verunreinigungen auf. 
Wenn der Kohlenstoffgehalt der verschiedenen Rückstände sich auch 
innerhalb ziemlich enger Grenzen bewegte , nämlich zwischen 6,5 bis 
7,2 Proc, so war diese Differenz doch zu gross, um aus den gewonnenen 
Zahlen weitgehende Schlüsse zu ziehen. Es ist sehr wohl möglich, dass 
diese Differenz auf eine theilweise Oxydation des Eisens zurückzuführen 
ist, welches dann durch Auswaschen mit Säuren in Lösung geht 



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Eisen. 113 

Hierdurch wird der Carbidrückstand an Eisen ärmer und mit freier 
Kohle verunreinigt In der That löst sieh der Rückstand in heisser 
Salzsäure nicht völlig. Es musste demnach nicht nur das Olühen des 
Stahles , sondern auch das Auswaschen und Trocknen der Rückstände 
unter Luftabschluss vorgenommen werden. Mit Hilfe eines eigens 
hierzu constniirten Apparates gelang es, Rückstände zu erhalten, welche 
mit heisser Salzsäure behandelt nur 0,1 Proc. hinterlassen, und dies 
Zehntel-Frocent bestand noch zum grössten Theil aus Kieselsäure. Der 
ist frei von nennenswerthen Mengen Wasser und Sauerstoff, dagegen 
haften der Substanz noch geringe Mengen von Kohlenwasseratolfen an. 
Eine Analyse der Carbidrückstände ergibt: C 6,56 bis 6,44 Proo.; Fe 
91,96; Mn 1,10; Cu 0,23; Si 0,02 Proc. — Trotz eines Gewichts- 
verlustes von 85 Proc. behalten die Stahlstücke bei der Extraction ihre 
Form und Grösse völlig bei ; der übrig bleibende Theil stellt ein sparriges 
Gerüst ineinander gewirrter glänzender Nadeln und Blätter dar, und 
dies muss schon im Stahl vorhanden gewesen sein ; denn wäre die Sub- 
stanz erst während der Extraction durch Umsetzungen entstanden , so 
müssten Yolumverschiebungen stattgefunden haben, und man würde 
statt glänzender Krystalle gemäss der ünlöslichkeit der Substanz eine 
schwarze formlose Masse beobachten. — Eisencarbid im Wasser- 
stoffgas bei 100^ getrocknet verliert sehr langsam an Gewicht und 
wird gewöhnlich pyrophoriscb. Das im Wasserstoffgas geglühte Carbid 
ist gewöhnlich nicht pyrophoriscb, trotzdem verdrängt man zweckmässig 
den Wasserstoff durch Kohlensäure oder Stickstoff, bevor man die Sub- 
stanz der Luft aussetzt. — Trockenes Eisencarbid verändert sich bei 
gewöhnlicher Temperatur nicht an der Luft, eine Erhöhung der Tem- 
peratur aber wie die Gegenwart von Feuchtigkeit haben Oxydation zur 
Folge. Das gebildete Eisenoxyd hinterlässt beim Behandeln mit Salz- 
säure eine dunkelbraune Substanz , welche sich von der Kohle durch 
Färbung und Wassergehalt unterscheidet. Die Substanz tritt auch als 
Zwischenproduct bei der Zersetzung des Eisencarbids durch verdünnte 
Salpetersäure auf und wird bei der Eggertz' sehen Kohlenstoff- 
bestimmung beobachtet. Man gewinnt sie am besten , wenn man das 
Carbid mit einer kalten Auflösung von Ammoniumpersulfat in verdünnter 
Schwefelsäure oxydirt. — Bei Zimmertemperatur ist eine Einwirkung 
des Wassers auf Eisencarbid nicht bemerkbar, noch bei 100<> ist 
sie verschwindend klein und bei 145* wurden aus 1 g Carbid und 5 cc 
Wasser bei dreistündiger Einwirkung im geschlossenen Glasrohr 0,5 cc 
eines brennbaren Gases erhalten. Im Wasserdampf-Stickstoffstrome 
•/j Stunde auf 400 bis 430® erhitzt, erfuhr das Carbid eine Gewichts- 
zunahme von 13*; das Product war schwarz und enthielt Eisenoxyde 
nebst freier Kohle. Daneben entwickelte sich ein brennbares, zum 
Theil aus Wasserstoff bestehendes Gas. Im Wasserdampfstrom auf 
Rothglnt erhitzt, nahm das Carbid innerhalb 1/4 Stunde um 29 Proc. zu, 
€8 schwoll zu einem lockeren schwarzen Pulver aus Ye^O^ auf. Der 
Kohlenstoff geht in gasförmige Producte, bestehend aus Wasserstoff, 

Jahre«ber. d. ehem. Technologie. XLII. S 



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114 IT. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Kohlenoxyd und Kohlensaure, über. Durch Glühen dee oxydirten Rück- 
etandes im Wasserstolfstrom erhält man der Hauptmenge nach metalli- 
sches Eisen. — Verdünnte Säuren wirken auf Eisencarbid bei ge- 
wöhnlicher Temperatur nur sehr langsam unter Bildung eines mit bläu- 
licher Flamme brennbaren Gases ein. Concentnrte Salzsäure lOst beim 
Erwärmen das Carbid schneller unter starker Gasentwickelung; der 
Kohlenstoff geht fast völlig in flüchtige Producte über. Kleine Mengen 
von nicht oder schwer löslichen Stoffen , welche in Wasser unlöslich, in 
Alkohol und noch leichter in Aether löslich sind , wurden stets beob- 
achtet; amorphe kohleähnliche Zwischenproducte konnten niemals 
beobachtet werden. — Die ungefähre Zusammensetzung des mittels 
Salzsäure bei 80 bis 100^ aus dem Carbid entwickelten Gases lässt 
sich ungefähr durch folgende Zahlenwerthe ausdrücken : 

Wasserstoff 92,3 Proc. 

Kohlenwasserstoff ... 6,3 „ 
Stickstoff 1,4 „ 

Eisencarbid schmilzt in einer Thonretorte im Stickstoffstrome auf 
Weissglut erhitzt zu einem Regulus zusammen. Hierbei findet eine Ab- 
scheidung von Kohle statt, welche die geschmolzene Masse locker bedeckt. 
Das entstandene Gusseisen war sehr spröde, zeigte strahligen Bruch, 
war frei von Graphit und hatte einen Kohlenstoffgehalt von 4,36 Proc. 
Beim Glühen des Begulus wurde wieder Eisencarbid abgesondert — 
Zur Entscheidung der Frage, ob das Eisencarbid ein Gemenge oder eine 
einheitliche Verbindung darstellt, kann die fractionirte Lösung 
dienen. In dieser Richtung angestellte Versuche ergeben, dass das 
Eisencarbid durch Salzsäure und Essigsäure verschiedener Concentration 
in ganz verschiedenen Mengen zersetzt wird, der Kohlenstoffgehalt des 
Carbids aber sich nur um wenige Zehntelprocente (6,8 bis 6,5) unter- 
scheidet, eine Differenz, die leicht durch präparative bez. analytische 
Fehler zu erklären ist. Hinsichtlich ihrer Eigenschaften zeigten die bei 
Zimmertemperatur isolirten Carbidpräparate keinen Unterschied. Ebenso 
wenig trat eine wesentliche Aenderung der Eigenschaften und der Zu- 
sammensetzung des Carbids ein, wenn die Digestion z. B. bei 45<^ ge- 
schieht. — Hieraus dürfte zu schliessen sein, dass man es in dem Eisen- 
carbid in der That mit einer chemisch homogenen Substanz zu thun hat. 
Die Carbidrückstände, welche durch Extraction mit Schwefelsäure erhalten 
wurden, zeigen zwar eine Abweichung im Kohlenstoffgehalt, die ein 
wenig über die Analysenfehler hinausgeht, die indessen sehr wohl durch 
die Schwierigkeit, welche das Auswaschen dieser Rückstände mit sich 
bringt, wie durch eine geringe von den übrigen Säuren abweichende 
zersetzende Wirkung der Schwefelsäure ihre Erklärung finden dürfte. — 
Die Annahme, dass das Eisencarbid eine echte atomistische Verbindung 
ist, wird gestützt durch den Umstand, dass Stahl von dem verschiedenstea 
Kohlenwasserstoffgehalt ein nahezu gleiches Carbid liefert. — Um einen 
Völlig reinen Stahl zu erhalten, wurde über electrolytisches Eisen Acetylen 
in glühenden Röhren geleitet, und das so carbonirte Eisen im Stickstoff- 



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Eisen. 115 

Strom zusammengeschmolzen. Die erhaltenen Metallreguli wurden wie 
oben behandelt. Die Carbidausbeute war gering, konnte aber dadurch 
gesteigert werden, dass die Eisenmasse nach dem Erstarren mehrere 
Stunden auf dunkler Bothglut gehalten wurde. Das aus dem reinen 
Stahl gewonnene Eisencarbid stimmte in seinen Haupteigenschaften mit 
dem aus geschmiedeten Stahl erhaltenen überein. Sein Eohlengehalt 
betrug 6,6 Proo. Die aus den verschiedensten Stahlsorten dargestellten 
Carbidpräparate hatten einen Eohlenstoffgehalt von 6,5 bis 6,6 Proc. 
und bestanden aus dichten krystallinischen metallglänzenden Theilchen. 
— Andeutungen von einer zweiten amorphen, nicht glänzenden Modi- 
fication desEisencarbids sind nicht bemerkt worden. Sollte sie existiren, 
wie Arnold und Read annehmen, so geht sie durch das Glühen in die 
krystallinische Modification über. — Nach alle dem kommt dem Carbid 
die Constitution FegC zu. Dieser Körper sollte bei der Zersetzung durch 
Säure gemäss 

Fe,C + 6HC1 «- 3FeClj + CH^ + H, 
ein Gemenge gleicher Volumina Grubengas und Wasserstoff liefern ; dies 
ist nicht der Fall. Falls die metallischen Verunreinigungen, welche in 
diesem Falle vorlagen, hieran nicht betheiligt sind, liegt die Annahme 
nahe, dass die Molecularformel einem Multiplum von Fe^C entspricht 
Mangancarbid MnjC stellt sich dem Eisencarbid an die Seite. Eisen- 
carbid ist in centimeterlangen Erystallen im Meteoreisen aufgefunden 
Im gehärteten Stahl ist das Eisencarbid nicht mehr vorhanden oder 
wenigstens erheblich vermindert 

Einheitliche Untersuchungsverfahren wiurden auf der 
Versammlung des Iren ond Steel Institute in London am 8. Mai be- 
sprochen (vgl. Oesterr. Bergh. 1896, 465). Jü ptner führt seine 
früheren (J. 1895, 128) Angaben weiter aus. Von Analysendifferenzen 
mögen nur die Analysenresultate einer englischen Commission aufgeführt 
werden, weil sie die sorgfältigen Arbeiten einer eigenen Commission und 
nicht die Analysen vielbeschäftigter Hüttenlabonltorien darstellen (siehe 
Tabelle auf S. 116). 

Nach Aufzählung der bisherigen Bestrebungen, einheitliche Ana- 
lysenmethoden zur Einführung zu bringen, werden in dem dem Iren 
and Steel Institute vorgelegten Referate die Fehlerquellen der Analyse 
eingehend besprochen. — Grobe Analysenfehler (wozu auch 
Probenverwechslungen, Rechenfehler u. dgl. gehören) sollten allerdings 
nicht vorkommen. Ihr Auftreten ist zurückzuführen auf Unkenntniss, 
Ungeschicklichkeit oder Schleuderhaftigkeit der Analytiker, auf mangel- 
hafte Einrichtung der Laboratorien und auf Arbeitsüberbürdung. Was 
dagegen geschehen kann und geschehen muss, ist naheliegend. Ver- 
wendung tüchtiger Analytiker, thunlichste Verringerung der Laboranten- 
arbeit, zweckmässige Lage und Einrichtung der Laboratorien und Ver- 
meidung jeder üeberbürdung. Gerade die Stahlanalyse gehört zu den 
schwierigsten Theilen der chemischen Analyse und sollte daher nur 
tüchtigen und bewährten Analytikern übertragen werden, üeberdies 

8* 



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116 



U. Gruppe. Chemische Metallurgie. 





Bestandtbeile 






A.nal7tiker 






Leit- 












probe 




w. 

Jenkins 


G. 8. 
Packer 


J. Pat- 
tinson 


E. Riley 


J. E. 

Stead 




Kohlenstoff . . 


1,43 


1,44 


1,393 


1,387 


1,419 




Silicium . . . 


1 0.260 


0,28 


0,271 


0,260 


0,262 


I. 


Schwefel . . . 


0,010 


Spur 


Spur 


0,004 


0,007 




Phosphor . , . 


! 0,02 


0.017 


0.019 


0,017 


0,016 


Mang^an . . . 


! 0,26 


0.267 


0,263 


0,278 


0,229 




Kohlenstoff . . 


0,82 


0,86 


0,802 


0,811 


0,796 




Silicium . . . 


0,200 


0,194 


0.182 


0,192 


0,186 


II. 


Schwefel . . . 


0,008 


Spur 


0,007 


0,007 


0,007 


Phosphor . . . 


0,02 


0,012 


0.012 


0,012 


0.012 


Mang^an . . . 


0,14 


0,144 


0,146 


0,140 


0,137 




Kohlenstoff . . 


0,65 


0,46 


0,461 


0,466 


0.456 




Silicium . . . 


0,144 


0.14 


0,140 


0,153 


0,130 


III. 


Schwefel . . . 


0.016 


Spur 


Spur 


Spur 


0.008 




Phosphor . . . 


0,02 


0.022 


0,022 


0,016 


0,024 




Mangan . . . 


0,18 


0,180 


0,158 


0,144 


0,161 




Kohlenstoff . . 


0.166 


0.146 


0,142 


0.147 


0,154 




Silicium . . . 


0,008 


0,008 


0.009 


0,008 


0,009 


IV. 


Schwefel . . . 


0,040 


0,086 


0,040 


0,041 


0.040 




Phosphor . . . 


0.08 


0,08 


0,076 


0.081 


0,075 




Mangan • • . 


0,13 


0,130 


0,130 


0,124 


0,137 




Kohlenstoff . . 


— 


0,066 «) 


0,034 


0,086 


0,035 




Silicium . . . 


— 


0,006 


0,006 


Spur 


0,008 


V 


Schwefel . , • 


— 


0,030 


0,030 


0,023 


0,036 




Phosphor . . . 


— 


0,040 


0,041 


0,041 


0,042 




Mangan . . . 


— 


0,276 


0,310 


0,268 


0,317 




Kupfer . . . 


— 




— 


0,025 


— 



ist ja auch die Aufgabe des Eisenhüttenchemikers keineswegs nur die. 
seine Analysen abzuwickeln. Nicht nur erhält derselbe häufig Aufgaben 
zu lösen, bei welchen ihn die bekannten Methoden im Stiche lassen, 
sondern es ist unter allen Umstanden seine Aufgabe, die in der Literatur 
neu auftauchenden Methoden möglichst eingehend zu studiren. Hier- 
durch wird sowohl seine Kenntniss erweitert, als auch die Möglichkeit 
geschaffen, zweck massigere neue Methoden zur Verwendung zu bringen, 
und sich darüber Rechenschaft zu geben, welche Differenzen durch An- 
wendung anderer Methoden, gegenüber den von ihm benützten, entstehen 
können; aber er kommt auch in die Gelegenheit, neu auftauchende 



1) Der hohe Kohlenstoffgehalt Packer' s "wird darauf zurückgeführt, dass 
die Bestimmungen im Laboratorium der Herren J. Brown&Comp. in Sheffield, 
also im Centrum eines grossen Werkes, ausgeführt wurden, mithin in einer 
Atmosphäre, in welcher stets Staub aufgewirbelt war, so dass es bei der grossten 
Vorsicht nicht möglich war, gut übereinstimmende Resultate zu erhalten. 



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Eisen. 117 

Methoden, die in ihrer ursprQnglichen Form weniger empfehlenswerth 
•erscheinen, so umzugestalten, dass sie mit erheblichem Vortheil zur prak- 
tischen Anwendung gelangen können. Wer nicht im Stande ist , die 
eingehende, gründliche Prüfung einer analytischen Methode durchzu- 
führen, der ist als Chemiker in einem Eisenhüttenlaboratorium nicht 
brauchbar, üeberhaupt ist die analytische Chemie an und für sich, und 
nicht zum Mindesten der auf die Untersuchung von Eisen und Stahl 
bezügliche Theil derselben, eine so umfangreiche und rasch fortschreitende 
Wissenschaft geworden, dass auch jeder häufige Personenwechsel im 
Eisenhüttenlaboratorium möglichst zu vermeiden ist Aus diesem Grunde 
ist auch das manchmal übliche Princip, Anfänger im Eisenhüttenwesen 
im Laboratorium zu beschäftigen, nach einiger Zeit aber dem Betriebe 
zuzutheilen, zu verwerfen. Es ist ja gewiss wahr, dass es den Betriebs- 
beamten recht nützlich ist, wenn sie einige Zeit im Laboratorium ge- 
arbeitet haben ; aber es darf nicht vergessen werden, dass die Hütten- 
laboratorien in erster Linie dazu da sind, richtige Analysen auszuführen, 
und wenn sie auch selbstverständlich im Interesse der Hütten da sind, 
so ist es doch auch nothwendig, und liegt im wohlverstandenen Interesse 
der letzteren, dass auch das Interesse der Laboratorien voll und ganz 
gewahrt werde. — Dass in den heutigen Hüttenlaboratorien ein Theil 
der Arbeit Laboranten überlassen werden muss, ist eine bedauemswerthe 
Thatsache, die dem umstände zuzuschreiben ist, dass dieselben riesige 
Analysenmengen in allerkürzester Zeit zu bewältigen haben. Es ist ja 
gewiss wahr, dass es Laboranten gibt, welche alle Eigenschaften besitzen, 
um ihnen analytische Arbeiten übertragen zu können, wenn ein tüchtiger 
Chemiker daneben ist, um einerseits ihre Arbeiten zu controliren, anderer- 
seits aber in solchen Fällen helfend einzugreifen, wo sie ihre Befähigung 
im Stiche lässt. Aber solche Laboranten sind nicht nur sehr selten, 
sondern es kommen auch in kleineren Hüttenlaboratorien, wo Laboranten 
ohne Aufsicht arbeiten, Dinge vor, welche die möglichste Beschränkung 
der Laborantenarbeit dringend wünschenswerth machen. Ueberdies ist 
es ja eine bekannte Thatsache, dass die besten und sichersten Methoden, 
wenn sie current von Laboranten ausgeführt werden, nicht annähernd so 
genaue Resultate liefern als in Händen von Chemikern, und dass der 
überwachende Chemiker fortwährend darauf zu achten hat, dass sich in 
der Ausübung der Methoden seitens der Laboranten nicht mit der Zeit 
kleine Abweichungen und Erleichteningen einschleichen. — Das Labo- 
ratorium muss eine genügende Grösse besitzen, um die Leistungsfähig- 
keit der darin Beschäftigten ausnützen und Verwechslungen vermeiden 
zu können. Die Wage muss in einem besonderen Raum untergebracht 
sein. Die Lage des Laboratoriums soll so gewählt sein, dass dasselbe 
von Staub und Erschütterungen möglichst wenig zu leiden hat ; es soll 
daher weder unmittelbar neben der Strasse , noch zu nahe der Hütte 
liegen. Ein Laboratorium in einer Hütte unterzubringen, ist entschieden 
verwerflich, und der kleine, hierbei erzielte Vortheil des bequemen Ver- 
kehres zwischen beiden wiegt lange nicht den Nachtheil auf, dass in 



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118 n. Grappe. Chemische Metallurgie. 

einem solchen Laboratorium nie mit Sicherheit richtige Resultate erlangt 
werden k5nnen. Aus Oesundheitsrücksichten soll die Höhe der Labora- 
torium-Räumlichkeiten nie unter 4 m betragen, und müssen dieselben 
auf das Vorzüglichste ventilirt werden. Centralheizung des Laboratoriums 
ist sehr erwünscht, besonders weil hierbei der beim Heizen und Entleeren 
der Oefen auftretende Staub vermieden wird. Leuchtgas ist fast unent- 
behrlich und kann (wo Steinkohlengas mangelt) durch eine kleine Oel- 
gasanlage geliefert werden. — Die Leistungsfähigkeit eines Laboratoriums 
steigt, wenn keine Mittagspause gemacht, sondern in einem Zuge durch- 
gearbeitet und um eine entsprechend frühere Zeit geschlossen wird, 
üeberbürdung des Laboratoriums mit Arbeiten ist zu vermeiden, wenn 
man auf verlässliche Arbeiten rechnet, da ja bei einer solchen Irrthümer 
und Fehler nicht zu verhüten sind. — Diese Forderungen sind, wenn 
man auf wirklich gute und verlässliche Analysen rechnet, keine über- 
triebenen; sie sind im Gegentheil die hierzu unerlässlichen Vor- 
bedingungen, ohne deren Erfüllung alles üebrige nur geringen Er- 
folg haben kann. Der Einwurf, dass kleine Werke sich nicht zu der- 
artigen Anstalten aufschwingen können, kommt gar nicht in Frage. — 
In vielen Fällen ist die möglichste Genauigkeit unerlässlich, und ohne 
diese gibt es kein sicheres üebereinstimmen zwischen den Untersuchungen 
Terschiedener Laboratorien. Gewiss gibt es gar manche Untersuchungen 
(namentlich die der Betriebscontrole dienenden täglichen Analysen), bei 
denen eine so peinliche Genauigkeit nicht unbedingt erforderlich ist, und 
für diese Zwecke können die Anforderungen wesentlich ermässigt werden. 
Geschieht dies aber, so muss man sich auch darüber klar sein, dass man 
es nicht mehr mit einem chemischen Laboratorium, sondern mit einem 
Probirgaden zu thun hat, und dass die aus einem solchen hervor- 
gehenden Bestimmungen mit den Resultaten wirklicher chemischer Ana- 
lysen nicht auf gleicher Höhe stehen. Immerhin ist es auch dort, wo 
chemisches Laboratorium und Probirgaden unter gemeinsamer Leitung 
stehen, empfehlenswerth, beide in getrennten Räumlichkeiten unterzu- 
bringen und auch das Personal nicht in beiden gleichzeitig zu verwenden. 
— Hiermit ist aber auch die Möglichkeit gegeben, den gestellten Be- 
dingungen gerecht zu werden. Jeder, auch der kleinste Betrieb, kann 
seinen Pobirgaden besitzen, wenn sich nur einer der Betriebsbeamten der 
Mühe unterzieht, die Arbeiten desselben zu überwachen. Grössere Hütten 
aber können und sollen sich eigene, wirkliche chemische Laboratorien 
errichten und mit dem entsprechenden Personale und Einrichtungen 
versehen. Die verhältnissmässig doch kleine Auslage wird sich gewiss 
lohnen. Kleinere Werke aber, die nicht in der Lage sind, sich ein 
solches zu schaffen und zu erhalten, thun am besten, sich an ein benach- 
bartes Privatlaboratorium zu wenden; sie fahren dabei gewiss besser und 
billiger als mit einem schlecht eingerichteten und besetzten eigenen 
Laboratorium, das allerdings wenig kostet, aber durch seine voraussicht- 
lich unrichtigen Arbeiten mehr Schaden als Nutzen bringt. — Die Fehler 
der Apparate u. dgl. werden besprochen; Aenderungen derGevrichts- 



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Eisen. 



119 



stücke (durch Abnützung, Ansammlung fremder Stoife und innere Oxy- 
dation), Wägefehler beim Wägen von Flüssigkeiten in offenen Oefässen 
(bis 0,4 mg) durch Elektrisirung des Waggehäuses oder derBergkrystall- 
gewichte, durch Oberflächencondensation (Fehler bis 3 mg), tägliche 
periodische Schwankungen in der Gleichgewichtslage analytischer Wagen. 
Auch die Besprechung der durch Vernachlässigung der Qewichtsreduotion 
auf den leeren Raum und der Yolumreduction von Titerflüssigkeit auf 
eine Normaltemperatur hervorgerufenen Fehler verdient Erwähnung. 
Welche Wichtigkeit der ungleichen Zusammensetzung von Probe- 
materialien beizulegen ist, bedarf kaum hervorgehoben zu werden. Es 
mögen hier nur einige von A. v. D o r m u s (Z. österr. Ing.- u. Architekten- 
ver. 1896, Nr. 13 u. 15) veröffentlichte Schienen-Analysen mitgetheilt 
werden. 



Charge 
Nr. 


Stelle der Probenahme 


C 


Si Mn 


P 


S 


Cu 


858 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 
Steir .... 






0,411 
0,525 
0,483 
0,456 


0.011 
0,007 
0,010 
0,009 


0,477 
0,506 
0,506 
0,488 


0.063 
0,104 
0,099 
0,064 


0,026 
0,038 
0,040 
0,025 


0,130 
0,126 
0,123 
109 




Fnss ... 












4185 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 
Steir .... 






0,396 
0,480 
0,456 
0.472 


0,013 
0,014 
0,009 
0,014 


0,500 
0,494 
0,500 
0,511 


0,063 
0,089 
0,079 
0,076 


0,033 
0,041 
0,037 
0,085 


0,131 
0,152 
0,130 
0,110 




Fuss .... 










363 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 
Stee .... 






0,857 
0,501 
0,507 
0,459 


0,010 
0,006 
0,011 
0,014 


0,412 
0,430 
0,430 
0,407 


0,057 
0,099 
0,102 
0,063 


0,039 
0,057 
0,063 
0,033 


0,123 
0,139 
0,126 
0,105 




KfVCf^ .... 

Fuss .... 










4275 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 






0,294 
0,504 


0,012 
0,016 


0,442 
0,500 


0,028 
0,062 


0,018 
0,048 


0,134 
0,152 


4164 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 






0,387 
0,441 


0,008 
0,007 


0,494 
0,506 


0,027 
0,046 


0,017 
0,027 


0,134 
0,137 


5469 


Lauffläche . . 
Mitte des Kopfes 






0,351 
0,681 


0,028 
0,023 


1,146 
1,239 


0,045 
0,084 


0,019 
0,021 


0.140 
0.135 



Analysendifferenzen durch ungleiche Proben be- 
spricht H. V. Jüptner (Oesterr. Bergh. 1896, 159). Damach fand 
Eccles an weichen Platten, deren Bruch an den beiden Aussenseiten 
aeid^iartig, in der Mitte kOrnig erschien, die Zusammensetzung der 

kömigen seidenglänzenden 
Zwischenlage Partien 

Kohlenstoff .... 0,160 Proc. 0,115 Proc. 

Phosphor 0,112 „ 0,038 „ 

Schwefel 0,070 „ 0,030 „ 

Mangan 0,570 „ 0,576 „ 

und bei einem Bleche von 30 mm Dicke folgende Zusammensetzung: 



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120 ^^- Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Kopfende Fussende 

ioDen aussen innen 

Längs- Quer- Längs- Quer- Längs- Quer- Längs- Quer- 
Probe Probe 

Kohlenstoff 0,24 0,24 0,32 0,40 0,25 0,25 0,25 0,20 

Schwefel . 0,025 0,017 0,061 0,070 0,028 0,030 0,022 0,031 

Phosphor . 0,050 0,052 0,100 0,088 0,060 0,060 0,060 0,05^ 

Mangan . 0,160 0,150 0,088 0,140 0,12 0,11 0,12 0,12 

Jüptner fand in einem Stfick Flacheisen an verschiedenen Stellen 
0,037 bis 0,097 Proa Schwefel. 

Analysendifferenzen. Dewey zeigt, welche Abweichungen 
bei Untersuchung ein und desselben Materiales von verschiedenen 
Chemikern vorkommen können. Die Beispiele beziehen sich auf Be- 
stimmung des Mangangehaltes im Stahle, des Phosphors im Boheisen, 
des Kupfers im Höh- und Raffinadkupfer, des Ooldes und Silbers in 
kupferhaltigem Materiale und von Pottasche. (Transact. of the Amer. 
List, of Min. Eng., Colorado Meeting, Sept. 1896.) 

Bewerthung von Eisenerzen. Um nach G. Teichgräber 
(Stahleisen 1896, 632) eine allgemeine Formel zur Werthberechnung 
eines beliebigen Eisensteines zu erhalten, sollen bedeuten : 

X Preis bezw. "Werth des Eisensteins frei Versandstation für je 10000 k, 
f Fracht für 10000 k Eisenstein, 

e Ausbringen aus dem Eisenstein an Roheisen in Procenten, 
r Gehalt des Eisensteins an Kieselsäure in Procenten, 
E Gehalt des Eisensteins an kohlensaurem Kalk in Procenten, 
C Preis von 10000 k Koks ab Versandstation, 
F Fracht für 10000 k Koks, 
K Preis von 10000 k Kalkstein frei Hütte, 
V Verbrauch an Koks für je 1000 k Roheisen in Kilogramm, 
g Generalia für je 1000 k Roheisen, 
P Gestehungskosten für je 1000 k Roheisen. 

Die Gestehungskosten, P für je 1000 k Roheisen, setzen sich zusammen : 

1. aus den Kosten für Eisenstein. 

Aus 10000 k Eisenstein, welche frei Hütte (x + f) Mark kosten, werden 
, 10000. e, e _, ^ . . 

erzeugt — :r^ — Tö ^°^®° Roheisen. 

Die Kosten des für 1000 k Roheisen erforderlichen Eisensteins betragen 

sonach (x + f) . — Mark. 

2. aus den Kosten für Kalkstein. 

Für 1 Th. Kieselsäure sind 2,5 Th. Kalkstein zuzuschlagen, von welchen der 
in dem Eisenstein enthaltene kohlensaure Kalk in Abzug zu bringen ist Für 
10000 k Eisenstein mit r Proc. Kieselsäure und E Proo. kohlensaurem Kalk sind 
also 100 . (2,5 . r — E) k Kalkstein zuzuschlagen. 

Aus 10000 k Eisenstein werden 1(X) . e k Roheisen erzeugt, es sind 
also für 100 . e k Roheisen 100 (2,5 . r — E) k und für 1000 k Roheisen 
1000 1000 

- ^ . 100 . (2,5 . r — E) « (2,5 . r — E) k Kalkstein zuzuschlagen , welche 

luu • e e 

1000 K TT 

-.^(2,5.r-E).3^3^ - (2,5.r-E). j^Mark kosten. 



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Eisen. X21 

3. ans den Eoeten für Koks. 

C -4- F 
Für 1000 k Roheisen werden v k Koks gebraucht, welche v . "|^ 

kosten. 

4. ans den Oeneralia g. 

Die Gestehungskosten des Roheisens für je 1000 k betragen hiemach 

10 K C \ F 

P-(x + f).— + (2,5.r-E)..jg-^ + v.^^^^ + g, und hieraus ergibt 

äch der Werth x eines beliebigen Eisensteins , wenn die Gestehungskosten des 
daraus dargestellten Roheisens P Mark betragen sollen, zu 

^--iö--^-Iöo-(^'^-''-^)-IÖ-("-löSöo+«)- 

Als Beispiele mögen 2 Rotheisensteine dienen mit 48 bezw. 30 Proc. Eisen, 
25 bezw. 12 Proc. Kieselsäure, 3 bezw. 40 Proc. kohlensaurem Kalk. Ausserdem 
sei f — 30, C — 115, F — 35, K — 33, v — 900, g — 5, P — 49. 

Für den Eisenstein mit 48 Fe, 25 SiOt, 3 CaCO, gilt dann 

l,,.«^_30-§.(2,5.25-3)-g(900.11§±|5 + 5)-96,765Mark. 

Für den Eisenstein mit 30 Proc. Fe, 12 Proc. SiCj, 40 Proc. CaCO, gilt 

2, x-i^-30- ^.(2,5.12-40)-g(900.1g+§5 + 5) « 64,80Mark. 

Man erkennt hieraus, dass unter umständen, bei entsprechendem Preis ein 
Bsenstein mit geringerem Eisengehalt mindestens ein ebenso werthvolles Material 
ist wie ein Eisenstein mit höherem Eisengehalt ; denn abgesehen davon dass kalk- 
rsche Eisensteine leichter schmelzig sind als kieselige , gibt der Eisenstein Bei- 

Spiel 2) erheblich weniger Schlacke als 1), da der Quotient — im Fall 1) 0,52, im 

FaO 2) aber nur 0,40 beträgt ThatsächUch verhält sich der Eisenstein 2) bezüg- 
lich Koksverbrauch , Production u. s. w. noch g^instiger , als in Rechnung ange- 
Bommeo ist, da für v und g eigentlich niedrigere Betiüge eingesetzt werden 
müssten, als im Falle 1), wodurch der Werth x sich für 2) noch erhöhen 
waide. 

Analysen von Erzen und Metallen, ausgeführt im k. k. 
General-Probiramte in Wien theilt E. Pri woznik mit (Bergh. J. 1896, 
Sonderabdr.). — Magneteisenstein aus Yal Sugana in Südtirol, 
ontersncht von F. L i p p : 

Eisenoxyd 39,14 

Eisenoxydul 29,31 

Kupfer Spur 

Manganoxydul 4,32 

Thonerde 2,10 

K^ 3,10 

Magnesia 8,50 

Kieselsäure 10,80 

Titansäure 0,70 

Schwefelsäure 0,86 

Phosphorsäure 0,034 

Wasser 0,95 

99,814 

Nickel-Stahl, untersucht von L. Schneider: 

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122 



U. Orappe. Ckemische Metallurgie. 









I 


n 


m 


Kohlenstoff, ehem. geb. . . 0,52 


0,41 


0,32 


Silicium .... 






. 0,39 


0,14 


0,41 


Phosphor .... 






. 0,03 


0,03 


0,019 


Schwefel 






0,02 


0,01 


0,014 


M&ng&n 






0,36 


0,19 


0,19 


Nickel 






4,63 


5,33 


6,54 


Kobalt 






— 


0,05 


0,04 


Kupfer 






0,02 


0,27 


Spur 


Eisen aus dem Abgang 


e . 




94,03 


93,57 


92,467 






100,00 


100,00 


100,000 



Chrom-Stahl, von der österreichisch-alpinen Montangesellschaft 
in iEbiswald, untersucht von L. Schneider: 



Kohlenstoff, ehem. geb. 

Silicium . 

Phosphor . 

Schwefel . 

Mangan . 

Chrom 

Nickel . 

Kupfer 

Eisen aus dem Abgange 



0,73 
0,57 
0,07 
0,10 
0,81 
0,75 

Spur 
0,08 

96,89 



100,00 



Wolfram-Stahl I, eingesendet von der Werksleitung der öster- 
reichisch-alpinen MontangeseUschaf t in Eibiswald, untersucht von F. L i p p , 
n und in unbekannter Herkunft, untersucht von L. Schneider und 
F. Lipp: 

I 

Kohlenstoff, ehem. geb. 0,913 Proe. 

Wolfram ..... 2,133 

Silicium 0,224 

Phosphor 0,033 

Schwefel 0,006 

Mangan 0,219 

Kupfer 0,012 

Nickel 0,008 

Chrom — 

Eisen aus dem Abgange 96,452 88,59 94,435 



n 


in 


2,16 Proc. 


0,654 Proo, 


6,97 


.3,846 


0,80 


0,140 


0,03 


0,045 


0,01 


0,030 


1,14 


0,858 


0,01 


Spur 



0,29 
88,59 



Ferro-Wolfram, untersucht von L. Schneider: 



Kohlenstoff!, ehem. geb. . . . 1,52 Proc. 

Wolfram 28,27 

Silicium 0,63 

Phosphor 0,006 

Schwefel 0,02 

Mangan 1,14 

Kupfer 0,002 

Zinn 0,72 

Titan — 

Eisen 67,62 



n 

2,33 Proc. 
66,20 
1,84 
0,005 
0,03 
0,18 



Spur 
29,20 



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Eisen. 



123 



b) Eisengewinnung. 

Oolitische Eisenerze inDeutsch-Lothringenbespricht 
L. Hoffmann (Stahleisen 1896, 946). Die Förderung betrug: 

Fördeixmg in Tonnen Belegschaft 

1894 1895 1894 1895 

Deutsch-Lothringen . . . 3922052 4222352 3706 4339 

Luxemburg 3958280 3913077 4577 — 

Französisoh-Lothrin gen . . 321 700 — — — 

11097332 

Beachtenswerth sind folgende Analysen: 



Lager 


Roth- 
sand 


Rothkalk 


Gelbes 


Gelbes 


Granes 


Unteres 
brauaes 


Schwarzes 


Schwarzes 


Gmbe 




Neofchef 


Orne 


Orne 


Nenfchef 


Orne 


Nenfchef 


Maringen 


Fe,0, . . . 
CaO . . . 
810, . . . 
AUQ, . . . 
P.O* . . . 
MgO . . . 

Md^O, . . 

8 . . . . 

Olahverlnst . 


44,60 

6,8 
38,6 

4,2 

1,60 

9,6 
( nicht 
(best. 
Spar 
10,7 


67,14 
9,60 
7,60 
6,00 
1,80 
1,20 

0,25 

Spur 
17,60 


61,78 

12,80 

8,46 

|4,17 

1,87 

nicht 
best. 

20,98 


84,06 
22,46 
16,00 

9,46 

nicht 
best. 

28,84 


67,14 
7,00 
9,00 
6,00 
1,70 
1,60 

1 0,26 

Spur 
17,00 


49,04 

8,68 

16.69 

j 6,44 

2,00 

nicht 
best. 

15,02 


42,85 

6,00 

24,60 

10,00 

1,40 

1,60 

j 0,50 

Spur 
18,00 


47,28 

10,16 

15,82 

6.87 

1,76 

2,76 

1 nicht 
1 best. 

16,51 


Fe ... . 


100,4 
81,16 


99,89 
40,00 


99,01 
86,21 


99,69 
40.00 


97,72 
34,88 


99,76 
80,00 


99,72 
88,10 



Eisenerzlagerstfttten von Mesaba in Minnesota be- 
schreibt H. Wedding (Stahleisen 1896, 7). Beachtenswerth sind fol- 
gende Angaben : 



Gewerkschaft 



Gruben 



Förderung 
1894 



Dnrchschnitts- 
analjse (Proc.) 



1 



S 2 



-g-s 

9 tß 



Minnesota 
Iren Co. 

Lake 

Snperior 

Oliver 
MiniDg Co. 

Biwabik 
Mining Co. 



Auborn .... 
Canton .... 
Norman .... 
Mountain iron grade 
Helmer grade • • 
Tnbal grade . . . 
Minnewas mine . . 
OÜTer grade . • . 
South Cide . . . 
Preble . . . . 
Biwabik . . . . 
Mesaba Biwabik 
Franklitt . . . • 



110 809 

189 467 

39 008 

819 001 

100 960 

158 491 

2162 

172 850 

271214 

62 429 

77 728 

12 608 

228 399 



62,11 
61.21 
61,72 
64,18 
68,80 
68,42 
64,40 
68,60 
61,00 
69,60 
64,61 
62,20 
64,44 



0,064 
0,048 
0,066 
0,048 
0,062 
0,060 
0,068 
0,069 
0,076 
0,082 
0,029 
0,048 
0,088 



8,12 
7,81 
8,82 



9,87 
8,90 
8,40 
8,05 
9,82 
4,88 



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124 



n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 



Eine vollständige Analyse liegt von dem Biwabik-Erze vor: 

Eisen 65,200 Proc. 

Kieselsäure 2,790 

Phosphor 0,027 

Mangan 0,313 

Thonerde 0,647 

Kalk 0,340 

Magnesia 0,123 

Schwefel 0,003 

Organ, und flüchtige Stoffe . 2,650 

EisenerzvorkommenlnUngarn(Berghzg. 1896,53u. 177); 
— Bohnerzlager im Schweizer Jura beschreibt M.v. I8 8er(0e8terr. 
Bergh. 1896, 200). 

Eisenerzablagerungen Spaniens (Oesterr. Bergh. 1896, 
587); Analysen des Bilbaoerzee ergaben: 











Venadulce 




Campanil 




Rul 


>io 


I 


n 


I 


n 


m 


I 


n 


Fe,04 82,26 


80,78 


80,75 


84,02 


73,90 


79,14 


83,75 


SiO, . 








1,35 


2,63 


3,24 


3,20 


5,70 


7,20 


5,25 


A1.0, . 








1,53 


1,38 


3,10 


0,40 


3,80 


2,40 


3,20 


Mn,0, . 








9,78 


2,24 


8,15 


4,38 


5,80 


2,45 


3,17 


CaO . 








2,27 


6,39 


0,82 


0,40 


0,45 


2,23 


1,36 


MeO . 
Schwefel 








Spur 


0,46 


1,04 


0,80 


1,25 


0,71 


Spar 








— 


— 


— 


— 





Spur 


0,04 


H,0,CO,u 


Vc 


jrh 


iste 


3,81 


6,12 


2,90 


6,81 


1,25 


5,27 


2,23 



Eisensande vonNeu-Seeland enthalten nach E. Melcalf 
(Am. Iren 58, 837) : 

Eisenoxydoxydul . . . 82,0 Proc. 

Titanoxyd 8,0 

Kieselsäure 8,0 

Das daraus hergestellte Roheisen : 

Eisen 94,00 Proc. 

Mangan Spur 

Titan 1,00 

Silicium 2,12 

Schwefel 0,02 

Kohlenstoff 2,33 

Böstung und magnetische Aufbereitung der Spat- 
eisenerze zu All evard beschreibt H. Wed ding (Verh. Öewerbfl. 
1895, 369). Beim Glühen von Eisencarbonat ohne Luftzutritt zerlegt 
sich dieses nach der Formel : 

1. 6FeC05 — Fee07 + CO + 5C0,. 
Niemals entsteht Kohlensäure allein nach der Formel : 

2. FeCO, = PeO -f COj, 
auch nicht 

3. SFeCO, = FejOi + CO + 2C0,. 



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Eisen. 125 

Der Zerlegungswärme tritt also eine gewisse Oxydationswärme 
gegenüber. Man kann dagegen die Oxydation des Eisens durch Zutritt 
von atmosphärischer Luft höher treiben und aus 

4. 2FeC05 + — Fe^O, + 200^, 

d. h. Eisenoxyd und Kohlendioxyd, nicht aber, wie Gromier an- 
nimmt, aus 

5. SFeCOs + — Fe^O« + CO + 2C0„ 

d. h. magnetisches Eisenoxyduloxyd, Kohlendioxyd und Kohlenoxyd 
darstellen, weil dann ja freier Sauerstoff übrig blieba Vielmehr 
müsste aus 

6. 6FeC0, + = 2Fe804 + CO + 5C0, 

werden. Für den Brennstoffaufwand ist die Zersetzung gemäss 
Formel 4 am günstigsten, man braucht dafür am wenigsten Kohle. Für 
die magnetische Aufbereitung ist sowohl die Zersetzung nach Formel 1 
als auch nach Formel, 6 geeignet, denn beide Oxyduloxyde sind magnetisch, 
wenn auch FejOi stärker als das Fe^Oy. Für die Verhüttung aber ist 
stets die Oxydbildung nach Formel 4 am besten, weil die Reduction 
leichter von Statten geht 

Die Röstöfen für Stückerze zu Allevard haben bei etwa ^/s 
der Höhe von unten ab eine Einschnürung, wobei der untere Theil Ä 
(Fig. 24) einen parapoloidischen Kegel, 
der obere B einen abgestumpften Kegel Fig. 24. 

bildet Ueber der Einschnürung befindet 
sich im Mauerwerke ein Gaskanal a, 
welchem zwei senkrechte, ebenfalls im 
Mauerwerke angelegte Schächte b das 
Gas aus den Generatoren mit Planrost 
und darunter eingespritztem Wasser- 
dampf, durch düsenartige Oeffnungen e 
zuführen. Die Verbrennungsluft tritt 
durch die seitliche Ausziehungsöffnung 
ein. Ein Ofen liefert 25 t Röstgut in 
24 Stunden mit 30 k Kohlen für 1 t, 
Rösttemperatur 1000**, Gewichtsverlust 
der Erze 28 Proc. — Die Röstöfen 
für gewaschene feine Erze geben 
Material für die Verhüttung ohne vor- 
herige magnetische Aufbereitung und 
sind zweierlei Art, entweder mit nach 
ArtderHasenclever-Helbig'schen 
Oefen verlaufendem Zickzackraume (fours 
ä chicanes) von 14 m Höhe mit Gas- 
generatoren , oder Oefen in Gestalt ein- 
fach geneigter Kanäle (fours rampants). Jeder dieser Oefen röstet in 
24 Stunden 25 1 mit 60 k Kohle auf 1 1 geröstetes Erz. Die Röstöfen auf 
der Eisenhütte Allevard , welche von der Grube herbeigeschafftes Erz 



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126 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

nach Absieben des nicht weiter benutzten Siebfeinen verarbeiten, sind 
Hoffmann'scheRingöfen mit 30 Kammern mit Blechschiebem, erstere 
mit Hochofengichtgasen beheizt Beim Ausziehen des Erzes bildet sich 
viel Klein. 

H. Wedding (Stahleisen 1896, 771) bespricht femer den Ein- 
fluss der RGstung auf die Beductionsffthigkeit der 
Eisenerze. 

Ungarische EisenerzrGst- und Eisenhochöfen be- 
schrieb A. R V. Kerpely in einem Vortrage auf dem montanistischea 
Congresse zu Budapest im Sept. 1896. Eisenstein-OasröstGfen 
zuRudobänya. Die auf den Gruben der Borsoder Gruben-Gewerk- 
schaft im Comitat Borsod auf Triasablagerungen vorkommenden Braun- 
eisenerze, stellenweise sehr rein, enthalten häufig Ankerit, Ocker und 
zuweilen Baryt und gediegen Kupfer bei folgender Durchschnittszu- 
sammensetzung: 68,57 Fe,Os, 10,10 SiO,, 2,24 A1,0„ 4,03 MnO, 1,40 
CaO, 1,02 MgO, 0,11 CuO, 0,06 PjOs, 3,44 BaO. Die Erze werden 
mittels Tagebaues steinbruchmässig durch Sprengarbeit gewonnen (i. J. 
1895 — 2 300 733 hk und zwar 150 000 hk für inländische Hütten, 

der Rest för Witkowitz) 

Fig. 25. und in vier Schachtöfen 

I mit Gasfeuerung (den 

Oefen von Allevard 
ähnlich) in Stücken ge- 
röstetr* ' Die gerösteten 
Erze enthalten 70,3 
FejO,, 10,72 SiO„ 2,25 
AljOa, 3,91 MnO, 1,15 
CaO, 0,73 MgO, 0,09 
CuO, 0,07 PjOj und 
4,01 BaO. Ein Ofen 
gibt in 24 Stunden 650 
bis 800 hk, ein Moser'- 
scher Röstflammofen mit 
langer ansteigender Sohle 
von 32 qm Röstfläche 
für Kleinerz 400 bis 
500 hk Röstgut bei 8bi8 
9 k Verbrauch an Braun- 
kohlen und 18 bis 20 
Proc. Röstverlust (Vgl. 
Berghzg. 1896, 407.) 

Holzkohl en- 
Hochofen vonGas- 
vadia (Fig. 25), 19 km 
von Vajda-Hunyad ent- 
fernt, ist 1 1 m hoch, hat 



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Eisen. 127 

geedüoBsene Brust, 1,4 m Durchmeeser zwischen den Formen, 2,68 m 
im Eohlensack und 1,7 m an der Gicht bei 45 cbm Inhalt Man ver* 
schmilzt Blauerze mit 31,39 Fe,0„ 0,34 Mn^Og, 1,99 SiOj, 0,33 CaO, 
0,32 MgO, 0,03 PjOj, 0,12 S, Spr. CuO mit 63,93 Eisengehalt und 
Braimeisensteine mit 75>68 Fe,Os, 4,58 Mn,0|, 3,2 SiO„ 3,57 Al^O^ 
0,34 CaO, 0,39 MgO, 0,03 PjOj, Spr. CuO mit 52,97 Proc. Eisen. 
Man verwendet Buchenkohle und erzeugt graues, weisses und halbirtes 
Boheisen auch etwas für directen Guss ; für festere Gussstücke bedarf es 
eines ümschmelzens im Kupolofen. 

Eokshochofen zu Rescioza (Fig. 26). Das Auftreten der 
verschmolzenen Magneteisensteine mit Botheisensteinen im Erass6-Sz5- 
r6nyer Comitat ist an den grOesten- 
theils auf Trachyt und seltener auf Pig. 26. 

Gneis, Syenit oder Glimmerschiefer 
aufgelagerten Kalkstein gebunden. Der 
Kokshochofen hat 20 m Höhe bei 
277 cbm Inhalt und wird mit heissem 
Winde aus 8 Whitwellapparaten ge- 
speist, wovon 6 eine Höhe von 16 m 
bei je 1000 qm Heizfläche, 2 eine 
Höhe von 19,8 m bei je 1874 qm 
Heizflfiche haben. Zum Rösten dienen 
6 Schachtöfen von 6 m Höhe und 
4,5 m grösstem Durchmesser. Ein 
Ofen leistet 130 hk in 24 Stunden 
bei Verwendung von Kohlenlöscha 
Die Koks werden auf dem Hütten- 
werke aus gewaschenen Steinkohlen 
hergestellt Der Hochofen lieferte 
im Jahre 1895 bei 259tagigem Be- 
triebe 148 645 hk Bessemerroheisen, 
Leistung für 1 cbm Inhalt in 24 
Stunden 207 k. (Zwei Holzkohlen- 
öfen lieferten im Jahre 1895 an 

188171 hk Roheisen, Leistung von 326 k in 24 Stunden auf 
1 cbm.) 

Eisenerzröstung. S. Jordan (Rev.univ. 1895, 1) empfiehlt, 
das Erz mit nur 0,5 Proc. Brennstoff geschichtet im Ofen zu rösten. Der- 
selbe nimmt für die Zersetzung von 1 k Eisencarbonat 130 w an. Dieses 
enthält 0,621 k Eisenoxydul. 1 k Eisenoxydul erzeugt, indem es sich 
in Eisenoxyd umwandelt, 382 w, was 0,621 X 382 — 287 w für die 
0,621 k Eisenoxydul im Carbonat entspricht. 

Die Zersetzung erfordert . . . . 130 w 
die Ueberoxydation macht . . . . 237 
frei, es entsteht also ein Gewinn von 107 w. 



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128 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Um 1 k Eisencarbonat auf 400<^ zu erhitzen, sind 400 X 0,1 9 «» 76 w 
nöthig; daher vollzieht sich die ROstung theoretisch ohne Wärmeaufwand. 
Bei der Umwandlung nach der Formel 

3FeC0a — FeaOi + 2C0j + CO 
werden nur 294 w durch Oxydation von Oxydul in Oxyd frei, dagegen 
braucht man zur Reduction, da 7,5 k Sauerstoff aus 20,6 k Kohlensäure 
auf 13,1 k Kohlenstoff abgeschieden werden, 13,1 X 2403 -= 315 w. 
— Die üeberoxydation des Oxyduls in magnetisches Oxyduloxyd ver- 
braucht also auf Kosten der Kohlensäure 315 — 294 «= 21 w auf 1 k 
Eisenoxydul, d. h. 21 X 0,621 «• 13 w auf 1 k Eisencarbonat Die 
Röstung von 1 k Eisencarbonat verlangt daher 130 -}- 13 «■ 143 w. 
Man spart also durch Röstung auf Eisenoxyd gegen die Röstung auf 
Eisenoxyduloxyd 107 -)- 143 — 250 w. — Jordan führt schliesslich 
an, dass die Rechnungen sich auf die neuesten Untersuchungen Berthelot's 
gründen, dass dagegen nach den Ermittelungen le Chatelier'8(C. r. 
März 1895) die Zersetzung von 1 k Eisencarbonat 217 (statt 130) w 
erfordere, und sich die Umwandlung des Carbonats in magnetisches 
Oxyduloxyd durch freien Sauerstoff ohne Wärme-Gewinn oder -Verlust 
vollziehe, wogegen bei der Umwandlung in Eisenoxyd durch freien Sauer- 
stoff 65 (statt 107) w frei werden, dass aber an der Schlussfolgerung 
nichts geändert werde. 

Füllstein für Winderhitzer u.dgl. von CA. Brackeisberg 
(D. R. P. Nr. 87 728) ist aus einem der Länge nach durchlochten drei- 
seitigen Prisma mit entsprechend der Lochung abgeschnittenen Kanten 
hergestellt, so dass letztere bei einer Drehung des Steines um seine 
Längsaxe über die benachbarten Steine greifen und Fortsetzungen deren 
Lochungen bilden. 

Ausmauerung für Winderhitzer der Rheinischen 
Oharmotte- und Dinas werke (D. R, P. Nr. 89 089) besteht aus 
zwei Arten Rohren von quadratischem Querschnitt, von denen die eine 
Art Rohre an den Längskanten mit Rippen versehen ist, während bei 
der anderen Art Rohre die Längskanten abgestumpft sind, zu dem Zweck, 
die Rohre zu einem geordneten Verbände zusammenzusetzen, so dass die 
Rohre in jeder beliebigen Schicht mit jeder der Rippen die Abstumpfungen 
der drei Nachbarrohre berühren. 

Bodenstein für Schachtöfen. Nach H. Bansen (D. R P. 
Nr. 84066) münden die halbkreisförmigen, zweckmässig mit Nebenarmen 
zu versehenden Kanäle jeder für sich gesondert nach aussen, zum Zweck 
der Fortleitung von Blei unter Vermeidung der Oxydation. 

Eiserne Tragkränze für den Schacht vonHochöfen 
empfiehlt F. Burgers (D. R. P. Nr. 88845). 

Hochofenschacht ohne Mauerstein wurde nach Büttgen- 
bach (Oesterr. Bergh. 1896, 141) i. J. 1867 errichtet und bewährte 
sich, üeber die Aufgaben des Hochofenschachtes stellt er folgende Be- 
trachtungen an : für Gestell und Rost hat das Bestreben, diese Ofentheile 
durch Wasser zu bespritzen oder Circulationen kühl zu halten, überall 



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Eisen. 129 

Eingang gefunden. Bei einem geregelten normalen Oang des Hochofens 
sollen die Erze beim Herabsinken durch den Schacht in den oberen 
Räumen nur Feuchtigkeit, etwas tiefer das Hydratwasser und noch tiefer 
ihre etwaige Verbindung mit Kohlensaure verlieren. Bei geregeltem 
Gange muss die Temperatur der aufsteigenden Yerbrennungsproducte 
hinreichen, um das zu bewirken. Soll das auf Kosten des beigeschichtetea 
Brennstoffes geschehen, so ist der Gang ein vitiGser. Die so vorbereiteten 
Erze schliessen sich dadurch auf und treten etwa auf halber Schachthöhe 
in den Rediictionsraum. In diesem soll die Temperatur nicht höher 
steigen, als es zu der Reduction der Metalloxyde erforderlich ist ; das 
sind in diesem Falle Eisen und Mangan. Die Reduction soll nur durch 
die aufsteigenden Gase bewirkt werden, daher soll die Temperatur eben 
genügen, um das Brennmaterial in der dunklen Gluth zu erhalten, wobei 
es die durch Desoxydation der Metalloxyde aus Kohlenoxyd umgestaltete 
Kohlensäuregase höher carburirt und so wieder reductionsfähig macht. 
Diese Arbeit wird um so vort heilhafter erzielt, je mehr die Gase die Erze 
durchdringen können; dann werden sie bis zum Kerne reducirt und 
schwammartig, ohne das eine Verfrittung einzelner Theilchen eintritt, in 
die unteren Rast- und Gestellräume einrücken. So vorbereitet sollen die 
Erze in die Kohlungszone treten und durch den in den Gasen enthaltenen 
Kohlenstoff carburirt werden. Das mag dann in den obersten Theilen 
der Rast vor sich gehen; erst in den untersten Rasttheilen soll die Tem- 
peratur so hoch steigen, dass die Kalksteinzuschläge ihre CO9 abgeben. 
Beobachtungen bestätigen, dass, wenn die einige Meter über den Ansatz 
des Gestelles aus dem Ofen herausgeholten Kalksteine in ihrem Kern 
noch kohlensäurehaltig waren, der Betrieb gut war ; erschienen sie ganz 
zu CaO durchgebrannt, so war irgend eine Betriebsstörung oder doch 
eine unvortheühafte Modification desselben zu erwarten. Diese Controle 
des Zustandes der Kalksteine an dieser Stelle ist ein sicheres Kennzeichen 
für den guten Zustand im Ofen. — Die Bildung der Schlacke soll erst 
in der unteren Rastregion beginnen und die eigentliche Schmelzung der 
Beschickung, d. h. die Trennung des Metalls von den Silicaten soll sich 
erst in den Gestellräumen über den Formen bewerkstelligen. Dort und 
bis in den untersten Stellen des Rast hinein soll dann auch die eigentliche, 
hohe Schmelzhitze ergänzende Verbrennung der Kokes stattfinden. Die 
höher gelegenen Räume sollen nur so heiss sein, dass die durchziehenden 
hochoxydirten Gase sich wieder mit Kohlenstoff sättigen und so die 
w^eitere Reduction, beziehungsweise Carburation, bewirken können. Dar- 
aus folgt, dass wenn die Hitze imSchachtrauroe so hoch steigt, dass sich 
in den Erzen verschlackbare Silicate bilden können, diese die Erze ver- 
fritten, und die desoxydirende Wirkung der aufsteigenden Gase ver- 
hindern oder doch schwächen ; ebenso gehen solche verfrittete Erze durch 
den Kohlungsraum ohne Aufnahme von Kohlenstoff aus den carburirenden 
Gasen. Dieser ganze Vorgang muss dann in den tieferen Ofenräumen 
auf Kosten von Brennstoff vor sich gehen , und wird dann nie so voll- 
ständig erfolgen, wie bei der Desoxydation und Carburation durch den 

Johresber. d. cheui. Technologie. XUI. 9 



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130 II- Oruppe. Chemische Metallurgie. 

aufsteigenden Oasstrom. Daraus folgt auch, dass bei einem Ofenbetrieb^ 
wo die Erze völlig desoxydirt in die Nähe des Gestelles dicken, der 
ganze Schmelzprocess ein regelmässigerer ist und die Producte gleich- 
massiger werden. — Steigt die Temperatur an irgend einer Stelle im 
Schachtraume so hoch, dass die Erze, wenn auch nicht schmelzen, doch 
verfritten, so können sie nur in Berührung mit dem Kohlenstoff des 
Brennstoffes reducirt werden, was dann immer auf Kosten und mit 
grösserem Aufwand an Brennstoff stattfindet. Verbrennt in irgend einen^ 
Theile des Schachtraumes Kokes oder Kohle, so entwickelt sich jedenfalls 
dabei in nächster Umgebung der Verbrennungsstelle eine so grosse Hitze, 
dass die hierdurch absinkenden Erze so weit verschlacken , dass ihre 
Desoxydation durch den Gasstrom verhindert wird, um so mehr, da diese 
Verschlackung nicht mit dem zugegebenen Kalksteine stattfindet, sondern 
sich Silicate mit den Metalloxyden der zu gewinnenden Metalle bilden, 
die dann um so schwerer reducirbar werden, wobei leicht Rohgang ein- 
tritt. — Diese Betrachtungen führten Büttgenbachzu der Folgerung, 
dass die von aussen zugeführte Abkühlung des Schachthemdes nur von 
Vortheil für den Hochofenbetrieb sein könne, und dass die Rückwirkung 
vortheilhaft für die Erhaltung der Schachtbekleidung sein müsse. — Er 
schlägt schliesslich vor, beim Aufbauen des Schachtes die Steinumhüllung 
ganz fortzulassen und den Schacht einfach aus einem Blechmantel ohne 
jede innere Bekleidung zu errichten. Der Mantel dürfte so zu construiren 
sein, dass die Ringe glatt aufeinander stossend, von aussen mit breiten 
Eisenbändern, bei von innen versenkten Nieten aneinander gehalten 
werden, so dass der innere Raum ganz glatt erscheint. 

Kokshochofenbetrieb in Deutschland bespricht F. W. 
Lürmann (Z. Ingen. 1896, 21 u. 1218). Der erste Kokshochofen in 
Deutschland wurde am 21. Sept. 1796 angeblasen. 

Der zweite und der dritte Kokshochofen in Deutschland wurden 1802 auf 
der damals fiskalischen Königshütte in Oberschlesien in Betrieb gesetzt, der vierte 
1805 auf der Hohenlohehütte, der fünfte auf der Antonienhütte 1808 gebaut, aber 
ei-st 1820 in Betrieb genommen. Der sechste Kokshochofen wurde 1809 in 
Königshütte erbaut, ein siebenter ebendaselbst 1821. In den 30er Jahren folgten 
dann in Oberschlesien Falvahütte und Laurahütte mit der Erbauung solcher 
Oefen. (Vgl. Stahleisen 1896, 801.) 

In Rheinland- Westfalen, wo die Eisenindustrie schon Jahrhunderte geblüht 
hatte, wurden die ersten Vei-suche, Roheisen mit Koks darzustellen, im J. 1790 
auf derGutehoflfnungshütte beiSterkrado von Eversmann angestellt; sie hatten 
jedoch schlechte Ergebnisse, denn der Hochofen konnte nicht in Hitze erhalten 
werden. Noch im J. 1883 konnte auf dieser Hütte, obwohl sie schon warmen 
Wind anwendete , mit Koks kein brauchbares Eisen erzeugt werden, und selbst 
im Anfange der 40er Jahre wurden dort ei*st 12 Proc. Kokszusatz im Hochofen 
verwandt. Auf der fiskalischen Saynerhütte bei Neuwied fanden 1820 Probe- 
schmelzen mit Koks von der Saar und 1821 mit solchen von der Ruhr statt; 1824 
bezog dieses Werk jedoch die Koks wieder aus dem Saargebiet, weil damit besseres 
Roheisen erzeugt werden konnte, wahi-scheinlich weil die westfälischen Koks mit 
dem schwachen Gebläse nicht zu vergasen waren. Aus dem Saarbezirk bezog 
auch das lothringische Eisenhüttenwerk Hayingen seit 1825 regelmässig Koks. 
Im J. 1836 wurde auf der fiskalLschen Loherhütto bei Dahlbruch Müsener Spat- 
eisenstein mit Koks vei'schmolzen , welche aus dem Ruhrbezirk bezogen waren ; 



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Eisen. 



131 



die Yerhüttang von Koks scheint damals auf diesem Werk dauernd eingeführt 
zu sein. 

Noch 1837 wurden 90,4 Proc. des gesammten Roheisens in Preussen mit 
Holzkohlen, 0,8 Proc. mit gemischtem Brennstoff und nur 8,8 Proc. mit Koks er- 
zeugt; dagegen wurden schon 31,8 Proc. der gesammten Stabeisenerzeugung mit 
Steinkohlen gewonnen. Im Saar bezirk wurde dann 1840 in Geislautern, 1841 auf 
der Rheinböfiemer und 1842 auf der Nennkirchener Htitte der Hochofenbetrieb 
ausschliesslich mit Koks eingeführt. Der erste lediglich mit Koks betriebene 
Hochofen in Westfalen war der jetzt nicht mehr bestehende Tiiippacher Ofen bei 
Siegen, der 1847 gezwungen wurde, zum Koksbetriebe überzugehen, weil er nicht 
zu der den Holzkohlenbedarf regelnden Hütten- und Hammerordnung des Sieger- 
landes gehörte. Im Ruhrbezirk wurde der erste Kokshochofen 1848 auf der 
Friedrich- Wilhelmshütte in Mülheim a. d. R. gebaut und 1850 in Betrieb gesetzt. 
Im J. 1851 folgte ein Hochofen der Firma Ch. Detilliena & Co. in Borbeck. Seit- 
dem sind in Deutschland nur noch Kokshochöfen gebaut, und so sind die jetzigen 
grossen mustergiltigen Werke entstanden, auf die unser Vaterland stolz sein kann. 
Es sind gegenwärtig 220 Kokshochöfen in Deutschland vorhanden und 9 im Ban. 

Die Zunahme der Abmessungen zeigt die folgende Tabelle : 



Jahr 



Bezeichnung des Hochofens 



1796 



ld04/8 
1834 

1840 
1850 
18d3 



1 



erster Kokshochofen in Deutschland 
nnd auf dem europäischen Continent 
in Gleiwitz 

Kokshochofen der Königsbütte, O/S. 
^ mit Winderhitzer der 
Königl. Sajnerbütte 

Kokshochofen der Königshütte, O/S. 



Winderhitzer in 



n mit 

Horde 

1855 erster deutscher Kokshochofen mit 
Bauhgemftuer in Nesslinghansen bei 
Schwelm 

1866 iKokshochofen der Ilseder Hütte . . 
1860/70' „ „ Königshütte, O/S. 

1867 I erster Koksbochofen mii geschlossener 

Brost und Schlackenform, von Lfir- 
mann erbaut auf Georgs-Marien 
I hütte in Osnabrück .... 
1876 (Koksbochofen der Gutehoffnungshütte 

I in Oberhausen , 

1886 Kokshochofen ohne Blechmantel in 

I Horde . . 
1888 erster Kokshochofen mit freistehendem 
\ Gestell nach Lürmann 



Höhe 



Gicht- 
weite 



12900 
13300 

10690 
15240 
15065 

16065 



14130 
17445 
15535 



17108 
21000 
19150 
23000 



1250 
1220 

1045 
1830 
1880 

3140 



2825 

3800 
3765 



4184 
3400 
3500 
4050 



Kohlen« 

sack- 

durch- 

messer 



3450 
3660 

2825 
4270 
4700 

5020 



4920 
5000 
4920 



5178 

5500 

600 

6400 



Gestell- 
weite 



800/600 
915/585 

785/497 

815/355 

1255/785 

1250/945 



2200 

1880 

3300/2197 



2196 
2100 
2500 
3100 



Inhalt 
cbm 



49,83 
51,91 

29,49 
104,04 
112,69 

169,24 



176,8» 
208,95 
207,0a 



219,10 
293,45 
325,56 
434,03 



In dem 25jährigen Zeitraum von 1870 bis 1895 hat sich die Roheisen- 
erzeugung um das 3,7fache vermehrt, nämlich von 1563682 t auf 5 788798 t 
Während 1821 die Roheisenerzeugung in Preussen 38000 t betrug und der Centner 
Roheisen 5 Thaler, die Tonne also 300 Mark kostete, stellt letztere sich heute 

9* 



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132 



II. Gruppe. Chemische Metallurgie. 



durchschnittlich auf etwa 57,5 Mark, d. h. auf nur 19 Proc. des Preises vor 
75 Jahren. In ganz Deutschland dürften 1821 nur etwa 60000 t Roheisen dar- 
gestellt sein, die einen Werth von 18 Millionen Mark darstellten. Wenn man das 
erfreuliche Ergebniss betrachtet , so muss man nicht vergessen , dass es erreicht 
werden konnte, obgleich die deutsche Eisenindustrie die Rohstoffe aus so grossen 
Entfernungen wie keine andere in der Welt zusammenschleppen lassen muss, und 
trotzdem die vor 25 Jahren durch die Reichsverfassung gewährleistete Herab- 
setzung der Eisen bahnfrachttarife für Rohstoffe noch immer nicht ins Leben 
getreten ist 

Die folgende Zusammenstellung zeigt die Mengen der verschiedenen Arten 
von Roheisen, welche in Deutschland in den 13 Jahren von 1883 bis 1895 her- 
gestellt wurden : 



Jahr 


Puddel- 
roheisen und 
Spiegeleisen 


Bessemer- 
roheisen 


Thomas- 
roheisen 


Oiesserei- 
roheisen 


Summe 




t 


Proc. 


t Proc. 


t IProc. 


t [Proc. 


t 


1883 


2 167 576 


64,1 


495 920 


14,7 


369 686 10,9 


347 607 


10,3 


3 380 788 


1884 


2 202 247 


61,6 


486 083 


13,6 


488 746 13,7 


395 079 


11,3 


3 572 165 


1885 


2 163 797 


67,7 


472 46S 


12,6 


668 066 17,8 


447 446 


11,9 


3 751775 


1886 


1 696 839 


50,8 


426 428 


12,8 


836 178 


26,0 


381 358 


11,4 


3 339 80H 


1887 


1 906 329 


48,8 


432 090 


11,1 


1 076 140 


27,6 


492 806 


12,6 


3 907 364 


1888 


2 064 016 


48,8 


395 878 


9,3 


1 253 308 


29,5 


516 282 


12,4 


4 229 484 


1889 


2 047 677 


46,6 


406 490 


9,3 


1 402 444 


32,0 


531 893 


12,1 


4 387 750 


1890 


2 029 139 


44,6 


438 627 


9,6 


1 556 693 


34,1 


589 666 


11,8 


4 663 026 


1891 


1 747 130 


39,2 


384 196 


8,7 


1 704 279 38,3 


616 414 


13,8 


4 452 019 


1892 


1 842 167 


38,4 


313 819 


6,6 


2 006 400' 41,8 


630 617 


13,2 


4 793 003 


1893 


1 664 285 


31,9 


361 240 


7,0 


2 271293 46,7 


766 330 


16,4 


4 953 148 


1894 


l 608 760 


28,9 


442 614 


8,0 


2 621625 47,2 


886 432 


15,9 


4 559 322 


1895 


1 624 334 


26,3 


444 495 


7,7 


2 898 476 


60,1 


921 493 


16,9 


6 788 798 



Darstellung von Boheisen mit niedrigem Phosphor- 
gehalt. Nach H. Tholander (Jernk. 1895) kann im Allgemeinen 
der Hochöfner recht wenig thun, um den Phosphorgehalt des Eisens 
zu ändern, wenn dasselbe aus bestimmten Erzen mit einem bestimmten 
KohlenstofFgehalt dargestellt werden soll. Das Roheisen wird vielmehr 
80, wie es das Erz, der Kalk und die Kohlen machen. Durch Anwendung 
heissen Windes würde, wenn u. ü. 10 Proc. Holzkohlen gespart werden 
könnten, der Phosphorgehalt um 0,0015 Proc. vermindert werden. Von 
manchen Seiten wird auch bemerkt, dass durch erhöhten Betrieb, wobei 
sich der Ofengang an und für sich wohl befand, der Phosphor im Eisen 
sich erhöhte, natürlich bei unveränderter Beschickung. Ist das richtig, 
so könnte man es so erklären, dass, wenn der Ofengang reiner wurde, 
der Phosphor vollkommen ausreducirte. Ein Mittel zum Niederhalten 
des Phosphors im Eisen dürfte es sein, die Kohlen gut geschützt gegen 
Regen und Schnee in luftigen und trocken gelegenen Kohlen magazinen 
aufzubewahren, und zwar eine erhebliche Zeit hindurch, ehe man sie 
anwendet. Beim Einmachen müssen sie von Staub genau befreit werden ; 
eigens für Eisen mit wenig Phosphor bestimmte Kohlen sind auch aus 
entrindetem Holz zu gewinnen. (Vgl. Oesterr. Bergh. 1896, 20.) 



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Eisen. 133 

Titanhaltige Erze im Hochofen sind nach A. J. Rossi 
(Am. Manuf. 58, 333) nicht 8o übel, als meist angenommen wird. 
Beachtenswerth sind folgende Analysen leichtschmelziger dünnflüssiger 
Schlacken: 



SiO, . 


. 11,94 


14,82 


16,00 


15,60 


18,00 


TiO, . 


. 38,20 


32,90 


28,48 


40,50 


34,50 


A),0, 


. 15,00 


10,45 


12,00 


10,00 


12,70 


CaO . 


. 23,40 


21,02 


26,00 


24,00 


27,60 


MgO. 


. 6,50 


9,50 


10.00 


8,00 


10,00 


FeO . 


. 5,00 


4,50 


6,50 


2,00 


— 



Titan fördert die Bildung von gebundenem Kohlenstoff im Eisen, 
Phosphor die des graphitischen. 

Die oberschlesische Berg- und Hüttenindustrie be- 
spricht eingehend F. 0. Bremme (Stahleisen 1896, 755). 

Vorschlftge zu einer Hochofenanlage zu einer Selbst- 
regenerirung der Oase macht A. Wolski (Stahleisen 1896, 706); 
in vier verschiedenen Höhen des Hochofens soll Luft eingeblasen werden. 

Die Gewinnung der Nebenerzeugnisse aus den Oasen 
der schottischen Hochöfen wird in den „Transactions of the 
Institution of Engineers and Shipbuilders in Scottland'S Heft 25 1896 
besprochen. Die Einführung der geschlossenen Oicht, bei der die Oase 
gesammelt und unter die Kessel und in die Winderwärmer geführt 
wurden, bedeutete einen erheblichen Fortschritt, weil der grösste Theil 
der Kohle, der ausserhalb des Hochofens verbrannt werden musste, in 
Wegfall kommen konnte. Es zeigte sich aber bald, dass bei Anwendung 
des von den Oefen kommenden ungereinigten, namentlich viel Theer 
enthaltenden Oases, bei der Verbrennung unliebsame Störungen auftraten, 
80 dass man darauf Bedacht nahm, den Theer vorher abzuscheiden und 
ihn womöglich in ein verkäufliches Product überzuführen. 

Die entgegenstehenden Schwierigkeiten schienen allerdings fast 
nnüberwindlich zu sein, da die zu behandelnde Oasmenge infolge des 
eingeblasenen Windes und anderer umstände etwa 13mal so gross ist, 
als die Oasmenge, welche sonst 1 t Kohle liefert Die in den Oasen der 
Kohle enthaltenen Nebenerzeugnisse befinden sich also in den Hochofen- 
gasen in ISfaeher Verdünnung. Eine weitere Schwierigkeit liegt in der 
hohen Temperatur, mit der die Oase den Ofen verlassen. Es beträgt 
diese etwa 150®, welche auf unter 22^ herabgesetzt werden muss, um 
mit Erfolg Theer und Ammoniak abscheiden zu können. Weil das 
Kohlengas sieh im Oemisch mit Luft befindet, ist es als ein explodirbares 
anzusehen, und die Vorkehrungen, um sich gegen diese Oefahr zu schützen, 
vermehren noch weiter die Schwierigkeiten und Anlagekosten. Die 
ersten Versuche, alle diese Schwierigkeiten zu überwinden, sind 1870 
von M'Cosh ond Alexander auf den „Oartsherrie Iren Works" ge- 
macht, und heute gibt es noch kaum ein Hochofen werk in Schottland 
ohne derartige Oewinnungsanlagen. Wenn das Oleiche nun nicht für die 
eoglischen und waliser Hochöfen zutrifft, so ist dies lediglich auf die Art 



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134 n. Orappe. Chemische Metallurgie. 

der zur Anwendung kommenden Kohle zurückzuführen. Ist die Kohle 
nicht hart genug, um im rohen Zustande im Ofen zur Verwendung ge- 
langen zu können, so muss sie vorher verkokt werden. Schottland be- 
sitzt grosse Lager von sogenannter Splintkohle, welche durchschnittlich 
40 Proc. flüchtige Bestandtheile enthält, welche ihrerseits reich sind an 
Theer und Ammoniak bildenden Bestandtheilen, so dass die schottischen 
Hochöfen dank der Härte und der genannten günstigen Eigenschaften 
der zur Anwendung kommenden Kohle vor den englischen Hochöfen 
einen grossen Vorsprung haben. — Zur Gewinnung der Nebenerzeugnisse 
aus den Hochofengasen stehen in Schottland fünf mehr oder weniger 
von einander abweichende Methoden in Anwendung. Drei derselben, be- 
kannt unter den Namen als Gartsherrie- , Dempster- und Henderson- 
process, sind auf der Abkühlung der Oase begründet, und die beiden anderen 
Methoden, bekannt unter den Namen als Summerlee- und Langloanprocess, 
sehen von der Abkühlung der Oase ab und benutzen Säuren zur Ab- 
scheidung der Nebenerzeugnisse. — Bei einer Anlage zur Verarbeitung 
der Oase von 4 Hochöfen beträgt die in 24 Stunden gelieferte Oasmenge 
über eine Million Cubikmeter. Das die Oase aufnehmende Sammelrohr 
hat einen Durchmesser von fast 2,5 m. Das Fortbewegen der Oase ge- 
schieht durch mehrere in der Anlage stehende Exhaustoren. Man hat 
darauf Bedacht genommen, die dem Oase innewohnende Temperatur 
möglichst zu schützen, und hat daher das Sammelrohr mit einem Futter 
von feuerfesten Steinen versehen. Von dem Sammelrohr gelangt das 
Gas zunächst in den sogenannten Theerwascher, einen grossen recht- 
eckigen Raum, dessen Boden nach den Seiten wänden zu geneigt ist. 
Durch Querwände ist dieser Raum in einzelne Abtheilungen gebracht. 
Diese Wände haben unten ausgezackte Kanten, welche in flüssigen Theer 
eintauchen. Bei der Fortbewegung des Gases wird dieses gezwungen, 
sich durch die Zacken und den Theer einen Weg zu suchen. Es findet 
also eine sehr innige Berührung zwischen Gas und Theer statt. Einmal 
verursacht die hohe Temperatur des Gases eine Verdampfung des dem 
Tlieer beigemengten Wassers, man erreicht also eine willkommene Ent- 
wässerung des Theers, und dann bewirkt die innige Berührung eine Ab- 
scheidung der im Oase vorhandenen Theertheilchen. Der auf dem Boden 
des Behälters sich ansammelnde Theer wird von Zeit zu Zeit in Sammel- 
behälter abgelassen. Nach dem Verlassen dieses Apparates hat das Gas 
etwa 55® von seiner Temperatur verloren und gelangt nun zur Beendigung 
der Abkühlung in den sogenannten Condense r. — Derselbe besteht 
aus acht Abtheilungen. Jede hat ein System von 18 Paar Röhren, welche 
16,5 m hoch sind und einen Durchmesser von 0,5 m haben. Die An- 
ordnung ist so getroffen, dass das Gas in dem einen Röhrenpaar aufsteigt 
und in dem folgenden wieder absteigt, bis es schliesslich bei dem letzten 
Röhrenpaar anlangt, wobei die Temperatur auf 2 2® und daruntergesunken 
ist. Bei heissem Wetter ist es erforderlich, gegen den oberen Theil der 
Rohre Wasser zu spritzen, welches an den Rohren abwärts läuft und 
somit weiter zur Kühlung beiträgt. Die in dem Condenser erhaltenen 



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Eisen. 135 

Condensationsproducte, Theer und Oaswasser, gelangen in einen sogen. 
Separator, wo sie zor Buhe kommen und sich nach ihrem spec. Qew, 
trennen. — Von dem „Condenser^^ gelangt das Gas in einen Wascher, 
der ganz ähnlich ausgestattet ist wie der vorhin beschriebene Theer- 
wascher. Derselbe ist 18,3 m lang, 3,8 m breit und 2,1 m hoch. Das 
Gas wird in diesem Apparat nicht mehr mit Theer, sondern mit Gas- 
wasser in Berührung gebracht, wobei sich dieses durch Ammoniakauf- 
nahrne aus dem Gas so weit anreichert, dass es zur Fabrikation auf 
sdiwefelsaures Ammoniak geeignet wird, während der sich abscheidende 
Theer zur Speisung des ersterwähnten Theerwaschers Verwendung findet 
Hinter diesem Wascher stehen die 3 Exhaustoren, von denen jeder eine 
stündliche Leistung von 25 000 cbm hat. In dem Exhaustorenhause 
sind Manometer angebracht, um die Druckverhältnisse des Gases in den 
dnzelnen Apparaten controliren zu können. Hinter den Exhaustoren 
befindet sich noch ein Schlusswascher, der ganz so eingerichtet ist wie 
die b^^its beschriebenen. Es findet hier nur der Unterschied statt, dass 
das Gas in diesem Apparat durch die Waschflüssigkeit gepresst wird, 
während es bei den anderen Apparaten durchgesaugt wurde. Die Speisung 
des Apparats geschieht durch kaltes Wasser und werden hier die letzten 
Reste Theer imd Ammoniak aus dem Gas herausgeholt. Die erhaltenen 
Waschflüssigkeiten dienen zum Speisen der erstgenannten Wascher. 
Das gereinigte Gas wird nun durch ein 1,5 m weites Bohr den Kesseln 
und Winderhitzern zugeführt. Der erhaltene Theer gelangt zunächst 
in Tiefbehälter, von wo aus er durch Pumpen in hochliegende Behälter 
gehoben wird, um dann sofort zur weiteren Behandlung durch Destillation 
Verwendung zu finden. Die hierzu dienenden Kessel- haben unter dem 
Boden eine Feuerung und werden mit Gkis beheizt. Jeder Kessel ist mit 
einem Schlangenkühler versehen, der in einem Wasserbehälter steht. 
Beim Abtreiben geht zunächst eine erhebliche Menge Wasser über, es 
folgt sodann leichtes Oel, welches mit dem Fortschreiten des Processes 
schwerer wird. Die Destillationsproducte kühlen sich in dem Schlangen- 
köhler ab und trennen sich nach ihrem spec. Gew. Das Wasser, welches 
noch geringe Mengen Ammoniak enthält, geht in die Condensationsanlage 
zurück, um zur Speisung der Wascher Verwendung zu finden. Das 
erhaltene Oel wird in Fässer gefüllt und ist dann zum Verkauf fertig. 
Das nach beendigter Destillation in der Blase zurückbleibende Theerpech 
wird zunächst in cylindrische Kühler und aus diesen in offene Behälter 
abgelassen, in welchen es erstarrt, dann aufgebrochen und verschickt 
wird. Die in der Condensationsanlage erhaltene Ammoniakflüssig- 
keit wird durch Pumpen in einen hochliegenden Behälter gehoben, von 
dem aus die Apparate zur Verarbeitung der Ammoniakfiüssigkeit auf 
schwefelsaures Ammoniak gespeist werden. Es genügen hierzu zwei 
Apparate, welche eine verticale cylindrische Gestalt haben. Jeder Apparat 
bat 11 wagrechte Scheidewände. Auf jeder Scheidewand stehen eine 
grosse Anzahl nach oben gehender offener Röhren, welche jede von einer 
Art Glocke überdeckt ist, deren unterer Rand mit Auszackungen versehen 



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136 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

ist. Von jeder Abtheilung des Apparates zur nächsten unterhalb liegencfen 
sind Ueberfallrohre angebracht, welche so angeordnet sind, dass dts in 
die oberste Abtheilung einlaufende Ammoniakwasser diese nur bis zu 
einer gewissen Höhe anfüllt, wobei aber die Auszackungen der ölocke 
vollständig bedeckt sind. Durch das Ueberfallrohr gelangt dann das 
überlaufende Wasser in die nächstfolgende untere Abtheilung, wo eben- 
falls wieder Abschluss der Auszackungen stattfindet u. s. w. In die 
unterste Abtheilung wird Dampf eingeführt, dieser sucht sich durch die 
Auszackungen der Glocke einen Weg nach oben und nimmt dabei Ammo- 
niakgas aus der Flüssigkeit auf. Oben wird beständig Ammoniak wasser, 
unten beständig Dampf zugeführt Aus der obersten Abtheilung wird 
der Ammoniakdampf durch Rohre in ein mit Blei ausgeschlagenes und 
mit Schwefelsäure gefülltes Qefäss geleitet, in welchem die Bildung des 
schwefelsauren Ammoniaks vor sich geht. — Es ist eine erwiesene That- 
sache, dass man mit dem Oase völlig imstande ist so viel Dampf zu er- 
zeugen, als zum Betriebe der Gebläsemaschine erforderlich ist, und dabei 
noch in einem Theil der Winderhitzer den Gebläsewind auf eine hohe 
Temperatur zu bringen. In dem angeführten Beispiel einer an vier 
Hochöfen angeschlossenen Condensationsanlage heizt das Gas 17 grosse 
Hochdnickkessel, bedient 3 Regenerativ Winderhitzer und dient noch zum 
Ahdestilliren des Theers und zum Verdampfen eines Theiles der Ab- 
wässer der Ammoniakdestillirapparate. — Auf jede Tonne in den Ofen 
eingesetzte Kohle werden erhalten: 31,8/Theeröl, 39kTheerpech sowie 
1 1,3 k schwefelsaures Ammoniak. Das T h e e r ö 1 findet in ausgedehntem 
Maasse Anwendung als Beleuchtungsmaterial, zur Anreicherung gering- 
werthigen Leuchtgases u. dergl ; auch findet es Verwendung als Peuer- 
ungsmaterial auf Dampfschiffen und bei sonstigen Feuerungen. T h e e r - 
pech findet Anwendung zur Asphaltirung von Strassen u. dergl. Die 
hervorragendste Verwendung ist aber diejenige zur Herstellung von 
Steinkohlenbriketts. — Bei dem gegenwärtig niedrig stehenden Preise 
des schwefelsauren Ammoniaks stellt sich der Gewinn aus den Neben- 
erzeugnissen f. d. Tonne Eisen auf etwa 3 M. Die Mengen an Theer 
und Ammoniak, welche durch das neue Verfahren auf den Markt ge- 
worfen werden, sind keine geringfügigen. Nimmt man das Ausbringen 
an schwefelsaurem Ammoniak f. d. Tonne Kohle zu 11,3 k und den 
durchschnittlichen jährlichen Kohlenverbrauch der schottischen Hochöfen 
zu 2 500 000 tan, so betragt die Herstellung an schwefelsaurem Ammoniak 
für Schottland für ein Jahr 28 250 t. (Vgl Stahleisen 1896, 383.) 

Zur directen Eisen- und Stahlerzeugung empfiehlt 
C. Otto (D.R. P. Nr. 86 875) ein von aussen befeuertes, den Feuergasen 
gegenüber geschlossenes Reductionsgefäss, dadui-ch gekennzeichnet, dass 
innerhalb und ausserhalb desselben eine Hochdruckatmosphäre unterhalten 
und das im Reductionsraum erzeugte Gas der Feuerung zugeführt wird. 
(Z. angew. 1896, *476.) 

Reduction von Eisenoxyd. Nach J. Braithwaits (Chem. 
N. 72, 211) wird mehrmals über überschüssiges Eisenoxyd in gelinder 



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Eisen. 137 

Rothglnt geleitetes Kohlenoxyd vollständig zu Kohlensäure oxydirt. 
Durch überschüssiges Magneteisen werden '/j des Kohlenoxyds oxydirt, 
durch Eisenoxydul nur 1/3. Ist das Eisen vollständig reduoirt und sinkt 
die Temperatur unter Rothglut, so findet Abscheidung von Kohlenstoff 
und Bildung von Kohlenoxyd statt Durch rothglühendes Eisen wird 
Kohlensäure zu */ 3 ihrer Menge reducirt, durch Eisenoxydul zu 1/3, durch 
Magneteisen gar nicht 

Zur directen Darstellung des Eisens aus seinen 
Erzen haben sich nach RServais und P.Gredt (D.R. P.Nr. 89 179) 
als vortbeilhafte Beductionsmittel, welche keinen freien Kohlenstoff ent- 
halten und trotzdem in ihrer Wirksamkeit nicht nur dem freien Kohlen- 
stoff gleichwerthig, sondern sogar überlegen sind, organische Verbindungen, 
welche bei verhältnissmässig niederer Temperatur (unterhalb 130^) flüssig 
werden, erwiesen. Derartige Verbindungen, welche ihre Wirkung bei 
bedeutend niedrigerer Temperatur als der freie Kohlenstoff auszuüben 
vermögen, sind mineralische oder vegetabilische Oele, Fette und Harze. 
Namentlich hat sich die Verwendung von Petroleum oder Petroleumrück- 
ständen gut bewährt Man benutzt 20 bis 25 Proc. von dem zu pro- 
ducirenden Eisen. 

Herstellung von Eisenschwamm geschieht nachW.Mills 
(D. R. F. Nr. 88 844) durch Einwirkung eines reducirenden Gases, be- 
sonders von Kohlenoxyd, unter Druck auf Eisenoxydul, wobei im Falle 
der Kohlenoxydan Wendung das bei der Reduction entstehende Gas durch 
glühende Kohle (Koks, Holzkohle) geleitet und so zu Kohlenoxyd wieder 
regenerirt werden kann, um ganz oder zum Theil für den Reductions- 
process wieder benutzt werden zu können. 

Schlackenziegelfabrikation auf der Hütte Königinhof in 
Böhmen (Berghzg. 1896, 343). Die Hochöfen schmelzen böhmische 
sog. Chamoisite, oolithische, unreine, thonige, dichte Siderite der böhmischen 
üntersilurformation mittels Koks, wobei eine Schlacke von etwa folgender 
Zusammensetzung abfällt : 

SiO, 25,8 bis 27,0 Froo. 

FeO 1,7 „ 5,5 

A1,0, .... 17,3 „ 19,3 

CaO 51,4 „ 51,5 

MgO 2,5 , 0,4 

MdO „0 

Schwefel ... 1,3 „ 1,8 

Diese Schlacke, wenn sie zu Sand granulirt wird, eignet sich vor- 
trefflich dazu, um mit Aetzkalk gemengt, zu einer cementartigen Masse 
zu erhärten, welche den sog. Schlackenziegel vorstellt, wenn das erwähnte 
Gemenge geformt wird. Die so erzeugten Schlackenziegel, deren jeder 
4^/4 k wiegt, haben eine Druckfestigkeit von bis 18 k, obwohl sie nur 
bis zur Druckfestigkeit von 12 k/qc in Anspruch genommen werden 
können, um beim Bau zu entsprechen. Man kann demnach mit völliger 
Sicherheit 1000 Ziegel übereinander schichten, ohne dass der unterste 



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138 II- Gruppe. Chemische Metallurgie. 

vom Gewichte der Masse zerdrückt werden würde. Es hält nämlich 
die Breitfläche des Schlackenziegels den Druck von 4870 k aus, der beim 
Bau demnach als zulässig erkannt und gestattet werden kann. Die neu 
erzeugten Schlackenziegel halten mit Mörtel ebenso gut wie die rothen 
Lehmbacksteine. Die Erzeugung der Schlackenziegel beruht auf dem 
Grundsätze, dass man aus dem Schlackensande unter Zusatz von Aetzkalk 
^in solches Gemenge bildet, welches einem Cement ähnlich ist, also etwa 
4ie mittlere Zusammensetzung von : 

SiOj 23 Proc. 

Al,03 7,5 

Fe,0, ..... 4 

CaO 62 

MgO 4,2 

mit den üblichen oder zulässigen Schwankungen besitzt oder besitzen 
soll. Indessen sieht man, dass die Hochofenschlacke kein FegOs, wie 
der gewöhnliche Cement, enthält, dass demnach der Gehalt an Al^Os 
grösser sein kann, um sich der Voraussetzung, ein cementähnliches 
Material zu erzeugen, zu nähern. Thatsächlich haben die erzeugten 
Schlackenziegel die schwankende Zusammsetzung von etwa : 

SiO, 26,5 Proc. 

A1,0, 17 

CaO 52 

wenn die anderen in geringeren Mengen vorkommenden Gemengtheile 
vernachlässigt werden. — Um die Schlackenziegel zu erzeugen, granulirt 
man die Schlacke zu Sand, den man mit dicker Kalkmilch, je nach dem 
verlangten Kalkzusatze, mischt und durch Pressen formt. Der Kalk hat 
die Zusammensetzung: 

SiO, 0,2 bis 0,6 Proc. 

Al.Oa + FcjOa . 0,2 „ 0,8 

CaCOs .... 98,4 „ 97,0 

MgCO, .... 0,9 „ 1,9 

Die glühend flüssige Schlacke, öt) wie sie aus der Hochofenbrust 
durch die StichöflFnung abfliesst, wird in eine geneigte Gusseisenrinne 
geleitet, durch welche ein hinreichender Strom kalten Wassers fliesst. 
Dadurch wird die Schlacke abgeschreckt, wodurch sie theils in scharf- 
kantigen Sand, theils in sehr spröde Klümpchen zerfällt, welch' letztere 
sich durch geringen Druck zerdrücken lassen. Die kalkreichen und 
magnesiaarraen Schlacken zerfallen bei langsamer Abkühlung in Staub, 
bei plötzlicher Abschreckung im kalten Wasserstrome aber zu scharf- 
kantigem Sande, welcher, da die Schlacke, wie oben angeführt, nur wenig 
FeO und kein MnO enthält , weiss oder lichtgrau gefärbt ist. Bei der 
Abschreckung der Schlacke zersetzt sich ein Theil des CaS (denn die 
Schlacke enthält viel S) zu HjS und SO^. — Der Schlackensand gelangt 
in Sammelkästen, aus denen er mittels Schöpfkörben, deren Wände durch- 
löchert sind, gehoben und in die Ziegelförmerei geführt wird. Nun ge- 
schieht die Mischung mit der Kalkmilch auf die Art, dass man den 



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Eisen. 139 

ScUackensand in die HQhrvorrichtung mit Schanfeln einführt, während 
die Kalkmilch in der nöthigen Menge zufliesst. Das Gemenge wird nun 
geformt, und zwar im Ziegelapparate nach Stein. Der mit Kalk ge- 
mengte Schlackensand gelangt in einen Korb, aus welchem er durch zwei 
Stempel in der nöthigen Menge zu dem Ziegeldruckapparate gebracht 
wird, aus welchem der fertige Ziegel herausgestossen wird, um vom 
Handlanger gefasst und auf ein Transportwägelchen gebracht zu werden. 
Die weissen weichen Schlackensande gestatten eine stündliche Erzeugung 
bis zu 1000 Stück Ziegeln. Die geformten Ziegel trocknen acht Tage, 
während welcher Zeit sie soweit erhärten, dass sie transportfähig werden. 
Bd feuchter Witterung dauert die Erhärtung etwas länger. Die Er- 
härtung der Ziegel geschieht auf die Art, dass sich dieSiO^ der Schlacke 
theils mit dem CaO-Zusatze verbindet, der CaO-Zusatz aber selbst durch 
COs-Aufnahme erhärtet. Der noch unzersetzte geringe Antheil an CaS 
zersetzt sich theils zu CaSOi und CaCOa unter S oder HjS- Abscheidung, 
nämlich durch Einwirkung von CO^, HjO und des Sauerstoffes der Luft. 
Man löscht auch den gebrannten Kalk an der Luft und lässt ihn längere 
Zeit ruhen, wodurch alle Theile desselben sicher zu Hydrat umge- 
wandelt werden. Den gelöschten Kalk setzt man dann in Pulverform in 
der nöthigen Menge dem Schlackensande zu, den man noch vor dem 
Formen allenfalls befeuchtet Dies hat seinen Grund darin, dass in der 
schnell bereiteten Kalkmilch mitunter Brocken von nicht hinreichend 
gelöschtem oder hydratisirtem Kalk in die Schlackenmasse gelangen 
können, die dann, zu Ziegeln geformt immer entzwei bricht, wenn ein 
solcher ungelöschter Kalkbrocken hineingelangen sollte. — Man schmilzt 
in dem Hochofenwerke auch Spatheisensteine (Siderite) des Erzberges bei 
Eisenerz in Steiermark. Diese, den unterdevonischen Schichten ent- 
nommenen Erze geben mit Koks verschmolzen Schlacken von der Zu- 
sammensetzung etwa wie folgt : 

Proc. 



wie folgt : 
SiO, . . 


... 33 P 


FeO . . 


... 1 


MnO . . 


. . . 4,25 


AI,0, . . 


. . . 18,7 


CaO . . 


... 40 


MgO . . 


. . . 2,3 


Schwefel . 


... 1,3 



Wegen des bedeutenden MnO-Gehaltes wird die Schlacke dunkel. 
Dunkle Schlacken haben sich aber zur Schlackenziegelerzeugung nicht 
Go geeignet erwiesen, wie die hell gefärbten. Sie brauchen, da ihr CaO- 
Oehalt ein weniger hoher ist, consistentere Kalkmilch, um die Formmasse 
tu bilden. Auch lässt sich dieses Gemisch von Schlackensand mit Kalk 
nicht gleich nach der Herstellung zu Ziegeln formen, sondern muss etwa 
einen Tag ruhen, ehe es in der Ziegelform maschine formbar ist. Endlich 
sind die fertig gepressten Ziegel erst nach etwa 3 Monaten hinreichend 
fest um transportirt werden zu können, weil die Verbindung der Gemeng- 
th^e des Schlackensandes mit dem Kalk viel langsamer stattfindet 



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140 



n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 



c) Eisengiesserei. 

Geschichte der Eisengiesserei im Saargebiete. A. 
Hasslacher (Z. Bergh. 1896,75) stellt fest, dass in der Eisenschmiede 
bei Wiebeiskirchen schon i. J. 1514 eiserne Töpfe, Oefen, Büchsen 
(Kanonen) und BOchsenkngeln gegossen wurden, mithin bereits der 
üebergang von der directen zur indirecten Eisendarstellung, d. i. zur 
Roheisen-Erzeugung, vollzogen war. 

Herdschmelzofen von L. Ziegler (D. R. P. Nr. 87 654) hat 
bis auf die Herdsohle reichende Fallrohre d (Fig. 28), welche mit inneren 

Feuerzftgen f versehen sind, so dass das 
*^*ß* ^* Schmelzmaterial auch von innen erhitzt 

wird. 

Gussform aus Kieseiguhr. 
Nach W. F. Reid (D. R. P. Nr. 84 268) 
wird die zur Verwendung kommende 
Kieseiguhr zuerst gebrannt, zerkleinert und 
gewaschen. Darauf wird dieselbe in be- 
kannter Weise zum Einformen benutzt. 

Giessereivorrichtungen von Ch. le Bourg (D. R. P. 
Nr. 84121), — H. Messing (D.R.P. Nr. 83385), — W. Seidemann 
(D. R. P. Nr. 83665), — R. Lo w (D. R. P. Nr. 85 609), — E. Garnes 
(D. R. P. Nr. 85 787). 

Giessereiroheisen und Giessereikoks. Nach 
0. Simmersbach (Corresp. d. Ver. deutsch. Eisengiess. Nr. 117) ver- 
anlasst die Beurtheilung des Eisens nach dem „Korn" grosse IrrthOmer. 
Wie sehr das Silicium die Graphitausscheidung im Roheisen beeinflusst, 
geht aus folgender Zusammenstellung hervor: 










Vom Gesammt- 








Vom Gesammt- 




8i 




kohlenstoff 




Si 


ii 


kohlenstoff 




^ 


. O 


^ 


. O 






^1 




S^ 






s:2 




Sü; 






^£ 


2 


bCnd 






^ M 




-s g 

»'S 




Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 




Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


1. 


1,65 


3,69 


72,2 


25,8 


8. 


2,00 


3,78 


90,7 


9,3 


2. 


1,74 


3,98 


84,2 


15,8 


9. 


2,03 


3,81 


90,8 


9,2 


8. 


1,76 


4,05 


84,5 


15,5 


10. 


2,10 


3,40 


91,8 


8,2 


4. 


1,80 


3,61 


88,9 


11.1 


11. 


2,26 


3,76 


9i,3 


7,7 


5. 


1,87 


3,75 


89,3 


10,7 


12. 


2,41 


3,89 


92,8 


7,2 


6. 


1,91 


4,04 


90,1 


9,9 


13. 


2,87 


3,81 


93,0 


7,0 


7. 


1,95 


4,03 


90,6 


9,4 


14. 


8,01 


.3,67 


93,5 


6,5 



Der Werth des Giessereiroheisens ist nicht nach seinem Aussehen^ 
sondern lediglich nach der chemischen Zusammensetzung, insbesondere 



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Eisen. 141 

seinem Siliciumgehalt, zu bemessen; Giessereiroheisen ist nur auf Grund 
von Analysen zu kaufen. Zu diesem Zwecke empfiehlt er als 

Giessereiroheisen Nr. I solches mit hohem Siliciumgehalt 
^ „ III , „ mittlerem „ 

» » V ^ , niedrigem , 

m bezeichnen. Als Nr. II und IV könnten dann entweder die Sorten I 
und III gelten, sofern ihr KohlenstofTgehalt geringer als 3,5 Proc. ist, 
oder die Marken Ul und Y, wenn sie einen hohen Mangangehalt, etwa 
1 Proc aufweisen. Besonders siliciumreiches Roheisen zugleich mit 1 bis 
1,5 Proa Mangan nebst hohem Kohlenstoffgehalt könnte als la in den 
Handel kommen. 

Giessereiroheisen und Gusseisen. A. Ledebur (Stahl- 
eisen 1896, 434) hebt hervor, dass fQr die Brauchbarkeit des Giesserei- 
roheisens an erster Stelle seine chemische Zusammensetzung 
massgebend ist. „Schlechtes^^ Eisen gibt es überhaupt nicht, sagt West; 
es kommt nur darauf an, dass es seiner Zusammensetzung gemäss be- 
handelt und verwendet wird. Wenn man einem Giesser für dünne Guss- 
waaren ein Roheisen mit 1,02 Proc. Silicium zum Umschmelzen geben 
wollte, so würde er es, wenn er den Versuch gemacht hat, für „schlecht" 
erkl&ren, weil das beim Umschmelzen noch siliciumärmer gewordene 
Eisen jedenfalls die Neigung besässe, in den dünnen Querschnitten hart 
und weiss zu werden. Dasselbe Metall aber würde, sofern der Gehalt 
an schädlichen Stoffen (Phosphor, Schwefel, Mangan) nicht zu hoch wäre, 
ein vorzügliches Material für schwere Abgüsse bilden. Aber das beste 
Roheisen kann durch ungeschicktes Schmelzen oder durch ungeeignetes 
Vermischen mit anderem verdorben werden. Deshalb schlägt West 
vor, dass die Hochofen werke den Giessereien nicht allein die chemische 
Zusammensetzung des gelieferten Roheisens, sondern auch die Ergebnisse 
regdmässig nach jedem Abstiche angestellter Schmelzversuche mittheilen 
sollen, wobei die Biegungsfestigkeit, Einbiegung der Probestäbe und 
DQnnflüssigkeit des Eisens zu prüfen wären. Eine zuverlässige Durch- 
schnittsanaJyse reicht vollständig aus, dem kundigen Giessereimann die 
Beurtheilung der Verwendbarkeit des Roheisens zu ermöglichen. Beider 
chemischen Untersuchung muss allerdings auch auf die Anwesenheit von 
nur ausnahmsweise vorkommenden Fremdkörpern, welche das Verhalten 
des Roheisens beeinflussen können, z. B. Chrom, Rücksicht genommen 
watlen, wenn man Trugschlüsse sicher vermeiden will. 

Gjerssches Ausgleich verfahren. Daelen (Z. Ingen. 
1896, *74) empfiehlt hierfür einfache Hauben mit feuerfestem Futter. 

Darstellung von Flusswaaren. Nach Wedding (Ann. 
Glaser 1896, Nr. 453) macht man das Flusseisen um so kohlenstoffreicher, 
je mehr es neben Festigkeit auf Widerstand gegen Abnutzung ankommt. 
So wählt man solches zu Glockenguss mit 0,3 C, 0,35 Si, 0,8 Mn; für 
Maschinentheile mit 0,5 C, 0,2 Si, 0,5 Mn ; für grössere Stücke (Herz- 
stücke, Cylinder u.s.w.) mit 0,8 C, 0,25 Si und 0,6 Mn; für Walzen mit 
1,1 C, 0,3 Si, 0,7 Mn; für Kanonenlafetten mit 0,39 C, 0,32 Mn, 0,56 



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142 II' Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Si ; zu Getrieben für grosse Walzwerke mit 0,55 C, 0,20 Si, 0,85 Mn. 
Flusseisen waaren zeichnen sich Ousseisenwaaren aus Roheisen gegenüber 
durch viel grössere Zugfestigkeit (bezw. 12 und bis 70 k auf 1 qmm) 
und ihre Dehnung aus (meist 43 bis 60 k Zugfestigkeit, 14 bis 30 Proc. 
Dehnung und 40 bis 47 Proc. Querschnittsverminderung). Wenn Zähig- 
keit besonders in Rücksicht kommt, so gibt man 36 bis 40 k Festigkeit 
bei 27 bis 40 Proc. Dehnung und 40 bis 70 Proc. Querschnittsverminderung, 
dagegen, wenn bei nahezu Verzichtung auf Dehnung Festigkeit die Haupt- 
sache ist, an 70 k imd darüber für letztere. Man kann jetzt Waaren von 
einigen Kilogramm und solche von über 50 t Gewicht herstellen bei Be- 
nutzung mehrerer Flammöfen, deren jeder durchschnittlich 15 t, seltener 
20 bis 22 t Fassungsraum hat. Schwierigkeiten beim Gi essen macht 
die grössere Schwindung des Flusseisens (6 und mehr Proc. gegen 3 bis 
4 Proc. beim Gusseisen), welche die Bildung von Lunkern im Inneren 
herbeiführt, ferner die grosse Fähigkeit des Flusseisens, um so mehr 
WasserstofT zu absorbiren, je heisser und kohlenstoffärmer dasselbe, 
infolge dessen blasige Güsse entstehen, durch Zusatz von Mangan, Silicium 
oder Aluminium einzuschränken oder zu verhindern. Während Mangan 
dem Eisen eine grössere Absorptionsfähigkeit ertheilt, so dass bei niederer 
Temperatur, d.h. beim Erstarren sich weniger Gase ausscheiden, schalten 
Silium und Aluminium die Gase absorbirt und wirken noch mehr als 
Mangan darauf hin, dass die Blasenräume sich vermindern. Es muss 
jedoch neben Silium oder Aluminium immer Mangan (als Ferromangan 
zugesetzt) vorhanden sein, weil dasselbe den vom Eisen aufgenommenen 
und die Festigkeit beeinträchtigenden Sauerstoff vollkommener wegnimmt, 
als Silium und Aluminium. Auch entfernt man die Gase wohl durch 
Pressen der Flusswaaren während ihres Erstarrens, meist aber nur an- 
wendbar bei Blockform der Gussstücke, z. B. für Kanoneneisen und 
Panzerplatten. Da die Festigkeitseigenschaften des Flusseisens haupt- 
sächlich vom Kohlenstoffgehalt abhängen, mit welchem die Zerreissfestig- 
keit wächst, so muss das Eisen zunächst im Flammofen ganz entkohlt 
und von Phosphor gereinigt, dann wieder die entsprechende Menge 
Kohlenstoff hinzugefügt werden. Dieses geschah früher durch Zusatz 
von Spiegeleisen oder Ferromangen , wobei aber für viele Zwecke, für 
welche die Waaren bestimmt waren, der Mangangehalt zu hoch wurde, 
welcher die Härte vermehrt und durch Ausscheidungen das Eisen un- 
gleichförmig macht, Spannungen und selbst Sprödigkeit hervorruft. Man 
zieht deshalb das Düdelinger Verfahren der directen Kohlung mit einem 
Gemenge von Kohle und Kalkhydrat vor, welches in Ziegelform auf den 
Boden der Giesspfanne gebracht wird, wobei der aus dem Kalkhydrat 
entwickelte Wasserdampf den absorbirten Wasserstoff austreibt. Wesent- 
lich ist noch beimGiessen, eine richtige, nach der Farbe des Eisens durch 
Erfahrung gegebene Temperatur zu beobachten, welche man pyrometrisch 
noch nicht hat feststellen können. — Das beste Material zu Herstellung 
der Flusswaarenformen ist ein Gemenge von gebranntem Thon 
(Scharmotte) und Kohle (Koks, Anthracit, Graphit, Holzkohle) mit so viel 



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Eisen. 143: 

rohem feuerfesten Thon, dass die Masse plastisch wird. Die Formen 
müssen vor dem Ousse stark erhitzt werden, oft glühend sein und ist bei 
Herstellung der Modelle auf die starke Schwindung des Flusseisens Rück- 
sicht zu nehmen. Die hohen verlorenen Köpfe erfordern viel mehr Eisen 
(nur 67 k fertige Waare auf 100 k Eisen), als Gusswaaren mittlerer Güsse- 
(88 k fertige Waare). Wegen des starken Schwindens muss die Form 
so schnell als möglich zerstört und noch glühend in Kohlenstaub langsam 
abgekühlt oder in ein Bad von Oel oder Petroleum getaucht werden. 
Ausser ihren Festigkeitseigenschaften (Festigkeit und Zähigkeit) haben 
die gegossenen Flusswaaren noch den Vorzug, dass sie sich durch 
Schmiedung oder Pressung in andere Formen bringen lassen, die durch 
Guss nicht hergestellt werden können, auch lassen sich Stücke an- 
schweissen und die gleichartigen Gegenstände leicht durch Hobeln, 
Bohren u. s. w. bearbeiten. In dieser Beziehung sind die Flusswaaren 
nicht mit dem schmiedbaren Gusse (in Eisenoxyd geglühte Gusswaaren)- 
zu vergleichen, welche ungleichartig sind und in ihren einzelnen Theilen 
erhebliche Unterschiede in Festigkeit und Härte zeigen. Das Eisen ist 
unhärtbar bei weniger als 0,6 Proc. Kohlenstoffgehalt, härtbar bei mehr, 
aber dann bei 1,2 Proc. spröde werdend. Oberflächliche Lücken lassen 
sich durch Abdrehen oder Schmelzen durch Elektricität beseitigen. 

d) Ikinigung des Eisens, Stahl, 

Den basischen Martinprocess in England bespricht 
V. Langer (Vereinsmitth. Oesterr. Bergh. 1896, 46). Während der 
saure und basische Stahl in der Birne durch intermoleculare Verbrennung^ 
der Verunreinigungen des Boheisenbades mittels eingeblasener Luft her- 
vorgerufen wird, wird die Oxydation derselben im Flammofen haupt- 
sächlich durch den Sauerstoff des Eisenoxydes der eisenreichen Schlacke^ 
bewerkstelligt und nur theil weise durch den Sauerstoffgehalt der Flamme. 
Die zur Erzeugung von saurem Stahl dienenden Stahlprocesse werden in 
Apparaten durchgeführt, die mit feuerfestem Material ausgekleidet sind, 
deren Hauptbeetandtheil SiO^ ist ; die mitfallenden Schlacken enthalten 
ebenfalls als Hauptbestandtheil SiO^, während bei der Durchführung des 
basischen Processesdie hauptsächlichsten Bestandtheile im Aus- 
fütterungsmateriale der zugehörigen Apparate und der fallenden Schlacken 
CaO und MgO sind. Der letztere wurde in Folge der Voreingenommen- 
heit und der Beschränktheit des in England so maassgebenden „practical 
man^^ dort nicht verstanden und recht gewürdigt. Die viel gewandteren 
Metallurgen Deutschlands erkannten sofort die grosse Tragweite dieser 
Erfindung, welche die Eisenindustrie des Continentes in ganz frische 
Bahnen lenkte, so dass dieselbe der Eisenindustrie Grossbritanniens tiefe 
Wunden schlägt Bereits im J. 1892 wurden auf der ganzen Welt 
3 202 640 t basischer Stahl erzeugt, wovon auf Deutschland 63 Proc, 
auf Grossbritannien 12,7 Proc, auf Oesterreich-Üngarn und Frankreich 
je 9 Proc, auf die Vereinigten Staaten 2,8 Proc. und auf Belgien imd' 



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144 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Russland je 1,5 Proc. entfallen. Wie sehr die Productionsquoten be- 
züglich der gesammten Stahlproduction in letzter Zeit zum Nachtheile 
Grossbritanniens verschoben wurden , ist daraus erkenntlich , dass noch 
im J. 1869, da die gesammte Stahlerzeugung der Welt etwa 670 000 t 
betrug, davon auf Grossbritannien 41 Proc, auf Deutschland 24 Proc. 
und auf die Vereinigten Staaten nur etwa 5 Proa entfielen, wogegen im 
J. 1892, in welchem die gesammte Stahlproduction etwa 12 000 000 t 
betrug, auf England blos 24,7 Proc., auf Deutschland 21,7 Proc. und 
auf die Vereinigten Staaten 35,2 Proc. entfallen. Der Rückgang der 
Stahlproductionsquote Englands in den letzten Jahren liegt zum Theil 
in der grossartigen Entwickelung der Stahlindustrie der Vereinigten 
Staaten, zum Theil aber auch in dem Umstände, dass in Grossbritannien 
es unterlassen wurde , die Einführung und Entwickelung der basischen 
Stahlprocesse zu pflegen, denn dadurch gingen die billigsten Productions- 
kosten für Walzproducte aus Stahl , die bis Mitte der Achtziger Jahre 
noch unumschränktes Eigenthum Englands waren, zum Theil an Deutsch- 
land über. — Die sauren Stahlprocesse sind darauf beschränkt, dass bei 
denselben nur Roheisen, welches aus phosphor- und schwefelarmen 
Erzen erblasen wird , Verwendung finden kann, weshalb dieselben vor- 
nehmlich den Erzlagerstätten im Westen von England zugute kommen, 
die gegenwärtig bereits ziemlich aufgebraucht sind, während die Haupt- 
erzgruben Grossbritanniens phosphorreiche Erze führen, die sich nur für 
den Puddel- und basischen Stahlprocess , sowie für den Giesserei betrieb 
eignen. Da England einen Mangel an reinen Erzen hat, bildete der 
saure Bessemer- und Siemens- Martin-Process zum Nachtheile der dor- 
tigen Erzf5rderung die Grundlage für eine enorme Einfuhr von fremden 
Erzen besonders aus Bilbao. — Der Grund, dass in England der basische 
Process gegenüber dem sauren Bessemerprocess und somit die Verarbeitung 
einheimischer Erze gegenüber den fremden als nicht rentabel hingestellt 
wird, liegt darin, dass die basischen Martinöfen in England fast durch- 
wegs auf die Verarbeitung von Roheisen mit 2 bis 3 Proc. Phosphor an- 
gewiesen sind und die erfolgreiche Durchführung der Entphosphorung 
eines Metallbades, das im Durchschnitt 2 bis 2,5 Proc. Phosphor enthält, 
eine erhebliche Menge an Zusätzen, Erz- und Kalkstein, sowie eine längere 
Hitze erfordert. Andererseits ist aber die vollkommene Entphosphorung 
schwierig, erfordert grosse Sorgfalt und eine gründliche Eenntniss des 
Processes, eine Voraussetzung, die in England selten zutrifft Trotz der 
unrichtigen und misslichen Verhältnisse, unter welchen die basischen 
Martinöfen in England entstanden und trotzdem dieselben für Fälle an- 
gewendet wurden, für welche sie von Natur aus nicht bestimmt waren, 
behaupten sie doch ihren Platz, weil einerseits mit demselben eine so 
gute weiche Qualität erzeugt wird wie mit keinem anderen Pröcesse, und 
weil andererseits einige Anlagen dieser Art entstanden sind, die es ihrer 
vortrefflichen Leitung verdanken, dass sie sich, allerdings nach schwerem 
Kampfe, als concurrenzfähig und lohnend erwiesen haben. — Die Bauart, 
die Zustellung und der Betrieb der basischen Martinöfen in England 



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. Eisen. 145 

unterscheidet sich von den auf dem Continent gebräuchlichen Formen 
wenig. Man findet die mannigfachen Ofenconstructionen mit besonders 
stehenden Regeneratoren, mit theilweise liegenden und stehenden 
Kammern, und endlich die ursprüngliche Construction der Firma 
Siemens vertreten. Die Herdplatten liegen aber meistens auf guss- 
eisernen Tr&gem, welche durch kräftige Gusseisensäulen getragen werden, 
so dass der Raum unterhalb des Bodens frei zugänglich ist. Zur Zu- 
stellung der basischen Ausfütterung der Oefen wird durchaus Dolomit 
verwendet Magnesit kommt dort nicht in Terwendung. Als neutrale 
Schicht wird Ghromerz benützt Die Hälfte des Bodens wird einge- 
stampft und der obere Theil sodann, nachdem der Ofen angeheizt ist, in 
dünnen Lagen so eingebrannt wie der Sandboden im sauren Martinofen. 
Gut eingebrannte Böden sind fast unverwüstlich. Vor jeder grösseren 
Ofenreparatur werden die obersten Schichten des Bodens angeschmolzen, 
um nach dem Anheizen frisch eingebrannt zu werden. Zum Einbrennen 
des Bodens benützt man gut gebrannten trockenen und gemahlenen 
Dolomit ohne Theer. Der Dolomit soll 2 bis 2 Proc. Eisen enthalten. 
Der Abstich wird mit trockenem Dolomit geschlossen. — Die Generatoren 
sind durchwegs mit langen und sehr weiten Rohrleitungen, welche sie 
gemeinsam mit Gas versorgen , mit den Oefen verbunden , die wieder 
durch die Oasventile mit der für eine ganze Ofenreihe gemeinsamen Gas- 
leitung von nicht unter 2 m Durchmesser gespeist werden. Das Gas 
steht unter schwachem Drucke, wird in den Leitungen stark abgekühlt, 
wo es Theer und Staub absetzt, bevor es durch die Gasventile der Oefen 
strömt Die Generator«! sind fast durchwegs nach der bekannten Wilson- 
Type gebaut. Eine der verbreitetsten Constructionen ist die Ingham- 
Type, die eine Abart der Wilson-Type ist Die Generatgren sind rund 
und mit Blechmänteln imd mit Dampfstrahlgebläsen versehen. Die ver- 
wendete Kohle ist Feingriess. Der Eohlenverbrauch beträgt 50 
bis 55 Proc. des Ausbringens. Vor den Oefen, welche fast allgemein in 
einer geraden Linie angeordnet sind, befindet sich die Gussgrube, über 
welche auf einem kräftig unterbauten Geleise die Gusspfanne mittels der 
an den beiden Enden der Gussgrube vorhandenen Dampfhaspel und einer 
Kette hin und her bewegt wird. Die genaue Einstellung erfolgt von 
Hand aus über der Coqnillenmündung. Es werden nie Blöcke unter 
1000 k gegossen, da alle englischen Martin werke grosse Blockstrassen 
besitzen und wie viele deutsche Hüttenwerke nicht angewiesen sind, 
kleine Ingots verbunden zu giessen. Das Einheben der CoquiUen in die 
Gnssgrube und das Herausheben der Blöcke aus derselben besorgen 
kräftige, fahrbare Dampfkrahne, welche gleichzeitig die heissen Ingots 
zu den Warmöfen oder auf den Lagerplatz bringen. Die Baukosten eines 
20 t-Ofens sammt den nöthigen Generatoren, der Gasleitungen, der Esse, 
dem entfallenden Aiitheil der Gussgrube und der Gusspfanne betragen 
bei einer Anlage von mindestens 4 Oefen etwa 2500 Pfd. Sterl. pro Ofen. 
— Wenn sich auch gegen die maschinellen Einrichtungen der meisten 
englischen Hüttenwerke, die den basischen Pl'ocess im Converter oder 

Jahresber. d. ehem. Technologie. XLII. 10 



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146 n. Giiippe. Chemische Metallargie. 

Martinofen betreiben, nichts einwenden läset und auch die technischen 
Einrichtungen der Apparate zur Stahlerzeugung in den meisten Fallen 
Tollkommen entsprechend sind, so geht auch aus dem Angeführten hervor, 
dass der basische Martinofen meistentheils dort angewendet wird, wo der 
Thomasconverter am Platze wäre und die Thomashatten nicht genügend 
selbständig und modern entwickelt wurden. Beiden Processen mangelt 
aber in England vor Allem die nothwendige technische Führung, 
die nur an einigen Orten in erforderlichem Maasse vorhanden ist Das 
sind die Gründe, dass sich die bezeichneten Processe in England nicht 
so entwickeln konnten, wie es mit Rücksicht auf die dortigen natürlichen 
Hilfsquellen an Erzen imd vorhandenem Kapital zu erwarten wäre. Dieser 
Umstand kostet übrigens im Concurrenzkampfe mit Deutschland und 
Belgien den Engländern viel Geld, was ohne Zweifel die conservative 
Richtung der englischen Eisen werkbesitzer mit der Zeit, wenn sich diese 
Verluste immer steigern werden, brechen wird, um die dortige Eisen- 
industrie auf Grundlage der basischen Stahlprocesse einzurichten. 

Roheisenmischer. Nach A. Knaff (Stahleisen 1896, ^101) 
wurde in Horde das saure Futter der Mischer stark angegrifiTen ; das 
jetzige Futter von Magnesitsteinen bewährt sich dagegen gut; die Steine 

werden in fünf verschiedenen 
pj 29. Formen (I bis V) angewen- 

det, wie Fig. 29 andeutet 
^ " T"„j ^^ beachtenswerth ist die 

^rj ^ Ausscheidung von Schwefel 

^^i. y ■^MSbW^S^ ^^s Schwefelmangan. (VgL 

j^f^|.r!l][;^^ jMP^ ^^ .^ Für Puddel- und 

^M- j i^ij^ri.,,^^^ — •'^'B^— SchweissGfen empfiehlt 

1^1 ! i ^^^"^^^^^ ^^^ V.v. Neu mann (Stahleisen 

fflU|g«g^^ 1896, 688 und 915) Kohlen- 

• \ ^^SM^^^^^^^S^^^ ({f' Staubfeuerung. — In einigen 

'* *^ **• russischen Hütten verwendet 

man Naphta feuern ng. 
Eleinbessemerverfahren nach Walrand u. Leg6nisel 
ist nach R. M. Daelen (Z.Ingen. 1896, 1121) beachtenswerth. In 
Deutschland wurde in der ersten Zeit nur der Tiegel dafür angewendet, 
und war man über den Ersatz durch den Herdofen höchst befriedigt, weil 
dieser ein billiges Metall lieferte, so dass dessen fast allgemeine Ein- 
führung leicht zu erklären war. Die Anlage von grossen Bessemerbirnen 
ist theuer und die Ausnutzung bedingt eine hohe Zahl von Schmelzungen 
in gegebener Zeit, in der kleinen Birne aber erhält das Metall unter den 
gewöhnlichen Verhältnissen nicht den hohen Wärmegrad, welcher zum 
Vergiessen in eine grosse Zahl von kleinen Formen erforderlich ist, und 
man ist, nach den früheren Erfahnmgen, in dem Einzelgewicht der Guss- 
stücke zu sehr beschränkt Bekanntlieh arbeitet der Herdofen nur in 
grosser Ausftlhrung über 10 t Füllung und hoher täglicher Chargenzahl> 



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Eisen. 147 

5 bis 6, möglichst ökonomisch, wenn viel Schrott von gefrischtem Eisen 
umgeachmolzen wird; ein solcher Betrieb ist aber in der Stahlform- 
giesserei nicht regelmässig durchführbar, weil dazu fast nie genügend 
Bestellungen und die genügende Zahl von Formen zu beschaffen sind, es 
müssen also mancherlei mehr oder weniger kostspielige Mittel und Wege 
angewendet werden, umdasUebelderUebererzeugung so viel als möglich 
zu verringern, und darin liegt die Hauptursache des Missverhältnisses 
zwischen Metallpreis und Nutzen. Die Ersparniss, welche erforderlich 
ist, um die Stahlformgiesserei zu einem dauernd lohnenden Geschäfte 
zu gestalten, ist nicht in dem Erzeugungspreise des flüssigen Metalls, 
sondern in der weiteren Verarbeitung desselben zu suchen, und wenn 
jetzt ein Verfahren geboten wird, welches diese Bedingungen erfüllt, so 
unterliegt es keinem Zweifel, dass es seine Verbreitung finden wird. 
Ein solches liegt in demjenigen von Walrand und Leg^nisel vor, 
welches in mehrjährigem Betriebe in acht Werken seine Probezeit be- 
standen hat und in weiteren drei Neuanlagen demnächst dem Betriebe 
übergeben werden wird. — Bei Anwendung desselben können Birnen 
von 300 bis etwa 1500 k in beliebiger Zahl angelegt werden, im Einsatz 
höher zu gehen dürfte selten noth wendig sein, da infolge der hohen 
Temperatur mehrere Hitzen in zwei oder mehreren Birnen zugleich und 
hintereinander geblasen und vermittels einer oder mehrerer Qiesspfannen 
in eine Form entleert werden können. Das Metall kann infolge seiner 
Dünnflüssigkeit in die kleinsten Formen vergossen werden, welche zum 
Theil aus gewöhnlichem Formsand und bis zu gewissen Wandstärken 
des Trocknens kaum mehr bedürfen^ als bei der Erzeugung von Orauguss, 
er ergibt auch mit kleinen Trichtern dichte Oüsse und bedarf nur eines 
kurzen Glühens, um die Eigenschaft der Zähigkeit in hohem Grade anzu- 
nehmen. Der sämmtliche im Betriebe fallende Abfall wird im Kupolofen 
wieder umgeschmolzen und eine in dieser Richtung versuchsweise weiter 
getriebene Probe hat erwiesen, dass der Zusatz von Schrott zu dem Roh- 
eisen über 50 Proc. der Beschickung betragen darf, ohne dass der Gang 
der Hitze in der Birne zu sehr beeinträchtigt wird, um nicht wieder durch 
entsprechend vermehrten Zusatz von Ferrosilicium und das Nachblasen 
ein Metall von genügender Flüssigkeit zu liefern. Dieses ist für solche 
Gegenden werthvoU, wo der Eisenschrott billiger ist als das Roheisen^ 
zumal da das Walrand-Leg6nisel -Verfahren auch in der basisch 
zugestellten Birne mit Entphosphorung betrieben werden kann, indem 
vor dem Nachblasen Ferrophosphor zugesetzt wird. — Um schliesslich 
der Ansicht zu begegnen, dass die Zahl der Stahlformgiessereien, nament- 
lich in Deutschland, bereits zu gross sei für den vorliegenden Bedarf, 
wird erwähnt, dass dieser sich noch ganz erheblich vergrössern wird, 
wenn erst die Stahlgiessereien in der Lage sein werden, den Anforderungen 
der Besteller namentlich in Bezug auf kurze und prompte Lieferung, 
sowie Qualität und Preis in weitergehender Weise zu genügen, als dieses 
bis jetzt zutreffend ist. In mancher Beziehung, z. B. der Construction, 
li^gt die Anwendung des Stahlformgusses ja noch in der Kindheit, und 

10* 



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148 n. Gruppe. ChemiBche Metallurgie. 

die ausführenden Techniker werden sich erst dann eingehender damit 
beschäftigen, wenn sie weniger durch die Schwierigkeiten im Bezug ge- 
zwungen werden, oft wider Willen zum Gusseisen zu greifen. Hierin 
liegt noch vielfach die Ursache der Klage über die zu hohen Kosten, 
welche durch die Anwendung von Stahlformguss als Constructions- 
material entstehen. Man betrachte nur die Möglichkeit das Gusseisen 
durch ein Metall zu ersetzen, welches die Festigkeit des gewalzten oder 
geschmiedeten Flusseisens besitzt, und man wird zugeben, dass in der 
Bestimmung der Abmessungen von Gegenständen aus Stahlformguss oft 
noch viel zu ängstlich verfahren wird, und in dieser Richtung der eigent- 
liche Weg zur Yerminderung der Auschaffungskosten von Stahlformguss 
zu suchen ist. — Sehr zu wünschen wäre es, wenn bei diesem Bestreben 
die Constructeure nicht wieder den Fehler b^;ehen möchten, wie bei der 
Einführung des Flusseisens, wozu sie allerdings von den Fabrikanten 
mehr oder weniger veranlasst wurden, imd welcher darin bestand, dass 
man das Material nie weich genug bekommen konnte, nur um eine mög- 
lichst hohe Dehnungsziffer herauszuprobiren, als wenn die Zähigkeit nur 
in dieser und nicht auch mindestens ebenso sehr in der absoluten Festig- 
keit bestände. Es besteht kein Zweifel an der Berechtigung, von ge- 
schmolzenem Material eine grössere Dehnungsfahigkeit zu verlangen, als 
von dem durch Schweissung zusammengefügten, aber das Doppelte und 
Dreifache hat denn doch keinen Zweck, zumal, wenn dadurch die Sicher- 
heit der Erzeugung von dichten Güssen beeinträchtigt wird. Die Er- 
fahrung hat stets gezeigt, dass für die meisten Zwecke weicher Flussstahl 
ein sichereres Material ist, als weiches Fiusseisen, und wenngleich es 
keine Schwierigkeit bietet, auch letzteres in der kleinen Birne in sehr 
flüssigem Zustande zu erzeugen, so soll doch zum allgemeinen Nutzen 
der Stahlformgiesserei nochmals besonders auf diesen Punkt hingewiesen 
werden. 

Das Walrand-Leg6nisersche Verfahren bespricht G. J. 
Snelus (Am. Man. 59, 441). Das verwendete Roheisen und der er- 
haltene Stahl hatte z. B. folgende Zusammensetzung : 

Eisen Stahl 

Graphit 2,760 Proc. — Proc. 

Eohleostoff, geb. . . . 0,640 0,440 

Silicium 2,660 0,110 

Schwefel 0,055 0,060 

Phosphor 0,038 0,039 

Mangan 0,489 0,610 

Aluminium — 0,036 

Regelung derNach blase zeit beimThomas verfahren. 
A. Brovot (Stahleisen 1896, 50) begründet das i. J. 1894, 203 ange- 
gebene Verfahren. Die Ausführung des neuen Yerfahrens erfolgt so, 
dass man zunächst in der seither geübten Weise einige Chargen bläst, 
die üblichen Schmiedeproben macht, in dem Fertigmaterial Kohlenstoff, 
Phosphor und Mangan bestimmt und die Schlacke jeder Post auf ihren 
Eisengehalt untersucht. Unter der Yoraussetzung, dass die Qualität des 



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Eisen. 149 

Fertigstahls genügt, vergleicht man dann die Eisengehalte der Schlacken 
miteinander und wird dieselben bei den einzelnen Hitzen verschieden 
finden. Der sich ergebende niedrigste Eisengehalt ist nun bei den 
folgenden Posten durch Verminderung der Nachblasezeit zu erstreben 
und, wenn möglich, d. h. wenn die mechanischen Proben noch immer 
gute Resultate ergeben, noch zu unterschreiten. — Als besondere Vor- 
sichtsmaassregel empfiehlt es sich das in die Birne gegebene Roheisen 
einer jeden Post auf seinen Mangangehalt zu untersuchen, um auch in 
diesem Punkte fortlaufend über die Beschaffenheit des Roheisens unter- 
richtet zu sein. Es ist diese Eenntniss einerseits für die Beurtheilung 
des Hitzegrades der Posten wichtig ; sodann aber sind zu hohe Mangan- 
gehalte in den letzten Minuten der Entphosphorung insofern von schäd- 
licher Wirkung, als man das Bad länger überblasen muss, um den Phos- 
phor bis auf das gewünschte Minimum auszutreiben. Mangangehalte 
von 0,6 bis Oßb Proc. dürften für das der Birne zugeführte flüssige 
Roheisen die günstigsten sein. Beim directen Convertiren vom Hochofen 
aus muss dabei das Eisen so erblasen sein, dass der Schwefelgehalt des- 
selben die zulässige Grenze von 0,1 Proc. nicht übersteigt Auch der 
Siliciumgehalt des in die Birne gegebenen Roheisens soll ein möglichst 
geringer sein. — Das Bestreben, den Phosphor so weit wie möglich zur 
Verbrennung zu bringen, führt naturgemäss, d. h. weil uns ein Mittel 
zur genauen Beobachtung des günstigsten Entphosphorungspunktes 
nicht bekannt ist, dahin, dass man bei den meisten Posten, namentlich 
den heissgehenden, zu lange nachbläst. Wenn nun gar unter besonderen 
Umständen der Fall eintritt, dass die Analyse des Fertigstahls trotz 
scheinbar genügenden Nachlassens doch noch etwas zu viel Phosphor 
zeigt, so liegt ja allerdings nichts näher, als durch verlängertes Nach- 
blasen den Ueberschuss des Phosphors an die Schlacke zu binden. Es 
ist aber klar, dass durch dieses verlängerte Nachblasen der Oehalt sowohl 
des Eisenbades als auch der Schlacke an Oxyden zunimmt und damit 
die Grundbedingungen für eine erhebliche, in der Periode der Rück- 
kohlung eintretende Rückphosphorung gegeben sind. Was immer man 
zur Erklärung des Rückphosphorungs-Processes anführen mag, die An- 
wesenheit von phosphorsaurem Kalk neben Eisenoxyden, welch letztere 
in der hohen Temperatur des Bades durch den Kohlenstoff der Rück- 
kohlungssubstanzen redudrt werden, lässt es klar erscheinen, dass auch 
ein Theil des Phosphorgehaltes im Schlackenrest mit reducirt und als 
Phosphoreisen in das Eisenbad zurückgeführt wird. Zwischen diesem 
Vorgang und der Reduction phosphorhaltiger Eisenerze im Hochofen 
besteht ein wesentlicher Unterschied nicht Während man sich also 
bemüht hat, den Phosphor durch langes Nachblasen in die Schlacke zu 
treiben, kehrt er durch die Hinterthür der Rückphosphorung wieder in 
das Eisenbad zurück und man beobachtet an dem Fertigstahl einen 
höheren Phosphorgehalt als an der Vorprobe. — Man befand sich also 
da im Irrthum, wo man glaubte, das Nachblasen einer Birne zur rechten 
Zeit unterbrochen zu haben, sobald die Vorprobe einen geringen Phos- 



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150 n* Gruppe. Chemische Metallurgie. 

phorgehalt aufwies. Die Vorprobe kann sehr wohl einen geringen Phos- 
phorgehalt haben und das Fertigproduet nach dem Zusatz der Rück- 
kohlungsmaterialien trotzdem einen solchen, der weit über der zur Zeit 
als zulässig erachteten Höhe liegt Wenn aber die Höhe des Phosphor- 
gehaltes im Fertigstahl abhängig ist von dem quantitativen Ergebniss der 
Rückphosphorung und wenn andererseits die in der Schlacke enthaltenen 
Eisenoxyde als die wesentlichste Ursache dieser Rückphosphorung an- 
zusehen sind, so erscheint es angezeigt, den Thomasprocess in derNach- 
blaseperiode so zu führen, dass eine Schlacke mit möglichst niedrigem 
Eisengehalt erzielt werde, damit die Menge des aus der Schlacke redu- 
cirten Phosphoreisens und damit die Erhöhung des Phosphorgehaltes im 
Fertigmaterial nur gering sei. Dies erreicht man nur dann, wenn man 
die Schlacke jeder Post auf Eisen untersucht und je nach den Ergebnissen 
dieser Untersuchung die Dauer der Nachblaseperiode regelt. — Die Be- 
stimmung des Eisens in der Thomasschlacke kann durch einfaches 
Titriren so rasch gemacht werden, dass das Resultat schon zu Gunsten 
einer rationellen Yerblasung der nächsten Post verwendet werden kann. 
— Nicht nur, dass die Höhe der Rückkohlung eine schwankende und die 
Herstellung bestimmter Qualitäten von Fertigmaterial in Frage gestellt 
wird, bleibt in letzterem auch noch eine Menge der Oxyde unreducirt, 
und diese beeinflussen die Dehnbarkeit des Stahls in der schädlichsten 
Weise. Zunehmende Festigkeit bei abnehmender Dehnung, Neigung zu 
Rothbruch, erkennbar als Rissigwerden der Blöcke beim Walzen, mangel- 
hafte Schweissbarkeit, das sind die Eigenschaften, welche bei Posten mit 
zu hohem Phosphorgehalt fast immer auftreten und welche den Beweis 
liefern, dass diese infolge des Ueberblasens mehr als zulässig mit Oxyden 
geschwängert sind (daher der Rothbruch) und dass der hohe Phosphor- 
gehalt trotz oder vielmehr gerade infolge langen Nachblasens auf dem 
Wege der Rückphosphorung in das Eisen hineingekommen ist. Einen 
Beleg, wie das Ueberblasen des Eisens über den günstigsten Entphos- 
phorungspunkt hinaus sich an dem Ergebniss des Rückkohlungsprocesses 
kenntlich macht, bietet insbesondere das Verhalten des Mangans. Ver- 
gleichen wir die Mangangehalte des Fertigmaterials verschiedener Posten, 
welche unter der Voraussetzung gleichen Gewichtes und guter Entphos- 
phorung erblasen sein mögen, miteinander, so werden wir finden, dass 
dieselben in vielen Fällen den entsprechenden Ferromanganzusätzen nicht 
proportional sind. Der Fall ist gar nicht selten, dass von zwei Posten, 
welche beide einen Zusatz von 60 k Ferromangan erhielten, die eine 
0,30 Proc., die andere 0,45 Proc. Mangan im Fertigstahl aufweist Je 
mehr das Metall infolge des Ueberblasens reicher ist an Oxyden als das 
andere, desto mehr wird das zugeführte Mangan verschlacken, voraus- 
gesetzt, dass der Schwefelgehalt des Roheisens innerhalb der Grenze von 
0,1 Proc. liegt. So hat man also im Phosphor den einen Feind durch 
langes Nachblasen zwar zeitweilig vertrieben ; er ist aber wiedergekommen 
und hat noch einen schlimmeren Feind, den Sauerstoff, mitgebracht. — 
Man hat den Sauerstoff für einen viel gefährlicheren Feind des Fisens 



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Eisen. 



151 



anzusehen, als den Phosphor, und darf deshalb in der Vertreibung des 
letzteren nur so weit gehen, als es ohne ein schädliches üeberblasen des 
Bades möglich ist Um aber diesen günstigsten Entphosphorungspunkt 
mit möglichster Sicherheit zu treffen, ist zur Zeit kein anderes Mittel 
gegeben, als die Bestimmung der Nachblasedauer auf Orund des Eisen* 
gehalts der Thomasschlacke, natürlich in Verbindung mit den bisher 
üblichen Bruch- und Umschlageproben. Es könnte nun den Anschein 
haben, als ob es bei Anwendung des neuen Verfahrens im Thomashütten* 
Betriebe nothwendig wäre, in dem erzeugten Fertigstahl höhere Phos- 
phorgehalte, als sie bisher üblich waren, zu gestatten, um dafür auf der 
andern Seite der (Gefahr des Ueberblasens zu entgehen. Dies ist jedoch 
keineswegs der Fall. Nach dem neuen Verfahren kann man im Fertig- 
stahl genau dieselben Phosphorgehalte erzielen wie früher. Die Vorprobe 
dagegen wird im Durchschnitt einen um einige Hundertstel Proc. höheren 
Phosphorgehalt zeigen, als man vorher gewohpt war. — Folgende Tabellen 
enthalten das auf dem Peiner Walzwerk hierüber gesammelte Material. 
Zunächst ist in Tabelle 1 eine Gegenüberstellung der Phosphorsäure- und 
Eisengehalte der Thomasschlacke einerseits und der entsprechenden Nach- 
blasezeit andererseits gegeben, um zu zeigen, dass zwischen der Dauer 
der Nachblasezeit und dem Qehalt der Schlacken an Eisen und Phosphor- 
säure insofern eine Beziehung besteht, als bei längerer Nachblasezeit das 
Eisen in der Schlacke zunimmt, die Phosphorsäure abnimmt und umge- 
kehrt. Die Tabelle umfasst die Zeit von Juli 1892 bis August 1893. 
Von März 1893 ab wurde nach dem neuen Verfahren geblasen, wobei 
sich eine durchschnittliche Verminderung der Nachblasezeit von 4,04 

1. Zusammenstellung 
der PhospborsKure- und Eisengehalte der Thomasschlacke und der entsprechen- 
den Nachblaseselten nach dem Monatsdurchschnitt. 







Oehalt 


^•1 








der Schlacke an 






Jahr 


Monat 


Pt05 


Fe 


Bemerkungen 






Proc. 


Proc, 


Min. 




1892 


Juli . . . 


22,08 


15,09 


8" 


ichnitte der 
das rechne- 
4 Wochen- 
n, welch lets- 
gestellt sind, 
d ein Stück- 
khrt und dann 
>r Woche an- 
inmenge eine 
Be gemacht 


n 


August . . 




21,82 


15,52 


401 


n 


September . 




22,08 


16,54 


411 


« 


October . . 




19,58 


18,69 


418 


9» 


November 




20,23 


15,96 


414 


f* 


December , 




21,22 


16,63 


407 


Monatsdurchi 
Bngehalte sind 
Ifittel aus je 
bnitto-Analyse 
1er Weise her 
n jeder Charg( 
ilaekeaufbewfl 
im Laufe eine 
elten Schlacke 
ihnitts-Analyi 
wurde. 


1893 


Januar . . 




21,49 


15,83 


3" 


n 


Februar. 
Mars. 






22,06 
23,16 


17,96 
11,19 


3« 
2» 


« 


April . 






23,58 


11,28 


2" 


« 


Mai . 






23,88 


11,40 


2M 


9 


Juni . 






24,64 


12,40 


244 


Die 

Schlacki 
rische ] 
durchsc] 
tere in c 
dass YO] 
chen Sei 
von der 
gesamm 
Durchsc 


f» 


Juli . 






25,87 


11,33 


3'« 


W 


August . 






24,07 


11,59 


3«T 



Digitized by VjOOQIC 



152 



IL Gmppe. Chemische Metallurgie. 



Minuten auf 2,59 Minuten herausstellte Der Phosphorsäuregehalt der 
Schlacke stieg dabei von durchschnittlich 21,25 auf 24,11 Proc, während 
der Eisengehalt derselben von 16,5 auf 11,5 Proc. zurückging. Von 
dem verminderten Eisengehalt in der Schlacke l&sst sich auf einen ver* 
minderten Abbrand in der Birne schliessen, während die Zunahme an 
Phosphorsäure da besondere Beachtung verdient, wo die Erzielung eines 
phosphorsäurereichen Phosphatmehls bisher Schwierigkeiten verur- 
sacht hat 

Tabelle 2 gekürzt enthält je eine Reihe Trägerposten nach dem 
alten und nach dem neuen Blaseverfahren, Tabelle 8 eine ebensolche 
Gegenüberstellung von Enüppelposten. Diese Zusammenstellungen 
haben nur den Zweck, an der Hand zahlreicher Beispiele auf die Unter- 
schiede aufmerksam zu machen, welche zwischen den beiden Arten der 
Betriebsführung bestehen. Besonders bemerkenswerth ist die geringere 
Menge des Rückkohlungszuschlags bei dem neuen Blaseverfahren. Der 
Ferromanganzuschlag ist nach Tabelle 2 um 15 k, nach Tabelle 3 um 
16 k f. d. Post von 10000 k geringer geworden und der Eisengehalt der 



2. Träger-Chargen nach dem 
alten Blasev erfahren 
(aas dem Monat Jani 1892). 



Träger-Chargen nach dem 
neuen Blasever fahren 
(aus dem Monat Jani 1893). 



1125 


415 


160 


1140 


415 


n 


1145 


400 


n 


12«» 


425 


n 


1110 


410 


n 


10»o 


400 


n 


liao 


420 


n 


1115 


500 


n 


1240 


450 


n 


1180 


415 


n 


10« 


400 


n 


1130 


4*0 


n 


1200 


430 


n 


1200 


435 


n 


1126 


420 


200 


1125 


420 


n 


1125 


430 


n 


1120 


430 


n 


1250 


440 


180 


1036 


400 


n 


1100 


420 


« 


1146 


426 


160 



76 


0,12 


n 


0,18 


n 


0,12 


n 


0,12 


rt 


0,13 


n 


0,11 


p 


0,09 


» 


0,08 


n 


0,10 


it 


0,09 


» 


0,11 


n 


0,08 


n 


0,12 


n 


0,12 


» 


0,15 


n 


0,13 


n 


0,13 



76 



0,11 
0,11 
0,12 
0,11 



0,11 



0,08 
0,09 
0,07 
0,11 
0,12 
0,08 
0,13 
0,11 
0,12 
0,13 
0,07 
0,08 
0,13 
0,12 
0,10 
0,10 
0,10 
0,10 
0,14 
0,11 
0,08 



0,10 



0,46 
0,60 
0,60 
0,60 
0,48 
0.60 
0,52 
0,40 
0,47 
0,48 
0,44 
0,38 
0,60 
0,44 
0,52 
0,46 
0,48 
0,46 
0,62 
0,44 
0,42 



0,47 



) 16,66 



15,36 



17,78 



16,87 



Blasezeit 
Minuten 



Zuschlag 



an 






Sä 



10*0 


28« 


1000 


250 


9» 


245 


930 


2*0 


10'» 


300 


915 


2« 


940 


2M 


9»o 


260 


900 


2« 


905 


2« 


935 


2M 


940 


2S0 


9«o 


2*0 


900 


245 


915 


245 


9« 


240 


9" 


245 


9«o 


280 


9" 


2w 


900 


2«5 


985 


260 


925 


247 



160 



Analyse 

des 

Fertigmaterials 



C 

Proc 



60 



150 ! 60 



0,14 

0,14 

0,15 

0,13 

0,13 

0,14 

0,16 

0,11 

0,16 

0,14 

0,12 

0,14 

0,13 

0,16 

0,12 

0,13 

0,12 

0,12 

0,14: 0,10 

0,13 0,11 



P 

PWKL 

0,08 
0,09 
0,10 
0,11 
0,11 
0,09 
0,10 
0,11 
0,11 
0,09 
0,12 
0,12 
0,13 
0,12 
0,08 
0,09 
0,10 
0,11 



0,14 
0^4 



0,09 



0,10 



Mn 

Proc. 

0,56 
0,66 
0,62 
0,52 
0,60 
0,52 
0,50 
0,56 
0,66 
0,56 
0,68 
0,60 
0,68 
0,66 
0,64 
0,66 
0,64 
0,66 
0,58 
0,56 
0,50 



0,56 



TS 
O OD 

OD 



10,45 

8,76 

9,70 

9,70 

11,36 

11,30 

12,60 

11,70 

10,66 

11,60 

11,60 

9,05 

8,25 

12,00 

10,00 

8,80 

8,70 

8,10 

8.70 

12,00 

7,40 



10,48 



Digitized by VjOOQIC 



Eisen. 



153 



3. Knüppel-Chargen 
DJLch dem alten BlaaeTerfahren nach dem neuen Blaseverfahren 

(ans Febr. 1898). (ans Sept. 1893). 



1 1 . 1 Zaschlag 
3 1 G r an 


Analyse 


Eisengehalt der 


1 




Zuschlag 
an 


Analyse 


II 


^ ^ 1 




des 


Schlacke nach 


lg 






des 


|)3 


J h« 


* 


Fertigmaterials 


dem Wochen- 


S 


% 


'i a 


^S 


Fertigmaterials 


OQQ 


° l?f 


£ g> 




dnrchschnitt 


c 


»t 


Ip 




•i\& 


Bla««eiij|,-S 


£§ 


C 


P 


Mn 




Blasezeit 




^S 


C 


P 


Mn 


w^ 


SÜBBteni k^ 


J«?. 


Pro«. 


Proo 


Proc 


Proc. 


Minuten 


kg 


Proc. 


Proc. 


Proo. 


Proc. 


1»» 4«» ! »0 


66 


C 5 


Iffi 


9*0 


2*0 


30 


50 


0,10 


0,09 


0,43 


9,85 


11» 4«» , 


« 


C 4 


940 


24» 


» 




0,08 


0,08 


0,42 


10,50 


10», S» 






» 


( 4 


950 


240 


n 




0,12 


0,13 


0,43 


6,45 


9» 3« 






1* 


( 6 




9«6 


2*0 


» 




0,11 


0,10 


0,50 


7,75 


»» 3» 






w 


( 2 


9«o 


24» 


n 




0,10 


0,10 


0,47 


8,85 


10» 3*» 






70 


( 


^f.l'S 


9*0 


250 


» 




0,09 


0,12 


0,38 


10,30 


^ V» 






n 


( 7 


llllll 


940 


2»o 


» 




0,09 


0,10 


0,43 


9,80 


f^ 3*» . 




n 


( 4 


930 


2»o 


» 




0,09 


0,08 


0.43 


10,85 


l')»|3«i , 




65 


( 2 


9«« 


250 


» 


„ 


0,08 


0,08 


0,42 


10,15 


!•>»} 3» 
12»! 41» 






9 

n 


( 6 
( 6 


910 
9M 


2«» 

245 


n 




0,08 
0.10 


0,07 
0,10 


0,40 
0,38 


9,80 
9,65 


11» 3** 

10». 4e» 






1» 
1» 


( 6 
( 2 


1 iiiii^ 


94* 
940 


2S0 
2»o 


n 




0,10 
0,09 


0.08 
0,11 


0,50 
0,37 


8,30 
9,45 


10» 


4«* 






n 


( 2 


1000 


2»o 


« 




0,11 


0,14 


0,43 


7,45 


11« 


4«* 






n 


( 16 


9*0 


2»o 


» 




0,10 


0,10 


0,43, 9,60 


II«», 4«* 






66 


( 14 
"0,09| 0,09| 0,40 


10»o 


300 

249 


1» 

~3ör 


~60 


0,09 
0,10 


0,08 


0.38!l0,80 


10" 3*» 


30 


13,38 


9«o 


0,10|0,43| 9,35 



Schlacke im ereteren Fall um etwa 6,5Proa im letzteren um etwa 4 Proo. 
zurückgegangen, w&hrend ein Blick auf den Analysen-Durchschnitt zeigt, 
dass nach dem alten wie nach dem neuen Blaseverfahren die gleichen 
Fhoephorgehalte im Fertigmateriale gefunden wurden, dass also, wie 
schon oben erwähnt, bei dem neuen Verfahren keineswegs mit höheren 
Phosphorgehalten gearbeitet werden muss. Die gesammte Biasedauer 
hat sich nach Tabelle 2 durchschnittlich um 2,2 1 Minuten, nach Tabelle 3 
um 1,13 Minuten verkürzt, so dass, aus dem einfachen Gesichtspunkt 
der Zeiterspamiss betrachtet , ein Werk , das täglich 50 Hitzen bläst, 
dabei etwa eine Stunde gewinnt, d.h. Zeit genug für zwei weitere Hitzen. 
Tabelle 4 (Seite 1 54) bietet eine Gegenüberstellung von Birnenhaltbarkeiten 
aus der Zeit des alten und aus der des neuen Blaseverfahrens. Die Dauer- 
haftigkeit der Birnen ist bei dem letzteren eine erheblich grössere und 
ergibt nach dem beiderseits halbjährlichen Durchschnitt eine Zunahme in 
der Haltbarkeit der Böden von 29,7 auf 33,1 Hitzen und in der Haltbar- 
keit der Bimenfutter von 150,0 und 192,1 Posten. Mit Tabelle 5 be- 
ginnt die Reihe derjenigen Erfahrungen, welche bezüglich der Dehnbar- 
keit des Fertigmaterials mit dem neuen Verfahren gemacht werden. Die 
Tabelle enthält eine Zusammenstellung von drei Zerreissversuchs-Reihen, 
die einer kleinen Erklärung bedürfen. Die erste Reihe enthält 10 Ver- 
suche mit Eesselblechmaterial, welches noch zur Zeit des alten Blase- 



Digitized by VjOOQIC 



154 



n. Gi-uppe. Chemisohe Metallurgie. 



4. Birnen-Haltbarkeit 
aar Zeit des alten Blaseverfahrens. Eur Zeit des neuen Blaseverfahrens. 







Haltbarkeit 






Haltbarkeit 






der 






der 


Jahr 


Monat 


Böden { Birnen 
in in 


Jahr 


Monat 


Böden 
in 


Birnen 
in 


1 


Posten i Posten 






Posten 


Posten 


1892 


August . . 


83,054 


167,000 


1893;MärE . . . 


33,853 


194,167 


1» 


September . 


31,065 


152,429 




April . . . 


34,529 


195,833 


yt 


October . . 


28,668 


145,429 




Mai . . . 


34,242 


193,667 


n 


November 


26,502 


144,800 




Juni . . . 


33,857 


200,333 


ff 


December 


29,000 


141,400 




Juli . . . 


31,000 


185,000 


1893 Januar . . 


29,952 


149,444 




August . . 


31,159 


184,288 




Durchschnitt 


29,7 


150,0 




Durchschnitt 


33,1 


192,1 





5. Z 


erreissYersuchemitBIec 


hen 


von ( 


BTleic 


her 


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ke. 




•«* 


bo 






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i 


i 


Analyse 


-: 


a 



a 


Analyse 


i 


i 


Analyse 


1 


•s 


1 


s 




1 1 


8 


'S 


, 


Q 


C 


P 


Mn 


£ 


Q 


C 


P 


Mn 


& 


Q 


C 


P 


Mn 


kj? 


Proo. 


Proo. 


Proo. 


Proc. 


k? 


Proc, 


Proo. 


Proo. 


Proc. 


k<? 


Proc. 


Proo. 


Proo. 


Proc. 


87,0 


30 


0,08 


0,06 


0,42 


32,6 


35 


0,07 


0,06 


0,42 


34,6 


27 


0,10 


0,08 


0,38 


37,5 


27,5 


» 


ff 


ff 


34,1 


33 


ff 


ff 


ff 


35,4 


30 


ff 


ff 


ff 


37,5 


26 


0,09 


0,07 


0,36 


31,7 


36 


0.09 0,06 


0,37 


38,3 


30 


0,14 


0,10 


0,54 


36,9 


28,5 


9 


ff 


ff 


32,7 


30,5 


0,09, 0,06' 0,37 


41,0 


30 


ff 


ff 


ff 


37,2 


33 


0,09 


0,07 


0,38 


30,2 


30 


0,08 0,07 


0,38 


42,0 


27,5 


0,09 


0,09 


0,47 


35,0 


31 


ff 


ff 


ff 


38,6 


33 


0,08 0,08 


0,37 


41,4 


26 


0,10 


0,12 


0,52 


36,6 


30 


0,09 


0,07 0,42 


80,1 


29 


0,07 0,09 


0.43 


41,1 


24 


0,10 


0,10 


0,42 


40,2 


27 


ff 


ff 


ff 


32,6 


32,5 


ff ff 


ff 


35,7 


26 


ff 


ff 


ff 


38,2 


30 


0,09 


0,07 


0,40 


32,7 


31,5 


0,07 0,07 


0,40 


40,5 


29 


0,08 


0,10 


0,42 


35,7 


27,5 


ff 


ff 


ff 


31,5 


29,5 


. 1 . 


ff 


37,4 


29 


ff 


ff 


ff 


▲Itoi BlM6Terfkhr«B mit der 


Neaee BlMeTerffthren nnter Bei- 




froher Ablieben ehemiMhenZu- 






■ammenseuang dee Fertig- 


obemlscben Zutunmentetinog 


meneetsang dee Fertigmaterials 


materiela. 


dee Ferttgmftteriale ergftb einen 


behofi Snlelnng der notb- 




erheblicben Verlatt an Fettig- 


wendigen Feetigkeitoeigen- 




keit nnd eine Zanabme an 


•obaften. 














D 


ebnon 


»• 


1 













Verfahrens erzeugt wurde. Sämmtliche Einzelresultate sowie der Durch- 
schnitt mit 37,2 k Festigkeit f. d. qmm bei 29 Proc. Dehnung weisen 
auf eine gute Feuerblechqualität hin. Die zweite Reihe stammt aus der 
ersten Zeit nach der Einführung des neuen Verfahrens und ist ein Aus- 
zug aus einer grossen Zahl von Versuchen mit Eesselblechen, welche 
grösstentheils eine aussergewöhnlich geringe Festigkeit bei zuweilen auf- 
fallend hoher Dehnung ergaben. Die geringste der ermittelten Festig- 
keiten betrug 30,1 k f. d. qmm, die höchste der Dehnungen 36 Proc., 
während der Durchschnitt 32,2 k Festigkeit und 32 Proc. Dehnung ergab. 
Die chemische Zusammensetzung der Versuchsstücke der zweiten Beihe 



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Eisen. 



155 



entsprechen den Analysen der jeweils gegenüberstehenden Yersuchsstücke 
der ersten Reihe. Die zweite Reihe zeigt unverkennbar, in welch hohem 
Orade die Weichheit des Materials gefördert wird, wenn man das üeber- 
blasen des Bades verhütet ; sie zeigt aber auch andererseits, dass ein 
Material von der bisher üblichen Zusammensetzung den Festigkeits- 
anforderungen gegenüber nicht genüge, dass man vielmehr für solche 
Zwecke auf ein Material mit etwas höherem Kohlenstoff- und Mangan- 
gehalte hinarbeiten müsse, wie es der dritten Versuchsreihe zu Grunde 
lag, die mit ihren durchschnittlich 38,7 k Festigkeit und 28 Proc. Dehnung 
wieder eine normale Feuerblechqualität erwies. Die Tabelle 5 ist für die 
Beurtheilung des neuen Blaseverfahrens bezw. des Einflusses desselben 
auf die Qualität des Flusseisens ungemein lehrreich, insofern sie zeigt, in 
welch hohem Orade die Dehnbarkeit des Materials zunimmt, wenn es 
gelingt, die durch das üeberblasen erzeugten Oxyde aus demselben fern 
zu halten. Trotz der fast gleichen Analysen in der ersten und zweiten 
Reihe b^egnet uns in der zweiten eine bisher unbekannte Weichheit 
und drängt zu der Schlussfolgerung, dass die höhere Festigkeit und ge- 
ringere Dehnung des Materials der ersten Reihe trotz tadelloser Qualität 
desselben nur auf den Gehalt an Oxyden zu setzen ist. Das, was bei 
diesem die Oxyde gethan haben, wurde bei dem Material der dritten 
Versuchsreihe durch einen höheren Gehalt an Kohlenstoff und Mangan 
bewirkt 

Ausgehend von der Erkenntniss, dass der Phosphor ein minder ge- 
fährlicher Feind des Flusseisens sei, als der Sauerstoff, wurde absichtlich 
eine Reihe von Hitzen mit zunehmendem Phosphorgehalte nach dem 
neuen Verfahren erblasen, um das Material derselben einer Reihe von 
Dehnbarkeitsprüfungen zu unterwerfen, um dadurch feststellen zu können, 
bei welcher Grenze der Phosphorgehsdt anfange wirklich gefährlich zu 
werden. Tabelle 6 enthält 11 Zerreissversuche mit Trägermaterial von 

6. ZerreisBTerBuche mit Stegen von Trägern N. P. 28 nach dem 
Denen Blaseverfahren mit absichtlich steigend erblaaenem Phosphorgehalt. 



Fertig. 


Deh- 


Analyse 


Festig- 


Deh- 


Analyse 


keit 


nang 


C 1 P 


Mn 


keit 


nung 


C 


P 


Mn 


kg 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


kg 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


Proc. 


4«.4 


25 


0,11 


0,11 


0,66 


42,8 


24 


0,12 


0,18 


0,40 


43,9 


24 


0,12 


0,11 


0,66 


42,7 


26,6 


0,11 


0,14 


0,43 


39.4 


27,6 


0,12 


0,12 


0,43 


42,3 


26 


0,13 


0,16 


0,62 


39,2 


27 


0,12 


0,12 


0,43 


39,9 


26,6 


0,15 


0,16 


0,52 


38,7 


30 


0,16 


0,12 


0,62 


38,2 


28 


0,15 


0,17 


0,52 


39,6 


26 


0,14 


0,13 


0,64 













1 1 Posten, welche nach steigenden Phosphorgehalten geordnet sind. Die 
Vergleichung der Resultate zeigt, dass die Höhe des Phosphorgehaltes 
keinen Einfluss auf dieselben gehabt hat Die Festigkeiten bewegen sich 



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156 n* Qruppe. Chemische Motallargie. 

zwischen 38 und 45 k, die Dehnungen zwischen 24 und 30 Proc., w&hrend 
die Phosphorgehalte von 0,11 bis 0,17 Proc. steigen. 

C. H. Ridsdale (das. S. 206) macht nicht zutreffi^de Bemer- 
kungen dazu. 

Den Abbrand beim Thomasprocess bespricht Orass- 
mann (Stahleisen 1 896, 57). D^ Verlust verschiedener Werke schwankt 
meist zwischen 17 und 11 Proc. Bei einer jährlichen Erzeugung von 
200 000 t Flusseisen würde, wenn der Abbrand von 16 auf 11 Proa 
heruntergedrückt werden könnte, dass etwa 10000 t Mehrerzeugung 
oder etwa 700 000 Mark Oewinnst betragen. — Man hat etwa 
folgende Zusammensetzung für das Thomaseisen als geeignete ge* 
funden: 

Phosphor . . . 1,90 bis 2,70 Proc. 

Maogan .... 1,10 „ 2,00 „ 

Sihcium . . . 0,20 „ 0,50 , 

Kohlenstoff . . 3,20 , 3,60 „ 



6,40 bis 8,80 Proc. 

Ein derartig zusammengesetztes Eisen würde nun, falls beim 
Thomasprocess nur diese Elemente entfernt würden und kein anderer 
Verlust entstände, einen Abbrand von 6,40 bis 8,80 Proc. bedingen. In 
der That ist aber der Verlust 13 bis 17 Proc.; also gerade doppelt so 
gross, als eigentlich die Entfernung der fremden Elemente bedingt Der 
Oesammtverlust beim Thomasiren setzt sich aus 3 Theilen zusammen : 
1. aus dem Verlust, welcher durch die Ausscheidung der fremden Ele- 
mente aus dem Roheisen bedingt ist 2. aus dem Verlust, welcher durch 
die gleichzeitige Oxydation des Eisens mit den anderen Elementen be- 
wirkt wird ; 3. aus dem Verlust, welcher während des Blasens aus den 
Operationsgefässen entsteht Der unter 1 bezeichnete Verlust muss 
immer auftreten, da eben der Unterschied in der Zusammensetzung 
zwischen Roheisen und Plusseisen die Ausscheidung der fremden Ele- 
mente aus dem Eisen verlangt. Demnach ist dieser Verlust als ein fest- 
stehender zu betrachten, welcher nur in dem Maasse wechselt, wie die 
chemische Zusammensetzung des Thomaseisens sich ändert Hiemach 
würde ein Eisen, welches möglichst wenig fremder Elemente enthält, 
den geringsten Abbrand ergeben. Einer Verwendung solchen Eisens 
stellen sich jedoch grosse technische Schwierigkeiten entgegen, da zur 
Verwendung von Roheisen zu Flusseisen eine Temperaturerhöhung 
während des Processes unbedingt nothwendig ist Letztere kann nur 
auf die billigste Art durch Oxydation der im Roheisen enthaltenen 
Elemente von hohem Brennwerth erzielt werden. Als solche Elemente 
sind der Phosphor und das Silicium erkannt worden, und muss also das 
Thomaseisen von diesen beiden Elementen einen gewissen Procentsatz 
enthalten. Als Mindestgehalt hat sich in der Praxis 1,90 Proc. Phosphor 
und 0,20 Proc. Silicium ergeben, demnach würde der unter 1 bezeichnete 
Abbrand, das Verarbeiten von Thomaseisen in der schon vorher ange- 
gebenen Zusammensetzung vorausgesetzt, 6,40 bis 8,80 Proc. betragen. 



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Eisen. 



157 



— Der unter 2 genannte Verlust, welcher durch gleichzeitige Oxydation 
des Eisens mit den anderen Elementen entsteht, wechselt je nach den 
Verhältnissen; er ist hauptsächlich von der Temperatur bei demProcesse 
selbst, und dem Basicitätsverhältniss der entstehenden Schlacke abhängig. 
Die Thomasschlacken enthalten zwischen 6 und 14 Proc. Eisen, und zwar 
tritt dieses Eisen hauptsächlich als Eisenoxyduloxyd darin auf. Der 
fiaengehalt der Thomasschlacken ist ein immer darin auftretender, noth- 
wandiger Bestandtheil. Jedoch entsteht diese eisenhaltige Schlacke 
iouner erst gegen Schluss des Processee und zwar beim Nachblasen. 
Der Verlust durch Oxydation des Eisens entsteht also nur durch das 
Nadiblasen, er berechnet sich aus der Menge der fallenden Schlacken ; 
letztere betragen etwa 25 Proc. vom eingesetzten Eisen, und da sie 6 bis 
14 Proc. Eisen enthalten, macht dies 1,5 bis 3,5 Proc. vom eingesetzten 
Ssen aus. — Anstatt nun den Eisenoxyduloxydgehalt in der Thomas- 
sdüacke durch Verbrennen von metallischem Eisen zu bewirken, kann 
man der Schlacke direct so viel Eisenoxyd zuführen, als sie davon im 
Mittel enthält, wodurch man den entsprechenden Theil Eisen nicht erst 
zu oxjdiren braucht, ihn also dem Einsatz erhält Da das Eisen erst 
beim Nachblasen in die Schlacke geht, muss natürlich die Zugabe von 
Eiaenoxyd während des Nachblasens geschehen. Hierdurch kann man 
also 1 bis 3 Proc. Verlust ersparen. Dass es in der That möglich ist, 
durch Znsatz von hochprocentigem Erz beim Thomasprocess den Verlust 
auf ein Minimum herabzudrücken, beweisen folgende, aus einer grösseren 
Zahl entnommenen Thomasposten : 



m 


^'. 


a OD X .S 


Gehalt der 


m 


-w 


Schlacke an 




S 


s§ 


<Xc ^ 




Gang der Posten 


H 


^1 s 


-o S 


t^ 


P.O, 


Fe 




kl? 


kr? 


kl? 


Proc. 








llüOO 


kein 


10 360 


13,75 


24,60 


10,53 


heiss, wenig Auswarf 


12 600 


kein 


11030 


12,46 


23,45 


9,86 


warm, „ „ 


11600 


«00 


10 860 


10,00 


21,91 


8,06 


n n p 


ll&OO 


260 


10 160 


11,74 


22,87 


12,26 


heiss, missiger „ 


12000 


S60 


11660 


10,38 


24^1 


10,28 


heiss, wenig „ 


13 800 


260 


12 460 


9,77 


nicht best. 


nicht best. 


warm, „ „ 


13000 


S60 


11576 


10,96 


nicht best. 


nicht best. 


1» f» 1» 


11500 


400 


10 450 


9,13 


22,9 


12,60 


heiss, kein „ 


11600 


400 


10 600 


8,88 


23,8 


7,62 


warm, „ „ 


11100 


600 


10142 


8,63 


23,6 


10,7 


n n n 


11600 


400 


10 500 


9,48 


25,1 


6,9 


heiss, massiger „ 


12500 


400 


11390 


8,88 


24,7 


7,8 


warm, kein „ 


13000 


400 


11980 


7,84 


24,3 


4,2 


sehr rahig, kein Aaswarf 


12100 


400 


11060 


8,69 


22,4 


11,3 


1» 1» 1» 1» 


12 960 


400 


11950 


7.72 


244 


8,8 


1» f» f» p 


12 800 


400 


11800 


7,81 


25,1 


8,6 


p f» n » 


14 000 


kein 


12 300j 12,14 


21,4 


9,76 


r »» n f» 


12 300 


kein 


10 640 


, 13,49 


20,9 


11,45 


rahig, wenig Aaswarf 



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158 n. Gruppe. Chornische Metallurgie. 

Der unter Punkt 3 angegebene Verlust, welcher mechanischer Art 
ist und meistentheils durch unruhigen Gang der Hitzen entsteht, be- 
rechnet sich nun aus dem Unterschied zwischen Oesammtverlust und 
der Summe der beiden unter 1 und 2 angegebenen chemischen Verluste. 
Der Oesammtverlust schwankt, wie zu Anfang angegeben, zwischen 
13 bis 17 Proc., der unter 1 und 2 genannte Verlust ist gleich 6,4 
bis 8,8 und 1,5 bis 3,5 Proc.; daher der mechanische Verlust gleich 
13 — (6,4 + 1,5) bis 17 — (8,8 + 3,5) = 5,1 bis 4,7 Proa Durch 
Auswurf gehen also etwa 5 Proa vom eingesetzten Eisen yerloren. Dass 
dieser Verlust ein ungerechtfertigter ist, liegt klar auf der Hand. Es 
sind wohl zwei hauptsftchliche Ursachen, welche den mechanischen Ver- 
lust hervorbringen; dieselben sind: 1. Gestalt und Grösse der Birne, 
2. Chemische Zusammensetzung und die damit bedingte physikalische 
Eigenschaft des Roheisens. Da zu jedem chemischen Process ein der 
Menge des zu verarbeitenden Materials und der Heftigkeit der auftretenden 
Beactionen entsprechend grosses Gefäss genommen werden muss, so 
muss auch das Operationsgefäss, in welchem der Thomasprocess ausge- 
führt wird, genQgend gross sein, da die beim Blasen auftretenden Beac- 
tionen mitunter sehr heftig sind. Die Hüttenwerke, welche ihre Thomas- 
hütten nicht nach den in der Neuzeit gemachten Erfahrungen gebaut 
haben, leiden fast alle unter grossem Auswurf und haben dem ent- 
sprechend einen hohen Verlust. Auf den Rheinischen Stahlwerken 
wurde z. B. vor einigen Jahren immer mit schräg gestellter Birne ge- 
blasen, um ein möglichst niedriges Eisenbad zu haben und dem Winde 
nicht allzu grossen Widerstand zu geben , da sonst bei senkrecht ge- 
stellter Birne der Auswurf enorm gewesen wäre. Der nutzbare Birnen- 
inhalt betrug dort etwa nur 0,65 cbm f. d. Tonne Eisen, während man 
bei neueren Thomaseinrichtungen den Birnen mindestens einen nutzbaren 
Rauminhalt von 0,9 bis 1 cbm f. d. Tonne eingesetzten Eisens gibt, wobei 
man einen Durchmesser von mindestens 3 m wählt. Durch genügende 
Grösse der Birne könnte man den Auswurf auf ein Minimum herabdrücken ; 
doch würde sich durch ein zu grosses Verhältniss vom Birneninhalt zum 
Eiseneinsatz ein ungünstiges Verhältniss der Kosten der basischen Aus- 
mauerung zum erzeugten Stahl herausstellen, so dass man aus ökonomi- 
schen Gründen von noch grösseren Birnen, wie vorher angegeben, absieht. 
Doch nicht allein ein genügend grosses Gefäss vermindert den Auswurf, 
sondern auch eine zwecken t«^prechende chemische Zusammensetzung des 
zu verarbeitenden Roheisens, und dass letztere imd die dadurch bedingte 
physikalische Eigenschaft des Eisens auf den mechanischen Verlust einen 
grossen EinHuss ausübt, werden wir aus folgender Betrachtung ersehen. 
— Dass der grössere oder geringere Gehalt an fremden Elementen die 
physikalischen Eigenschaften des Eisens, namentlich seine Schmelz- 
temperatur und Dünnflüssigkeit, bedeutend beeinflusst, ist jedem Hütten- 
mann bekannt. Im allgemeinen kann man annehmen, dass bei gleicher 
Temperatur des flüssigen Eisens dasjenige dünnflüssiger sein wird, 
welches den niedrigsten Schmelzpunkt hat Nun ist es aber klar, dass 



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Eisen. 159 

eine dfinnflüssige Hasse leichter yon einem Luftstrom durchdrangen 
wird, als eine dickflüssige, femer, dass ein Luftstrom von einer dick- 
flfissigen Masse, da letztere dem Durchdringen mehr Widerstand leistet, 
mehr mit sich reissen wird, als von einer dünnflüssigen. Dasselbe Ver- 
hältniss tritt auch bei den verschiedenen Eisensorten auf : je dünnflüssiger 
das Thomaseisen sein wird, desto weniger Auswurf wird man beim Ver- 
blasen desselben haben, denn beim dünnflüssigen Eisen werden selbst bei 
heftiger Reaction in der Birne nur kleine Tbeilchen der Eisenmasse vom 
Qasstrom mitgerissen, während aus dem dickflüssigen Eisen auf einmal 
zusammenhängende Massen herausgeschleudert werden. Die Beein- 
flussung der Dünnflüssigkeit des Eisens durch den verschiedenen Qehalt 
desselben an fremden Elementen ist daher von grosser Wichtigkeit für 
die Qualität des Thomaseisens und den beim Verblasen auftretenden 
Verlust Sehen wir vom Kohlenstoflgehalt des Eisens ab, da sein Qehalt 
wieder vom Oehalt der anderen Elemente bedingt ist, so treten haupt- 
sächlich Silidum, Mangan und Phosphor als die Qualität des Thomas- 
eisens bedingende Elemente auf. Silicium macht nun zwar das Eisen 
dünnflüssig, doch erhöht es in gleichem Maasse seine Schmelztemperatur^ 
so dass zum grossen Theil der günstige Einfluss der Dünnflüssigkeit 
wieder durch die Schwerschmelzbarkeit aufgehoben wird. Die Praxis 
zeigt, dass ein Siliciumgehalt des Eisens über eine gewisse Grenze den 
Verlauf desThomasprocesses stürmisch macht und ein starkes Auswerfen 
veranlasst; und zwar steigt mit dem Siliciumgehalt auch der mechanische 
Verlust durch Auswurf. (Bei Vergleich der graphischen Darstellung des 
Siliciumgehalts mit der Verlustlinie steigt mit steigendem Siliciumgehalt 
auch der Verlust; Tabelle S. 160.) Ein Siliciumgehalt des Eisens über 
0,5 Proc. ist für den Thomasprocess schon unerwünscht. Einen günstigeren 
Einfluss als das Silicium übt das Mangan auf den Verlauf des Thomas- 
processes aus. Das Mangan macht das Eisen ebenfalls dünnflüssig, doch 
ist dieser Einfluss viel grösser als der durch das Silicium hervorgerufene; 
1 Proc. Mangangehalt gibt dem Eisen schon jene Leichtflüssigkeit, die 
manganhaltiges Eisen sofort beim Fliessen aus dem Hochofen erkennen 
lassen. Demnach übt der Mangangehalt einen sehr günstigen Einfluss 
auf den ruhigen Verlauf des Thomasprocesses aus. Die Praxis hat dies 
längst erkannt und verlangt für Thomaseisen einen Mindestgehalt an 
Mangan von 1,10 Proc. Man hat vielfach versucht, manganarmes 
Eisen zu vorblasen, hat die Versuche aber immer wieder aufgegeben, da 
solches Eisen sich derartig unruhig verbläst und starke Verluste durch 
Auswurf verursacht, dass ein ökonomischer Vortheil nicht erzielt wird. 
Ein gewisser Mangangehalt im Thomaseisen ist daher für seine ökono- 
mische Verarbeitung Bedingung ; überdies wird durch das Mangan die 
Qualität des Eisens erstens schon im Hochofen insofern günstig beein- 
flusst, als ein manganhaltiges Eisen viel heisser und schwefelärmer ist 
als manganarmes, und zweitens wird die Leichtflüssigkeit vermehrt, wo- 
durch wieder der Auswurf verringert wird. Mit steigendem Mangangehalt 
wird aioh demgemäSB der mechanische Verlust verringern, wie dies auch 



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160 



ir. Gruppe. Chemische Metallurgie. 



die Praxis beweist Während das Silicium und das Mangan schon 
nach kurzer Zeit des Blasens aus dem Eisen verschwinden, und daher 
ihren Einfluss auf die DQnnflassigkeit des Bades verlieren, bleibt der 
im Eisen enthaltene Phosphor bis zur vollständigen Entkohlung, also bis 
nach Beendigung der stürmischen Beactionen, im Eisenbade ziirQck. Es 
ilbt aber der Phosphor ebenfalls einen grossen Einfluss auf das physi- 
kalische Verhalten des Eisens aus. Durch denselben wird die Dünn- 
flüssigkeit des Eisens bedeutend vergrGssert und die Schmelztemperatur 
heruntergedrückt , wodurch ein sehr günstiger Einfluss auf den mecha- 
nischen Verlust beim Thomasiren ausgeübt wird ; und zwar nimmt mit 
steigendem Phosphorgehalt die Dünnflüssigkeit des Bades zu, wodurch 
sich der mechanische Verlust verringert. Dass es in der That der 
Phosphor ist, welcher auf den ruhigen Oaug der Hitzen einen sehr 
günstigen Einfluss ausübt, kann man schon durch den Vergleich der Be- 
triebsresultate verschiedener Thomaswerke erkennen: fast alle Werke, 
welche phosphorarmes Eisen verbissen, leiden an grossem Auswurf 
während des Blasens , wenn sie den mangelnden Phosphorgehalt nicht 
durch bedeutend höheren Mangangehalt ersetzen, sie haben auch meistens 
über 15 Proc. Verlust Dagegen arbeiten solche Werke, welchen phos- 
phorreicheres Eisen zur Verfügung steht, mit bedeutend geringerem Ver- 
lust, trotzdem der eigentliche Abbrand höher ist, weil bei dem phosphor- 
reicfaen Eisen der mechanische Verlust durch Auswurf bedeutend ge- 
ringer ist als vorher. In welchem Maasse der Phosphorgehalt den 
Verlust beeinflusst , lässt sich aus folgender Tabelle ersehen , worin aus 
einer grossen Zahl verschiedener Betriebsdaten das Eisen nach seinem 
Phosphorgehalt klassificirt ist 



Nr. 


Gehalt des Eiaena an 


Abbrand 


Nr. 


Qehalt des Eisens an 


Abbrand 










in Proc. 










in Proc. 




Si 


Mn 


P 






8i 


Mn 


P 




1 


0,31 


1,10 


3,23 


10,9 


16 


0,63 


1,26 


2,84 


14,8 


2 


0,60 


1,70 


3,22 


11,8 


17 


0,60 


1.63 


2,79 


18,9 


3 


0,63 


1,47 


3,16 


11,9 


18 


0,47 


1,40 


2.76 


13,7 


4 


0.67 


1,37 


3,16 


12,4 


19 


0,30 


1,09 


2,78 


18,6 


6 


0,45 


1,20 


3,06 


11,6 


20 


0,46 


1,89 


2,73 


14,6 


6 


0,60 


1,40 


3,01 


12.0 


21 


0,60 


1,62 


2,68 


14,8 


7 


0,66 


1,30 


8,01 


12,6 


22 


0,68 


1,54 


2,66 


16,4 


8 


0,60 


1,69 


3,00 


12,8 


23 


0,40 


1,38 


2,66 


13,4 


9 


0,60 


1,30 


3,00 


12,9 


24 


0,66 


1,20 


2,60 


16,8 


10 


0,46 


1.44 


2.92 


12.0 


26 


0,44 


1,26 


2,40 


16,0 


11 


0,48 


1,26 


2,90 


12,3 


26 


0,66 


1,26 


2,40 


16,9 


1« 


0,60 


1,28 


2,90 


12,8 


27 


0,60 


1,66 


2,86 


17,8 


18 


0,62 


1,62 


2,86 


13,2 


28 


0,61 


1,49 


2,29 


17,8 


14 


0,48 


1,31 


2,86 


13,2 


29 


0,64 


1,30 


2,29 


20,4 


16 


0,46 


1,24 


2,84 


13,6 


30 


0,69 


1,30 


2,12 


20.5 



Demnach steigt mit zunehmendem Siliciumgehalt auch der Abbrand 
bezw. der Verlust beim Thomasprocess, wfthrend bei dem Phosphor das 



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Eii3en. 161 

nmgekehrte Verhftltniss stattfindet, indem mit steigendem Phosphor- 
gehalt sich der Verlust vermindert. Im Interesse der Thomaswerke 
liegt es daher, ein möglichst hochprocentiges phosphorhaltiges Thomas- 
eisen zu verarbeiten. Die Unbequemlichkeiten, welche ein hochphosphor- 
haltiges Eisen durch zu heissen Gang hervorruft, wird wohl jeder Fach- 
mann leicht überwinden kOnnen. 

um geschmolzene Metalle mit an Stäben befestigten, 
aus Eisenerz, Kohle oder dergl. bestehenden festen Ehimpen zu 
behandeln, werden nach E. A, Uehling (D. R. P. Nr. 87 367) die 
letzteren innerhalb des Metallbades auf mechanischem Wege in schnelle 
Umdrehung versetzt, oder die das flüssige Metall enthaltende Pfanne 
um den gekennzeichneten Stab rotirt, zum Zweck, eine innige Mischung 
der Chemikalien mit dem flüssigen Metall durch die schnelle Umdrehung 
zu erzeugen. 

Desoxydirung sauerstoffhaltiger Metalle oder 
MetalUegirungen nach Fr. Krupp (D. R. P. Nr. 86607). Die 
Patentschrift lautet : Das vorliegende Verfahren soll dazu dienen, beim 
Giessen von Metallen und MetalUegirungen , welche , wie Stahl , Fluss- 
eisen, Nickelstahl u. s. w., infolge der Art ihrer Herstellung sauerstoff- 
haltig sind , den Sauerstoff auf einfache Weise zu entfernen und un- 
schädlich zu machen. Der Sauerstoff verbindet sich nämlich , wenn er 
nicht daran verhindert wird, mit dem im Gussmaterial stets vorhandenen 
Kohlenstofif zu Kohlenoxyd, und zwar geht diese Verbindung ziemlich 
langsam vor sich, auch noch während des Erstarrens der Gussmasse, so 
dass sich in letzterer Blasen bilden können. Man hat bisher versucht, 
diesem Uebelstande dadurch zu begegnen, dass man dem flüssigen Mate- 
rial beim Giessen Aluminium entweder rein oder in Form von Aluminium- 
eisen oder Aluminiumstahl zusetzte , und erreichte dadurch , dass der 
Sauerstoff, dessen chemische Verwandtschaft zu Aluminium grösser ist 
als zu Kohlenstoff und Eisen bez. zu den anderen in der Gussmasse ent- 
haltenen Metallen, von dem Aluminium gebunden wurde und Thonerde 
mit ihm bildete, und zwar in Form eines feinen Pulvers, welches in der 
erstarrenden Masse zum grossen Theil suspendirt blieb. Obgleich da- 
durch die Blasenbildung verhindert wurde, bildete die Thonerde doch 
eine gewisse Verunreinigung des Metallgussstückes. Die Verunreini- 
gung kann jedoch ebenfalls in Fortfall gebracht werden, und zwar da- 
durch , dass man an Stelle des Aluminiums oder seiner Eisenlegirung 
dem flüssigen Gnssmaterial während des Giessens oder auch vorher eine 
Leginmg zusetzt, welche aus einem oder mehreren Metallen, deren 
chemische Verwandtschaft zu Sauerstoff diejenige der zu giessenden 
Metalle überwiegt, und einem oder mehreren elektronegativen , nicht- 
metallischen Elementen (Metalloiden) , wie Silicium oder Bor , besteht. 
Die Elemente dieser Legirung werden, wenn sie in einem passenden 
Mischungsverhältniss darin enthalten sind, durch die Aufnahme des 
Sauerstoffes der Gussmasse in einfache , doppelte oder mehrfache Sili- 
cate , Borate u. s. w. umgesetzt , welche eine mehr oder minder leicht- 

Jahresber. d. ehem. Technologie. XLII. H 



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162 n. Gi-uppe. Chemische Metallui'gie. 

flQssige Schlacke ergeben. Letztere, ^welche sich sehr schnell bildet, 
steigt alsdann in einzelnen Tropfen in der flüssigen, erheblich schwereren^ 
metallischen Oussmasse in die Höhe und macht diese vollständig rein 
und blasenfrei. — Für die Desoxydirung von Stahl-, Nickelstahl- und 
Flusseisengüssen werden sich als metallische Zusätze am besten Alumi- 
nium oder auch alkalische Erdmetalle, wie Magnesium, eignen, und zwar 
jedes Metall für sich allein, oder zwei oder mehrere von ihnen in Yer- 
bindung mit einander oder auch in Verbindung mit einem oder mehreren 
anderen Metallen, wie Mangan oder Eisen, während der nichtmetallische 
Zusatz am zweckmassigsten aus Silicium besteht Da die einfachen 
Silicate strengflüssigere Schlacken bilden als die doppelten und mehr- 
fachen Silicate, so wird die Verwendung von wenigstens zwei Zusatz* 
metallen neben einander immer empfehlenswerth sein. — Von der An- 
wendung von Alkalimetallen , wie Kalium , Natrium u. s. w., wird man 
meistens absehen , obgleich ihre chemische Verwandtschaft zum Sauer- 
stoff am grössten ist, oder vielmehr gerade aus diesem Gbrunde, weil die 
Lebhaftigkeit, mit der sie den Sauersto£f binden, leicht zu explonven 
Erscheinungen führen kann. Ausserdem spricht auch ihr höherer Preis 
gegen ihre Verwendung. — Das Bor als nichtmetallischer Zusatz kann 
sich in verachiedenen Fällen ebenso gut oder auch manchmal besser als 
Silicium eignen, weil die Borate meistens bei nicht zu hohen Tempera- 
turen flüchtig werden und sofort bei ihrer Entstehung aus der flüssigen 
Qussmasse verdampfen. Es ist auch nicht ausgeschlossen, das Silicium 
oder das Bor durch Phosphor oder ein ähnliches Element zu ersetzen, 
da es bei den nichtmetallischen Zusätzen im Wesentlichen nur darauf 
ankommt, dass sie durch die Absorption des im Oussmaterial enthaltenen 
Sauerstofi's mit den neben ihnen zugesetzten Metallen leicht schmelzbare 
oder flüchtige Verbindungen bilden und dadurch die Bildung von pul ver- 
förmigen Ausscheidungen verhindern. — Als besonders zweckmässiger 
Zusatz für Stahlgüsse hat sich eineLegirung von Aluminium mit Mangan 
und Silicium, letztere beiden Stoffe in Form von Ferromangan und Ferro- 
silicium , erwiesen , und zwar in einem Verhältniss von 5 Proc. Alumi- 
nium zu 10 Proc. Mangan und 10 Proc. Silicium neben 75 Proc Eisen. 
— Lässt man das Mangan aus dieser Mischung heraus , so wird sich 
wahrscheinlich dennoch ein Doppelsilicat , bestehend aus Aluminium- 
eisensilicat, bilden; aber jedenfalls gewährt die Anwesenheit von 
Mangan eine grössere Sicherheit für die Bildung einer leichtflüssigen 
Schlacke. 

Härten von Panzerplatten geschiehtnach W.Beardmore 
(D. R. P. Nr. 84 771) dadurch, dass die Härteflüssigkeit in Fläehen- 
strahlen gegen die Platte geleitet wird und die Strahlen um die Grösse 
ihres Abstandes von einander hin- und herbewegt werden. 

Härten von Panzerplatten geschieht nach Harvey Con- 
tinental Steel Comp. (D. R. P. Nr. 83 906) mit Benutzung einer 
auf der Platte stehenden Vorrichtung, welche die Formänderungen der 
Platte anzeigt und gegebenenfalls aufzeichnet 



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Eisen. 163 

Verfahren zum Zfthemachen der Rückseite von 
Panzerplatten mit gehärteter Vorderseite von A. Wilson und 
Fr. Stubbs (D. R. P. Nr. 87 256) ist so gekennzeichnet, dass die 
Rückseite der Platte erhitzt und dadurch zähe gemacht wird, während 
gleichzeitig die gehärtete Vorderseite durch Spritz Wasserstrahlen oder 
durch Eintauchen in ein Wasserbad kalt gehalten und dadurch ihre 
Härte unverändert erhalten wird. 

Verdichten von cementirten Stahlpanzerplatten. 
Nach W. B. Corey (D. R. P. Nr. 87 132) wird nach erfolgter Cementi- 
rung der Platte diese auf eine solche Temperatur gebracht, dass ein 
Strecken der Platte nicht stattfinden kann, und welche so niedrig ist, 
dass der Kohlungsgrad in keiner Weise verändert wird. Die Stahlplatte 
wird in einem Gementirofen unter Anwendimg der üblichen Kohlungs- 
mittel , wie Holzkohle , Knochenkohle , Koks , oder einer Mischung von 
diesen unter Erzeugung einer Temperatur bis ungefähr 1200® cementirtf 
worauf dieselbe langsam bis auf etwa 870^ abgekühlt wird. — Zur 
Gompression werden die Platten zunächst einer Prüfung auf den Koh- 
lungsgrad unterzogen , was dadurch geschieht , dass man dieselben auf 
etwa AQ^ abkühlen lässt, die Oberfläche reinigt und einige Löcher ein- 
bohrt, an welchen die Stärke des Kohlungsgrades gemessen und der 
Grad der Kohlung analytisch festgestellt wird. Hierauf erhitzt man die 
Platte wieder auf eine Temperatur von etwa 870* und bringt dieselbe 
unter eine Presse, in Walzen oder dergl, in welchen die Verdichtung 
erfolgt Diese wird nicht gleichzeitig auf die ganze Platte erstreckt, 
sondern es wird zunächst nur ein schmaler Streifen der Platte dem 
Drucke ausgesetzt, worauf allmählich die Gompression der Platte stück- 
weise vorgenommen wird. 

Beim Gementirungsprocess für Panzerplatten und 
andere Guss- und Schmiedestücke ist es seit einigen Jahren 
gebräuchlich, die Ränder, welche nach dem Härtungsprocess einer Be- 
arbeitung benOthigten, sowie andere Theile auf der Vorderfläche der 
Platte, welche für Löcher, Oeffhungen, Bolzen- und Nietlöcher und 
sonstige Stellen, die, nachdem die Platte gehärtet ist, ausgebohrt werden 
mussten, vor der Gementürung zu schützen. Der Zweck dieser Maass- 
nahme besteht darin, die Kohle an dieser Stelle auf einem solch niederen 
Punkte zu halten , dass das Metall , wenn es nach der Gementation ab- 
geschreckt wird , daselbst nicht gehärtet werden kann und somit auch 
nach der Härtung der Platte bearbeitbar bleibt A. Ackerman 
(D. R P. Nr. 84831) empfiehlt nun, die Theile der Phtte, welche vor 
der Gementirung geschützt werden sollen, mit einem Ueberzug von 
Stoffen zu versehen, welche die Kohlengase, die durch dieselben hin- 
durchdringen können, oxydiren, ehe dieselben die Fläche der Platte er- 
reichen. Dieses Material besteht aus Metalloxyd, welches durch die 
Kohlengase reducirt wird, und welches mit Asbest, Thon oder anderen 
Stoffen vermischt und versteift ist, welch letzteres cds eine Verdünnung 
und als ein Dämpfer der oxydirenden Wirkung dient Ueber diese 

11* 



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164 II- Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Schicht kann noch das gewöhnliche Material gelagert werden , so dass 
die Menge der zu demselben gelangenden kohlenhaltigen Oase nur sehr 
gering ist. Dieser üeberzug kann auch während des der Cementation 
folgenden Härtungsprocessesan den zugehörigen Stellen belassen 
werden, so dass, da er ein schlechter Wärmeleiter ist, die Ausstrahlung 
an diesen Stellen verzögert wird, besonders wenn man diesen Üeberzug, 
wie vorher erwähnt, mit nicht leitendem Material, wie Asbestpappe, 
bedeckt 

Geschossen aus Stahl oder härtbaren Stahl- 
mischungen an einzelnen Theilen, namentlich am ogi- 
valenTheil eine besondere Härte, im übrigen Theil, nament- 
lich am Bodentheil oder auch im Inneren, eine besondere Zähigkeit zu 
ertheilen, will L. Grambow (D. R. P. Nr. 90 040) die zu härtenden 
Theile des Geschosses bis zu der der verlangten Härte entsprechenden 
hellen Rothglut, die anderen Theile dagegen nur bis auf einen Grad der 
Rothglut erhitzen, dass eine Härtung der betreffenden Theile beim Ab- 
schrecken ausgeschlossen ist, wonach das Geschoss im Ganzen abge- 
schreckt wird. 

Ungleichmäss ige Zusammensetzung der Stahlschienen. 
A. R. V. Dorm US (Z. österr. Ing. 1896, Nr, 13) unterscheidet beim 
Fiusseisenblock die äussere sofort erstarrende Ernste, den Randstahl 
von der inneren Schicht, den Eernstahl. Der Rand ist dicht und 
gleichmässig zusammengesetzt, der Eernstahl von Saigerungen durchsetzt, 
welche von Säuren leichter als das Muttermetall gelöst werden, so dass 
auf der geätzten Querschnittsfläche einer Eisenbahnschiene die Grenze 
zwischen Rand- und Eernstahl, welche Dormus die Erstarrungs- 
linie nennt, gewöhnlich deutlich erkennbar ist Noch schärfer tritt sie 
hervor, wenn an der Innenfläche des erstarrten Rand Stahls sich Gas- 
blasen ansetzen, welche nun ebenfalls auf der geätzten Fläche er- 
scheinen. Die Dicke des Randstahls hängt besonders von der Tempe- 
ratur und chemischen Zusammensetzung des in die Form gegossenen 
Stahls ab. Wie beträchtlich die Unterschiede in der chemischen 
Zusammensetzung und den Festigkeitseigenschaften des Rand- und 
Eemstahls sein können, lassen folgende Beispiele erkennen (siehe 
Tabelle S. 165). 

Die Proben von der Lauffläche enthalten unter allen Proben am 
meisten Randstahl, die Probe aus der Eopf mitte nur Eernstahl. Letztere 
ist reicher an FremdstoflPen, deshalb fester, aber in der Regel weniger 
zäh, als der Randstahl. Da auch die von der Lauffläche entnommene 
Probe (Flachstab) immerhin schon zum Theil aus Eernstahl bestand, ist 
der Unterschied zwischen eigentlichem Randstahl und Eernstahl jeden- 
falls noch erheblicher, als die mitgetheilten Ziffern erkennen lassen. Die 
aus einer und derselben Schiene entnommenen Proben zeigen jedoch 
auch deutliche Abweichungen, je nachdem sie von dem einen oder andern 
Ende entnommen wurden. Jene Unterschiede zwischen Randstahl und 
Eernstahl sind annähernd gleich Null an demjenigen Ende der Schiene, 



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Eisen. 



165 



11 

O 



Stelle, an 
welcher 
die unter- 
suchte 
Probe ent- 
nommen 
wurde 



! Lauffläche 
'Kopfmitte 
Steg 

SiLaufflftche 
Ropfmitte 
Steg 

il Lauffläche 
I Kopfmitte 
Isteg 
i Lauffläche 
j IKopfmitte 



® s 



CO fl 



O TS 
P I 



11 I 



Lauffläche 
Kopfmitte 



58,7 
64,7 
67,8 
60,3 
67,7 
67,3 
56,3 
62,7 
65,8 
49,3 
58,0 
57,7 
78,8 



iiaoliA 7.] 



iiaomTmA 



18,6 

6,0 

U,7 

U.7 

19,3 

19,3 

17,4 

6,0 

17,3 

26,0 

4,0 

22,0 

12,0 



0,411 
0,525 
0,485 
0,396 
0,480 
0,456 
0,367 
0,601 
0,507 
0,294 
0,504 
0,351 
0,681 



0,011 
0,007 
0,010 
0,013 
0,014 
0,009 
0,010 
0,006 
O.Oll 
0,012 
0,016 
0,028 
0,023 



0.477 
0,506 
0,606 
0,500 
0,494 
0,500 
0,412 
0,430 
0,430 
0,442 
0,500 
1,146 
1,239 



0,063 
0,104 
0,099 
0,063 
0,089 
0,079 
0,067 
0,099 
0,102 
0,028 
0,062 
0,045 
0,084 



0,026 


0,130 


0,038 


0,126 


0,040 


0,123 


0,033 


0,131 


0,041 


0,152 


0,037 


0,130 


0,039 


0,122 


0,057 


0,139 


0,063 


0,126 


0,018 


0,134 


0,048 


0,152 


0,019 


0,140 


0,021 


0,135 



welches beim Qiessen des Blockes sich unten befand, und sie wachsen 
mit der Entfernung von diesem Ende. 

Einfluss der Temperatur auf die Festigkeit des 
Eisens bespricht A. Ledebur (Z. Ingen. 1896, 565). Schmiedbares 
Eisen besitzt in den niedrigsten bis jetzt angewendeten Temperaturen 
( — 80*) eine verbältnissmässig grosse Festigkeit gegenüber ruhiger Be- 
lastung ; die Festigkeit sinkt, wenn die Temperatur steigt, bis diese etwa 
60 bis 100® erreicht, um dann ziemlich rasch wieder zu steigen, sodass 
die Zugfestigkeit zwischen 200 und 800^ um 7 bis 10 k/qmm grösser 
ist als in gewöhnlicher Temperatur und um 3 bis 5 k/qmm grösser als 
bei — 80*. Von da an fällt bei zunehmender Temperatur die Festigkeit 
mehr und mehr, bis schliesslich völliges Erweichen eintritt. In denjenigen 
Temperaturen aber, in welchen das Metall die höchste Festigkeit bei 
ruhiger Belastung besitzt, sind die vorübergehenden und die bleibenden 
Formveräiiderungen , welche durch eine bestimmte Belastung hervor- 
gebracht werden, verbältnissmässig gering; das Metall ist spröde und 
insbesondere empfindlich gegen Schlagwirkungen. Bei einem nach- 
giebigen Materiale wird die Wirkung des Schlages zum Theil für die 
eintretende Formveränderung verbraucht, bei einem starren Körper ruft 
sie den Bruch hervor. Bei Temperaturen zwischen 200 und 300^ auch 
wohl noch etwas darüber , wird neben der Widerstandsfähigkeit gegen 
Schlagwirkungen auch die Biegungsfähigkeit des schmiedbaren Eisens 
merklich verringert ; in den Temperaturen unter 0® ist es vornehmlich 
die erstere, welche Einbusse erleidet, ohne dass die Biegungsfähigkeit 
bedeutend geschmälert wird. Nur wenn der Gegenstand schon eine 
Verletzung besitzt, ist ein deutlicherer Einfluss der Kälte auch auf die 



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166 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Biegungsf^gkeit bemerkbar. Schweisseisen und Flusseisen verhalten 
sich an und für sich ziemlich übereinstimmend ; Unterschiede werden 
sowohl durch die chemische Zusammensetzung als durch die Zeitdauer 
der Einwirkung (des Versuchs) bedingt Diese Unterschiede beziehen 
sich sowohl auf das Maass des Einflusses, welcher durch Temperatur- 
verändeningen ausgeübt wird, als auch auf die Höhe der Temperaturen, 
bei welchen ein Wechsel des Einflusses (Zunahme der Festigkeit nach 
vorausgegangener Abnahme und umgekehrt) erkennbar wird. Genauere 
Ermittelungen hierüber fehlen noch, und künftige Untersuchungen werden 
insbesondere die Elarlegung dieser Frage anzustreben haben. — Die 
wenigen über das Verhalten des Ousseisens angestellten Unter- 
suchungen lassen schliessen, dass es in sehr niedriger Temperatur eben- 
falls an Sprödigkeit zunimmt, im übrigen aber beim Erwärmen sein Ver- 
halten weniger als schmiedbares Eisen ändert, bis es rothglühend zu 
werden beginnt Dann verringert sich mehr oder minder rasch seine 
Tragfähigkeit 

Einfluss der Kälte auf die Festigkeitseigenschaften 
von Eisen und Stahl untersuchte M. Rudeloff (Stahleisen 1896, 
15). Er zeigt, dass die Abkühlung auf — 20® im allgemeinen nur einen 
geringen Einfluss auf die Biegsamkeit der untersuchten Eisensorten aus- 
übte ; die Abkühlung auf — 80* blieb bei dem weichen Nieteisen und 
bei dem gewalzten Schweisseisen ebenfalls ohne erhebliche Nachtheile 
auf die Biegsamkeit der Probestreifen, bei allen übrigen Materialien litt 
die Biegsamkeit jedoch durch die tiefere Kälte. 

Verhalten des Eisens bei niederer Temperatur be- 
spricht Steiner (Schweizer Bauztg. 1895 Nr. 21). 

Nachtheile der Bearbeitung von Eisen in der Blau- 
wärme beschreibt A. Kurwernhardt (Stahleisen 1896, 849). 

Oefügeveränderungen vonEisendurchStösse. Werden 
nach 0. Hoppe (Stahleisen 1896, 496) Eisen und Stahl von ursprünglich 
genügender Elasticität, Festigkeit und Dehnbarkeit im Betriebe durch 
Stösse und Spannungswechsel niemals über ihre Elasticitätsgrenze hinaus 
beansprucht, wie es in einer regelrechten Construction stets sein sollte, 
80 bleibt ihr Gefüge ungeändert und der Bestand des aus ihnen herge- 
stellten Constructionstheiles ist, regelrechten Betrieb und sorgfältige 
Wartung (Anstrich) vorausgesetzt, auf unabsehbare Zeit gesichert. Kurz: 
Das Material bleibt, wie es war ! 

Gusseisen wird nach A. E. Ousterbridge (Amer. Inst Febr. 
1896) durch Stösse nicht etwa brüchig, sondern gewinnt, ähnlich wie 
durch Ausglühen, an Festigkeit. 0. führt dieses auf moleculare Um- 
lagerung zurück. 

Saigerungserscheinungenbei gehärtetem Stahl. Versucht 
man nach F. Osmond (C. r. 11. Nov. 1895) eine polirte Fläche eines 
gehärteten Stahlstückes mit einem Kohlenstofigehalte zwischen 0,70 bis 
1,30 Proc. mit einer Reissnadel zu ritzen, so ist keine Einwirkung be- 
merkbar ; seltsamerweise aber hinterlässt die Reissnadel ihre Spur, wenn 



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Eisen. 167 

der Eohlenstoffgehalt über 1,30 Proa steigt. Betrachtet man die mit 
der Reissnadel auf einem solchen Stahl gezogene Linie, so lässt sich 
wahrnehmen, dass sie zahlreiche Unterbrechungen besitzt ; es sind dem- 
nach im Stahle mindestens zwei yerschiedene Bestandtheile, ein härterer 
und ein weniger harter, nebeneinander abgelagert. Der erstere, welcher 
durch die Reissnadel nicht angegriffen wird, ritzt Glas und Feldspath ; 
der zweite wird durch Apatit, vielleicht auch durch flussspath geritzt. 
Auf einer gut polirten Fläche lassen sich die beiden Bestandtheile durch 
ihre etwas abweichenden Färbungen unterscheiden: der härtere Bestand- 
theü zeigt einen schwachen Stich ins Qraue, der andere ist silberweiss. 
Beim Behandeln der Probe mit Jodtinctur oder schwacher Salpetersäure 
gewahrt man einzelne Polyeder, dazwischen bisweilen Spuren das Carbids 
FegC. Da die beiden Bestandtheile hierbei verschiedene Farben annehmen, 
lassen sie sich deutlich unterscheiden; setzt man die Einwirkung zu 
lange fort, so wird die Oberfläche schwarz durch ausgeschiedene Kohle. 
Der harte Körper ist der nämliche, aus welchem gehärteter Stahl mit 
1 Proc. Kohlenstoff fast ausschliesslich besteht; der Gehalt an dem 
weicheren Körper nimmt mit dem Kohlenstoffgehalte des Stahls zu, bis 
dieser etwa 1,60 Proc. beträgt; geht er über dieses Maass hinaus, so 
scheint das Carbid Fe^C sich in reichlicheren Mengen, mit dem Kohlen- 
stoffgehalte zunehmend, abzusondern. — Wenn man einen verhältniss- 
massig reinen (non. plus complexe) Stahl mit demjenigen Kohlenstoff- 
gehalte, welcher die Erscheinung am deutlichsten zu Tage treten lässt 
(also beispielsweise 1,57 Proc.), der Härtung in verschiedenen Tempera- 
turen unterwirft, so zeigt sich, dass man, um die grösste Menge des 
weichen Bestandtheils zu bilden, den Stahl zunächst auf mindestens 1000^ 
erhitzen mnss, ohne dass es jedoch nothwendig ist, die Temperatur über 
1 100* hinaus zu steigern, und dass man ihn alsdann thunlichst rasch in 
Eiswasser oder sehr kaltem Quecksilber ablöschen muss. Andernfalls 
bildet sich beim Abkühlen noch Eisencarbid FegC, wodurch der Kohlen- 
stoffgehalt in der Hauptmasse verringert wird. Wenn die Bedingungen 
günstig sind, kann man imgefähr gleiche Mengen des harten und weichen 
Bestandtheils erhalten. (Vgl. J. 1895, 185.) 

A. Ledebur (Stahleisen 1896, 117) sieht darin eine Bestätigung 
der schon bekannten Thatsache, dass der Stahl, ohne Gefahr zu laufen, 
seine Eigenschaften zu ändern, um so weniger stark erhitzt werden darf, 
je höher sein Kohlenstoffgehalt ist. Dass das beobachtete Zerfallen des 
Stahls in zwei verschiedene Bestandtheile nicht erst beim Ablöschen, 
sondern bereits während der vorausgehenden Erhitzung sich vollzieht, 
unterliegt wohl keinem Zweifel. Daher zeigt sich der Vorgang deutlicher, 
wenn man auf 1000^ als wenn man auf 800^ erhitzt 

Behandlung des Stahls durch Ausglühen und Ab- 
löschen beschreibt A. Le Ghatelier (Bull, encourag. 1895, 1336) 

Verhalten von Flusseisen. Tetmajer macht auf der 
intanationalen Gonferenz zur Vereinbarung einheitlicher Prüfungs- 
methoden bezügliche Mittheilungen, denen folgende Angaben entnommen 



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168 H- Ömppe. Chemische Metallurgie. 

sind. In einer Brückenbauanstalt brach beim Arbeiten plötzlich ein 
Winkel ; Thomaseisen. Die Untersuchung ergab : 

Festigkeits Verhältnisse: 

Streckgrenze n ^ 5,60 t/qom 

Zugfestigkeit /J — 8,00 „ 

Contraction y — 24,1 Proc. 

Dehnung nach Bruch ... A » 3,7 „ 
Qualitäts-Coefficient . . . . c = 0,30 in t u. cm 

Chemische Zusammensetzung: 

Kohlenstoflf — 0,248 Proc. 

Phosphor — 0,063 „ 

Süicium —0,010 „ 

Mangan — 2,590 „ 

Schwefel —0,010 „ 

Wird beim Schlussverfahren das Ferromangan kalt zugegeben, die 
Zeit zu dessen Verflüssigung nicht eingehalten oder war die Schlacke vor 
Zugabe nicht abgelassen, an sich vielleicht zufallig steif gewesen, so 
konnte eine gewisse Menge des Reductionsmittels in Stückform in die 
Pfanne und aus dieser in der Regel in die letzte CoquiUe gelangen, somit 
den letzten Block übermässig kohlenstoff- und manganreich gestalten« 
Dass Aehnliches beim Herdofenprocess vorgekommen wäre, ist nicht 
bekannt. Dass aber auch bei diesem die Möglichkeit des Auftretens 
ähnlicher Erscheinungen nicht ausgeschlossen ist, begründet der umstand, 
dass beim Herd- wie beim Bimenfrischprocess das Schlussverfahren sich 
nach Zeit und Ort der Zuschlagseinfuhr, Dauer der Reaction undAbguss 
der Charge ganz ähnlich abwickelt. 

Beziehungen zwischen der chemischen Zusammen- 
setzung unddenFestigkeits ei genschaften des schmied* 
barenEisens. Jüptner^) geht bei der Berechnung der Zugfestig- 
keit von der Annahme aus, dass je 1 Atom des einen Bestandtheils des 
Eisens den gleichen Einfluss ausübe, als 1 Atom des andern, und dass 
demnach, wenn man nur den Einfluss des Kohlenstoff-, Silicium- und 
Mangangehalts berücksichtigt, 12 Th. Kohlenstoff gleichwerthig seien 
mit 28 Th. Silicium oder 54,8 Th. Mangan. Setzt man, der bequemeren 
Rechnung halber, statt 54,8 Th. Mangan 56 Th., so erhält man das Yer- 
hältniss 

Kohlenstoff : SiUcium : Mangan 
« 3 : 7 : 14 

Je 3 Proc. Kohlenstoff oder 7 Proc. Silicium oder 14 Proc. Mangan 
sollen die Zugfestigkeit des Eisens um 20 t auf 1 qc (200 k auf 1 qmm) 
erhöhen. Nimmt man für die Festigkeit des reinen Eisens einen be- 
stimmten Werth an, welcher vorläufig mit A bezeichnet werden möge, 
und drückt man den Gehalt an Fremdkörpern in Tausendtheilen (statt in 



1) Jüptner v. Jonstorff: Beziehungen zwischen der chemischen Zu- 
sammensetzung und den physikalischen Eigenschaften von £isen und Stahl. 
(Leipzig, A. Felix.) 



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Eisen. 169 

HoBderttheilen) aus, so erhält man fOr die Berechnung der Festigkeit 
eineB Eisens von bestimmter Zusammensetzung, ausgedrückt in Tonnen 
auf 1 qc, die Formel 

A-A + |c + |si + AMn 

Ein Eisen mit 0,54 Proc. Kohlenstoff, 0,308 Proc. Silicium, 0,4 1 7 Proc. 
Mangan würde demnach eine Festigkeit von 

A + |.5,40 + |.3,08 + A. 4,17t 

oder, wenn man A «- 2,50 setzt, ■=» 7,58 t besitzen. — Es wird femer 
die allgemeine Gleichung aufgestellt : 

q — B — f (C, Si, Mn), 
worin B die Querschnittsverringerung des reinen Eisens darstellt, deren 
Maass aber, ebenso wie die Grösse A in der Festigkeitsformel, von der 
vorausgegangenen Bearbeitung abhängt Bei Benutzung der auch für 
die Festigkeitsberechnung verwendeten Proben ergab sich für B als 
mittlerer Werth 60 Proc. und für die Verringerung von B durch je 
0,3 Proc. Kohlenstoff oder 0,7 Proc. Silicium oder 1,4 Proc. Mangan 
(wiederum nach Maassgabe der Atomgewichte) 14 Proc. Für ein Eisen 
mit 0,542 Proc. Kohlenstoff, 0,260 Proc. Silicium, 0,281 Proc. Mangan 
würde demnach die aus der Rechnung sich ergebende Querschnitts- 
verringerung sein : 

.. /0,542 , 0,260 , 0,281 \ ^^ „ ^ 

^ - «« - ^Möiä- + ö;r- + i;r-) =• ^«'^ ^'^ 

In Wirklichkeit ergab sich in diesem Falle eine Querschnittsverringerung 
— 27,0 Proc 

Härten des Stahles. Von H. M. Howe und A. Sauveur 
(Oesterr. Bergh. 1896, 440) wurden Proben auf 970<> erhitzt, dann 
langsam auf verschiedene zwischen den kritischen Temperaturen von 
700 bis 580* gelegene Grade abgekühlt und dann rasch in kaltem Salz- 
wasser abgeschreckt, um durch diese plötzliche Abkühlung die Zustände, 
wdche sich bei bestimmten Temperaturen vorfinden, festzulegen. Die 
Autoren benützten Osmond's Bezeichnung „Martensite^^ für die harten 
Tbeilchen, welche den gehärteten Stahl zusammensetzen, und wählten die 
bekannten Bezeichnungen „Ferrite" und „Pearlyte'' für die beiden Stoffe, 
welche hauptsächlich den ungehärteten Stahl bilden, von welchen ersteres 
ansch^nend reines Eisen ist, letzteres hingegen eine innige Mischung 
dieser ,J'ernte^' (die oft in parallelen Adern auftritt) mit einem intensiv 
harten Eisencarbid, vermuthlich der Zusammensetzung FcsC entsprechend, 
^Cementite" genannt. (J. 1895, 185.) — Im ungehärteten Stahl bilden 
die Ferrite die Grundmasse, die Pearlyte die in derselben vertheilten 
porphyrartigen Kömer. Zum Unterschiede der Ferrite, welche die 
Onindmasse bilden, von jenen, welche in den Pearlyten auftreten, nennen 
Howe-Sauveurdie letzteren „segregirte Ferrite^^ Nach s m o n d ' s 
Mittheilungen werden, wenn dem Stahle Gelegenheit geboten wird, ohne 



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170 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

ftusseren Einiluss langsam abzukühlen, die beiden innerhalb der vorer- 
wähnten Temperaturgrenzen gelegenen Abkühlungszustande mit Arg die 
obere, und mit Ar| die untere Grenze bezeichnet Ueber Ar^ gehArtet 
besteht der Stahl gänzlich aus Martensiten, von welchen 68 Proc. in 
Ferrite übergehen, wenn die Temperatur zwischen Ar^ und Ar| zu liegen 
kommt. Nun bleibt das Qefüge constant, bis die Temperatur weiter gegen 
Ati sinkt, d.h. bis die verbliebenen etwa 30 Proa Martensite verschwinden 
und endlich in 22 Proc. Pearlyte einschliessend bei 7 Proc. segregirte 
Ferrite und etwa 75 Proc. Ferrite als Zusammensetzung-erscheinen. Ob- 
wohl es nach der Form der Abkühlungscurve zu erwarten wäre, ist dieser 
Wechsel kein augenblicklicher. Derüebergang von Martensiten in segre- 
girte Ferrite in Ar^ breitet sich zögernd wenigstens auf 62<^ aus, während 
derüebergang auf Ar|, welcher scheinbar plötzlicher auftritt, mindestens 
20^ umfasst. — Osmond berichtete, dass der wohlbekannte Uebergang 
von HärtUDgskohlenstoff in die nichthärtende Modification Gementkohle, 
welcher bei langsamer Abkühlung stattfindet, in Ar| fällt. Der Ueber- 
gang von Martensiten in Ferrite bei Ar^ wird nicht von einer Veränderung 
des Kohlenstoffes begleitet, wie diesdurchEggertz' Methode klargelegt 
wird. Die Umwandlung der ersten 30 Proc. Martensite in Ferrite 
(IX u. VI) in den oberen Grenzen von Arj wird" von einer auffallenden 
Aenderung des Materiales betreffs der Festigkeit oder Dehnbarkeit nicht 
begleitet Geht man mit der Temperatur um etwa 46® gegen die untere 
Grenze von Ar, herunter, so wird die Umwandlung der Martensite in 
Ferrite zunehmen, was bei den höheren Stufen von Ar^ nicht der Fall ist ; 
auch tritt keine auffallende Modificationsveränderung des Kohlenstoffes, 
die durch die Eggertzprobe angezeigt werden würde, auf; die Dehnbarkeit 
ble^ nahezu constant, die Festigkeit sinkt auffallend um nahezu 30 Proc. 
Bei einer weiteren Temperaturabnahme von 26® an der Grenze zwischen 
Ar| und Ar| fällt die Festigkeit allmählich bei Abnahme der Härte, ohne 
dass das Gefüge des Materiales eine Aenderung erfährt und ohne wesent- 
liche Veränderung der Dehnung und der Kohlenstoffmodification. Bei 
Ar^, da die Martensite in Pearlyte übergegangen sind (LEI) und unter 
dieser Grenze fällt die Festigkeit ganz bedeutend und damit auch die 
Härte des Stahles, während die Dehnung rapid steigt und die Kohlenstoff- 
modificationen sich merklich ändern. Der Uebersichtlichkeit wegen seien 
die Resultate tabellarisch zusammengestellt (siehe S. 171). 

Howe-Sauveur unterscheiden nun auf Grund ihrer Beobachtungen 
sechs Stufen. 1. Ueber Ar^ findet keine merkliche Aenderung mehr statt. 
2. Die oberen Partien von Ar^ weisen eine bedeutende Umwandlung von 
Martensiten in Ferrite, doch keine sonstigen Aenderungen auf. — 3. Die 
unteren Partien von Atj zeigen einen weiteren nennenswerthen Ueber- 
gang der Martensite in Ferrite bei grosser Einbusse an Festigkeit — 
4. An der Grenze zwischen Ar^ und Ar| ist nur ein Rückgang der Festig- 
keit und Härte des Materiales zu verzeichnen. — 5. Ar|. Die Umwandlung 
der Martensite in Pearlyte ist bedeutend, die Festigkeit nimmt merklich 
ab, die Härte angemessen, bei entsprechender Zunahme der Dehnung und 



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Eisen. 



171 



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172 U. Qruppe. Chemische Metallurgie. 

auffallender Aendening der EohlenstofiTmodification. — 6. unter Ar| ist 
eine Aenderung des Oefüges nicht mehr zu beobaohten, die Festigkeit 
nimmt bedeutend ab, die Dehnbarkeit im gleichen Maasse zu ; die Härte 
geht zurQck, die Aenderung der Eohlenstoffmodification ist auffallend. — 
Die Aenderungen des Oefüges scheinen sich mit den Verzögerungen, 
welche auftreten, jedoch nicht mit den Aenderungen der physikalischen 
Eigenschaften zu decken. Dies kann man daraus schliessen, weil die 
unbedeutende Oefügeänderung bei Ar^ gewiss von einer merkbaren 
Festigkeitsabnahme und einer Aenderung der Eohlenstoffmodification be- 
gleitet ist, sowie auch von einer angemessenen Zunahme der Dehnung 
und Abnahme der Härte des Stahles ; femer auch daraus, dass die zweite 
Hälfte der Oefügeänderung in Ar^ mit einem sehr bedeutenden Festig- 
keitsverlust zusammenhängt, während die erste Hälfte in Ar^ keinen 
merklichen Wechsel der physikalischen Eigenschaften aufweist. Anderer- 
seits ist an der Orenze zwischen Ar^ und Ar|, wo keine Verzögerung 
noch Oefügeänderung nachweisbar, eine Festigkeitsabnahme zu bemerken 
und wächst dieselbe bis zum Ende der Oefügeänderung Ar^, zugleich mit 
merklicher Zunahme der Dehnbarkeit, Abnahme der Härte und auffallendem 
Wechsel der Eohlenstoffmodification. Der Oegensatz zwischen dem ge- 
ringen Verlust an Festigkeit der ersten Hälfte und dem grossen Verlust, 
welcher die zweite Hälfte von Ar^, mit Rücksicht auf die Abnahme und 
Regelmässigkeit der später unter Ar^ folgenden Festigkeitsverminderung, 
ohne Oefügeänderung begleitet und der Contrast zwischen der geringen 
Dehnbarkeitszunahme (7,5 Proc.) bei Vermehrung der Pearlyte in Ari, 
von bis 22 Proc., sowie die Orösse und Regelmässigkeit der weiteren 
Zunahme unter Ar| und ihr späteres leidlich regelmässiges Anwachsen 
um 1 bis 2 Proc. unter die Orenze Arj, ist zu auffallend, um ignorirt 
werden zu können. — Die Thatsache, dass den Vorgängen in Ar^, ob- 
gleich scheinbar von einer Aenderung der Eohlenstoffmodification nicht 
begleitet, ein sehr grosser Verlust der Dehnung folgte, lenkte zu der An- 
nahme einer allotropischen Veränderung des Eisens selbst, als die Ursache 
der Verzögerung und der Festigkeitsabnahme. — Einerseits werden die 
Feinde der Allotropie (Homöotropisten) sagen: die Untersuchung des 
Oefüges genügt, um die Ursache der Verzögerungen, wie auch die der 
Dehnbarkeitsabnahme und einiger anderer physikalischen Veränderungen 
von Ar^ zu erweisen, so dass die Allotropie hier vollkommen überflüssig 
wird. Die Allotropisten werden hingegen anführen, dass die Oefüge- 
änderungen selbst und insbesondere ihr plötzliches Auftreten jeden Oegner 
der Allotropie überführen müssen. Eönnte das Eisen in gleichem allo- 
tropischen oder, besser gesagt, molecularen Zustand verbleiben, so würde 
es nicht die Martensite abscheiden, oder es würde dies wenigstens nicht 
plötzlich von einer bestimmten Orenze weg, sondern allmählich geschehen. 
Wenn zwei Oase, welche sich bei hoher Temperatur dissociirten, abgekühlt 
werden, so binden sich ihre Molecüle nach und nach entsprechend der 
Temperatur und der Spannung, welche eben vorherrschen, ohne dass 
Verzögerungen auftreten müssen. Wenn aber, beim Frieren eines Be- 



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Eisen. 173 

sUndtheiles einer Flüssigkeitsmischung, eine Zustandsänderung eintritt, 
dann kann man thatsftchlich plötzliche Wärmeentwiokelungen nachweisen, 
welche die Ursache von Verzögenmgen sein mögen. Verzögerungen, 
eine Folge von Uebersftttigung, werden durch die Zustandsänderung eines 
Bestandtheils verursacht, sei es die Umwandlung vom fiQssigen in den 
feetoi Znstand oder von einer allotropischen Form in eine andere. — Die 
Verzögerungen in kohlenstofTarmen Eisensorten können durch allotropische 
Aenderungen erklärt werden. Dies ist dann die Zustandsftnderung, 
welcher die Verzögerungen im kohlenstoffhaltigen Eisen zuzuschreiben 
sind und neben anderen Erscheinungen die Trennung derFerrite von den 
Martensiten bei Ar^ verursachen. Diese Abtrennung der Ferrite mag 
allerdings dazu beitragen, dass die Verzögerungen sowohl, wie auch die 
Veränderungen der physikalischen Eigenschaften kräftiger auftreten; die 
Hauptursache von Allem ist jedoch eine allotropische Aenderung des 
Eisens selbst — Werden Sand- oder Stahlkörner o. dgl. in Glaserkitt 
a dgL mechanisch eingemengt, so wird diese Masse fester. Es mag dies 
mit der Plastioität der Masse zusammenhängen. Nimmt man Sägespäne 
oder hält die Masse überhaupt nicht hartnäckig an den Körnern fest, dann 
wird das Ganze lockerer. Wenn Körner von Märten siten und Pearlyten 
isolirt in einer Bindemasse von Ferriten vertheilt sind, so kann man nicht 
vermuthen, dass die Festigkeit des Bindemittels zunehmen soll. Dies 
auf den vorliegenden Fall angewendet, folgt, dass Proben von 650* oder 
darunter abgekühlt, aus einer Masse von Ferriten bestehen, in welchen 
porphyrartig Kömer von Martensiten oder combinirt von Märten siten und 
Pearlyten, oder von Pearlyten allein vertheilt sind. Da man nun annehmen 
kann, dass diese mechanische Verbindung der Kömer mit der Dehnbarkeit 
da- Probe im innigsten Zusammenhange steht (wenn geringe Mengen der 
spröden Martensite, etwa 2 Proc. (ü) enthalten, so kann doch die Dehnung 
auf die Hälfte des langsam abgekühlten Materiales gebracht werden), so 
Hast sich einsehen, wie bedeutend die Festigkeit erhöht zu werden vermag. 
— Ausgehend von der grossen Festigkeit der Proben, welche hauptsächlich 
Martensite allein, eine den Ferriten an Härte überlegene Substanz, ent- 
halten, kann man sich überzeugen, dass sich beim Reissen einer Probe (V) 
der Bmch innerhalb der Ferrite ergeben wird. Wenn nun diese Ferrite 
reines Eisen wären und daher dem weichsten Eisen mit einer Festigkeit 
von etwa 40 k/qmm entsprechen , so sollte die Festigkeit dieser Probe 
nicht Ober 4 Piroc. grösser sein, das ist 41,6 k auf den qmm, während 
thatsächlich das Material eine Festigkeit von 113 k auf den qmm auf- 
weist Stellte sich jedoch die Festigkeit der Ferrite wie in einer anderen 
Probe heraus, so sollte sich die Festigkeit von 51 k auf 1 qmm um 
4 Proc., das ist auf 53,5 k erhöhen, während sich, wie früher erwähnt, 
113k ergaben. — Dies erklären Howe-Sauveur mit der Gegenwart 
der Martensite und dem Einflüsse der Härtung im Allgemeinen, haupt- 
sächlich mit Rücksicht auf die Thatsache, dass die Abschreckung auch 
in anderen Substanzen als Eisen unvergleichbare Festigkeiten zur Folge 
bat Es erscheint daher, dass die Ferrite die dreifache Festigkeit von 



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174 n* Gi-uppe. Chemisclie Metallurgie. 

weichem Flusseisen und zweimal so hohe Festigkeit wie jene des Stahles, 
wenn er langsam abgekühlt wird, aufweisen. Auch scheinen diese 
Ferrite geringere Dehnbarkeit zu besitzen, als andere Formen der Fenite. 
Mikroskopisch ist allerdings kein Unterschied zwischen den Ferriten, 
welche so verschiedene Festigkeiten ergaben, nachweisbar. — Eine 
andere Probe (VI) zeigte, dass beim Zerreissen die Bruchlinie den festen 
Martensiten ausweichend, den lockeren Ferriten folgt ; es sollte sich eine 
Festigkeit von 80 k ergeben, während sich eine solche von 160 k auf 
1 qmm zeigta Dies lässt sich zweifach erklären. Die Ferrite , statt 
kohlenstofffrei zu sein, wie vorausgesetzt werden dOrfte , werden etwas 
Kohlenstoff führen , dessen Betrag von den umgebenden Theilchen ab- 
hängig ist. Der Kohlenstoff wird zwischen den Ferriten und anderen 
Beimengungen (Martensiten und Pearlyten) vertheilt sein, entsprechend 
dem Gleichgewichtszustände der Oesammtkohlenstoffmenge, der Tempe- 
ratur, Pressung und so fort. — Osmond's Ansichten folgend, können 
hier zwei allotropische oder moleculare Varietäten von Ferriten ange- 
nommen werden ; eine harte , spröde (ß) , bei hohen Temperaturen be- 
ständige Varietät, welche bei plötzlicher Abkühlung mehr oder weniger 
erhalten bleibt und bei langsamer Abkühlung nach und nach in die 
weiche, minder feste (a) Varietät übergeht, ein Wechsel, der durch An- 
wesenheit von Kohlenstoff verzögert wird, welchem die Verzögerung 
von Ars ^^^ ^^ Ausscheidung von Ferriten an diesem Punkte zuge- 
schrieben werden' können. G^egen die früheren Ausführungen mag 
geltend gemacht werden, dass die scheinbar geringe Festigkeit der Ferrite 
zwischen 698® (VI) und 620® (IV) von einer Umwandlung der Kohlen- 
stoffmodification nicht begleitet ist, doch wechselte die Kohlenstoffmenge 
in den Ferriten. Diese Betrachtung führt zu der Annahme, dass diese 
nach und nach aufeinander folgenden Verzögerungen und die sie b^lei- 
tenden Phänomene in erster Linie durch Aenderungen der Natur des 
Eisens selbst verursacht werden , welche daher auch die wesentlichen 
Urheber der Kohlenstoffmodification der Festigkeit, Härte u. s. w. sind. 

Vanadinstahl. Nach K. H^louis (Soc encourag. Juni 1896) 
wird durch Zusatz von 0,5 bis 1 Proc. Vanadin die Bruchfestigkeit von 
Stahl wesentlich erhöht, die Dehnung vermindert 

Drahtglühtopf von W. Frese (D. R. P. Nr. 86445); — 
Kistenglühofen von H. Tümmler (D. R. P. Nr. 85865); — 
Vorrichtung zum Ergreifen von Platten, welche mit Blei zu 
überziehen sind, nach H. F. Tay lor (D. R. P. Nr. 83 945). 

Wärmeleitungsvermögen von Metallen. L. Holborn 
und W. Wien (Z.Ingen. 1895, 45) stellen die bisherigen Bestimmungen 
zusammen. Factor k gibt an , dass durch eine Platte von 1 cm Dicke 
des Metalles bei 1® Temperaturunterschied für je 1 qc eine Wärme- 
menge hindurchgeht, welche k Gramm Wasser um !• erwärmt Da die 
Abweichungen der Resultate der besten Beobachter die Beobaohtungs- 
fehler weit übersteigen und auch von denselben Beobachtern bei ver- 
schiedener Beschaffenheit des Materials grosse Unterschiede in der 



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Eisen. 175 

Wftnneldtttng gefunden sind, so kann man denSchluss ziehen, dass auch 
gennge Unterschiede in der Reinheit und physikalischen Behandlung 
der Metalle schon erhebliche Verschiedenheiten im Wärmeleitungs- 
vermögen bedingen werden. Es werden dann die Mittelwerthe aus den 
Zahlen der yerschledenen Beobachter angegeben. Dabei sind die Werthe 
aus den Versuchen fortgelassen, wo die Beobachter selbst Verunrei- 
nigungen angaben und sich gleichzeitig erhebliche Abweichungen von 
den Ergebnissen anderer Beobachter feststellen lassen. Die beobachteten 
Werthe fflr Eisen beziehen sich auf verschiedenen Oehalt an fremden 
Beimischungen, da jeder Beobachter eine andere Eisensorte benutzte und 
diese Zahlen eigentlich nicht vergleichbar sind. Um aber auch hier eine 
Durchschnittszahl zu gewinnen, ist der Mittelwerth ohne Rücksicht auf 
die Eisensorte gebildet. Hiernach ist im Mittel 

für Kupfer k « 0,918 

„ Eisen k * 0,156 

„ Stahl k — 0,062 bis 0,111 

„Zink k — 0,292 

„ Zinn k — 0,150 

„ Blei k — 0,079 

WftrmeleitungsvermOgen von Stahl und Eisen unter- 
suchte W. Beglinger (Verh. Qewerbfl. 1896, 33); er gelangt zu 
folgenden Schlüssen: 1. Die Resultate zeigen mit Evidenz, dass den ver- 
schiedenen Eisensorten ganz verschiedene WärmeleitungsvermOgen zu- 
kommen. Es ist daher von allergrGsster Wichtigkeit, das k ^) ffir jede 
Sorte zu kennen ; Annahmen zum Voraus dürfen nur als rohe üeber- 
schlagswerthe angesehen werden. — 2. Stahl und Schmiedeisen ergaben 
für k ein viel gleichmässigeres Verhalten als Gusseisen ; wahrscheinlich 
haben andere physikalische Eigenschaften ähnliche Erscheinungen auf- 
zuweisen. — 3. Es ist nicht bestätigt worden, dass das Härten das 
LeitungsvermGgen des Stahles auf fast die Hälfte reducire , im Allge- 
meinen darf allerdings behauptet werden , dass die Härte bei übrigens 
gleichen Umständen das Material etwas schlechter leitend macht, jedoch 
lange nicht in so bedeutendem Maasse, als bisher angenommen wurde. — 
4. Die Verschiedenheit der Bearbeitung durch Schmieden und Walzen 
hat nur in einem Falle, beim Schmiedeisen, erhebliche Diffrenzen für k 
ergeben, nie bei Stahl. Das Oiessen scheint viel grossere und kleinere 
Unregelmässigkeiten zu bedingen. — 5. Die Resultate offenbaren weder 
für ^ . c noch für k und a bestimmte Gesetze. In den gewonnenen Re- 
sultaten schwankt x innerhalb 0,153* und 0,093^; die Extreme sind 
hier wahrscheinlich noch nicht erreicht , da verschiedene Specialitäten 
von Eisen und Stahl nicht vertreten waren, wie Schweissstahl, schmied- 
barer Guss, Weissstrahl, Ferromangan u. dgl. Schmiedeisen und Stahl 



1) k «■ Goefficient der inneren Wärmeleitungsfähigkeit, ^ ■■ die Dichte, 
c ■• die spec. Wärme, x —• Leitungsvermögen in der Seeunde — ^. 



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176 II. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

als Gruppe des schmiedbaren Eisens einerseits, und Ousseisen anderer- 
«eits wiesen dieselben Extreme auf; das Schmiedeisen hatte meistens 
grösseres k als die Flussstahlsorten. Auch im Ousseisen scheint die 
Härte ein etwas kleineres k zu bedingen. 

Herstellung von Eisenlegirungen. Nach F. Schotte 
(D. R. P. Nr. 86 149) haben Versuche ergeben, dass eine gute Legirung 
•des Eisens mit anderen Metallen, insbesondere mit Mangan, Aluminium, 
Nickel, Chrom, Wolfram erzielt wird, wenn diese Metalle im metallischen 
oder auch ganz oder theilweise im oxydischen Zustande mit dem ans 
gepulverter Kohle oder Koks und Kalkbrei bestehenden Kohlungsmittel 
des Pat. 74 819 innig gemischt und dann in der a. a. 0. beschriebenen 
Weise dem Eisen zugesetzt werden. 

Stickstoff im Stahl sollte nach F. W.Harbordu.T.Twynam 
(Am. Man. 59, 585) bei Beurtheilung des Stahles berücksichtigt werden. 
Bessemerstahl-Schienen, während des Gebrauchs gebrochen, hatten folgende 
Zusammensetzung : 

I n 

Kohleustoff 0,458 0,462 

Silicium 0,196 0,112 

Schwefel 0,055 0,088 

Phosphor 0,099 0,078 

Mangan 1,480 0,450 

Ai-senik — 0,036 

Stickstoff 0,027 0,017 

Normale Schienen : 

Kohlenstoff . . 0,377 0,360 0,354 0,335 0,376 

SiUcium . . . 0,046 0,024 0,028 0,026 0,004 

Schwefel . . . 0,052 0,038 0,047 0,050 0,055 

Phosphor . . . 0,061 0,030 0,030 0,049 0,049 

Mangan . . . 0,367 1,150 1,128 0,500 0,990 

Arsenik . . . 0,033 0,012 0,009 0,016 0,016 

Stickstoff . . . 0,017 0,011 0,007 0,012 0,015 

Siemens-Martinstahl, mangelhafte Radreifeti (I, 11) und 
Achsen (III, IV), sowie normale Achsen (V) : 

I n m IV V 

Kohlenstoff . . 0,297 0,302 0,183 0,258 0,220 

Silicium . . . 0,057 0,056 0,034 0,028 0,036 

Schwefel . . . 0,102 0,102 0,074 0,053 0,026 

Phosphor . . . 0,054 0,055 0,049 0,045 0,029 

Mangan . . . 0,875 0,900 0,950 0,750 0,550 

Arsenik . . . 0,027 0,029 0,035 0,027 0,007 

Stickstoff . . . 0,021 0,023 0,019 0,019 0,011 

Tiegelstahl: 

Kohlenstoff 1,050 1,000 1,120 

Silicium 0,034 0,066 0,093 

Schwefel 0,038 0,030 0,027 

Phosphor 0,053 0,042 0,029 

Mangan 0,468 0,618 0,550 

Arsenik 0,009 0,014 0,012 

Stickstoff 0,007 0,009 0,007 



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Eisen. 177 

Basischer Bessemer-Stahl, drei Hitzen, nach 3 Minuten 
Nachblasen (I), nach beendetem Blasen II, nach Ferromanganzusatz (III) : 

I n in 

Kohlenstoff 0,017 0,017 0,100 

Spur Spur Spur 



Silicium 

Schwefel 

Phosphor 

Mangan 

Stickstoff 



0,080 0,047 0,048 

0,760 0,040 0,050 

0,060 0,120 0,450 

0,009 0,011 0,017 



i II m 

Kohlenstoff 0,025 0,032 0,110 

Silicium Spur Spur Spur 

Schwefel 0,120 0,063 0,060 

Phosphor 0,880 0,060 0,075 

Mangan 0,100 0,150 0,420 

Stickstoff 0,010 0,011 0,012 

I n m 

Kohlenstoff 0,032 0,037 0,010 

Siliciiun Spur Spur Spur 

Schwefel 0,109 0,057 0,057 

Phosphor 0,780 0,052 0,070 

Mangan 0,120 0.130 0,375 

Stickstoff 0,010 0;017 0,017 

Verro 8 tungs versuche mit Eisen- und Stahlblechen, 
welche vor 15 Jahren ausgeführt wurden, theilt H. Otto (Z.Ingen. 1896, 
1088) mit Die Beschaffenheit der Kessel- und Schiffsbleche wurde so 
gewählt, dass sie den damals geltenden Lieferbedingungen der Kaiserlich 
Deutschen Marine, des Englischen Lloyds, Germanischen Lloyds u. s. w. 
entsprachen. Alle Bleche, denen die Probestücke entnommen waren, 
wurden sowohl in mehrfachen Proben auf ihre Festigkeit als auch be- 
züglich ihrer chemischen Zusammensetzung auf das genaueste untersucht. 
Die Beihe 1 wurde auf dem Dach eines Fabrikgebäudes aufgehängt, welches 
so sichtbar lag, dass eine stete Beaufsichtigung leicht möglich war. Auf 
einer wagerechten Ebene waren feste Holzgestelle angebracht, an denen 
die Yerrostungsproben in vernickelten Stahlzangen an einem Nickeldraht 
hingen. Die Zangen griffen mit gehärteten Spitzen in leichte Körner- 
schläge ein, welche an dem einen Längsende jeder Platte in der Mitte, 
20 mm vom Rande entfernt, angebracht waren. Von den mit Nickel*- 
draht fest zusammengezogenen Zangenschenkeln führten auseinander- 
gehende Nickeldrahte auf jeder Seite nach dem Boden hinunter, wo sie 
mit Zinknägeln befestigt waren. Ausserdem waren die Zangen noch 
durch Löcher in den Schenkeln auf zwei Längsdrähte gezogen. Die 
Probestücke waren in den ersten 1289 Tagen oder rd. 3*/s Jahren 
722 Tage trockenem Wetter und 567 Tage feuchtem oder vollständigem 
Regenwetter ausgesetzt. Die Versuche begannen im October 1882, 
und im Mai 1886 wurden die Stücke herabgenommen, besichtigt, gewogen 
11.8.W.; imAugust 1887 wurden sie wieder aufgehängt und im März 1894 

Jahrwber. d. ehem. Technologrie. XLII. 12 



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178 II- Öruppe. Chemische Metallurgie. 

endlich endgültig abgenommen. Die Reihe 2 wurde in warmer feuchter 
Luft über dem Rauchkanal einer grösseren Eesselanlage in einem ge- 
mauerten Behälter aufgehängt. Die Platten waren 20 mm von dem einen 
Ende in der Mitte durchbohrt und auf eine Glasröhre gesteckt, die mittels 
eines hindurchgehenden Eisenstabes wagerecht gelagert war ; sie waren 
durch mit Nickeldraht befestigte Qlasstäbchen von einander getrennt. 
Durch ein Rohr wurde Dampf eingeblasen ; dabei wurde durch die Ein- 
führungsöffnung Luft mit angesogen, welche als warme feuchte Luft 
durch ein Rohr in den Rauchkanal abging. — Die Reihe 3 war aufOlas- 
röhren, wie eben beschrieben, in einem eisernen Gestell innerhalb eines 
Vorwärmers aufgehängt, dessen Wasser 70 bis 75 <> hatte. Reihe 4 war 
in einem im Betriebe befindlichen Dampfkessel aufgehängt. Jede einzelne 
Platte wurde in einem gusseisernen Rahmen durch kleine, mittels 
Schrauben angedrückte Glasstäbchen gehalten. Die Rahmen waren an 
einem Rohr befestigt, welches an Flacheisen hing. Die Reihe 5 war in 
einem Steingutgefäss untergebracht, so dass die Platten mit den Längsseiten 
auf zwei Glasröhren standen und durch links und rechts angebrachte Glas- 
röhren gegen umfallen gesichert waren. Alle Proben wurden nach der Ab- 
nahme wiederum sorgfältig gemessen und gewogen, um dasEndergebniss zu 
erlangen. Da die Proben dem Verrosten nicht zu gleicher Zeit ausgesetzt 
worden waren, sondern jede erst, nachdem die betreffende Aufhängung 
fertiggestellt war, so wurden die Ergebnisse aus der Verrostungsdauer vom 
October 1882 bis Mai 1886 auf 1000 Tage Verrostungszeit umgerechnet 
und daraus das Eurvenbild Fig. 29 erhalten. Aus der Betrachtung 
dieses Bildes ergibt sich zunächst, dass der Unterschied in der Abrostung 
zwischen den Proben der ungeglQhten und der ausgeglühten Bleche bei 
den Reihen 1, 2 und 5 im allgemeinen auffallender und grösser ist als 
bei den Reihen 3 und 4. Sodann ist der Unterschied des Abröstens der 
einzelnen Qualitäten am grössten bei der Reihe 2, bei welcher die Probe- 
stücke der Einwirkung warmer feuchter Luft ausgesetzt waren ; über- 
haupt hat hier die bei weitem grösste Abrostung stattgefunden. Es folgt 
in der Höhe der Abrostung die Reihe 5, hierauf die Reihe 1 und dann 
mit ersichtlich weniger Abrostung die Reihen 3 und 4. In warmer 
feuchter Luft ist also die Abrostung am grössten und im Wasser eines 
im Betriebe befindlichen Kessels am geringsten. Unterzieht nuin nun 
jede einzelne Reihe für sich der Betrachtung, mit Reihe 4 : Abrostung 
im Kessel Wasser , beginnend, so muss man sagen, dass hier der Unter- 
schied im Abrosten der einzelnen Materialien unbedeutend ist ; denn er 
schwankt zwischen fast gar keiner Abrostnng des ungeglühten Feder- 
stahlbleohes und 0,50 Proc. Abrostung des ausgeglühten weichen Stahl- 
bleches. Das ausgeglühte Flusseisen-Kesselblech war bis 0,44 Proc. 
abgerostet, das Flusseisen-Schiffsblech nur bis 0,25 Proc. und das 
Schweisseisenblech bis 0,23 Proc. Ein nennenswerther Unterschied ist 
zwischen diesen Materialien bei der Abrostung im Wasser eines im Be- 
triebe befindlichen Kessels mithin nicht vorhandoi. In Reihe 3 : Ab- 
rostung im warmen Speisewasser, hat das Schweisseisenblech ebenfalls 



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Eisen. j^g 

Fig. 29. 



' FlaaMisoi. SohweUMiMB. 

12* 



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180 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

einen Yorsprung gegen das Flusseisenblech ; denn das Flusseisen-Eessel- 
blech rostet bis 1,22 Proc., das Flusseisen-SchifPsblech bis 1,2 Proc., das 
Seh Weisseisenblech dagegen nur bis 1,05 Proc. ab. Jedoch ist der Unter- 
schied auch hier so gering, dass man von fast gleichem Abrosten sprechen 
kann. Bei Reihe 1: Abrostung in atmosphärischer Luft, fangen die 
Unterschiede an, grösser zu werden. Am wenigsten hat das weichste 
Flusseisen-Schiffsblech im ungeglQhten und auch im ausgeglühten Zu- 
stande verloren, nämlich nur 2,80 bis 2,93 Proc, das Flusseisen-Eessel- 
blech bis 4,4 Proc. und das Schweisseisenblech bis 4,6 Proc. Erwägt 
man jedoch, dass das andere Flusseisen-Schififsblech zwischen 3,45 und 
3,95 Proc. abrostete, so wird man auch hier sagen können, dass ein be- 
sonders bemerkbarer Unterschied nicht zu erkennen ist. — Die Ab- 
rostung der Reihe 5, welche die dem künstlichen Seewasser ausgesetzten 
Proben enthält, ist zwar grösser als die der Reihe 1, zeigt aber bis auf 
die eine Probe des ungeglühten harten Schiffsbleches eine grosse Aehn- 
lichkeit mit dieser. Von den Flusseisen-Kesselblechstücken standen 
keine mehr zur Verfügung, weshalb die Kurve mit dem Fl usseisen-SchifTs- 
blech anfangt. Sieht man von der Probe Nr. 9 — ungeglühtes härtestes 
Schiffsblech — ab, so muss man sagen, dass das Flusseisenblech sich so 
ziemlich am besten verhalten hat, und sicher besser als das Schweiss- 
eisenblech. — Bei der Reihe 2 : Abrostung in warmer feuchter Luft, 
treten die grössten Unterschiede auf. Es ist auffallend, dass der feder- 
harte Stahl hier am meisten abrostet, während seine Abrostung im Kessel- 
wasser und im Speisewasser höchst gering war und er sich auch in der 
atmosphärischen Luft fast am widerstandsfähigsten zeigte; seine Ab- 
rostung schwankte zwischen 7,91 und 8,43 Proc. Das Flusseisen- 
Kesselblech rostete nur zwischen 4,17 und 4,31 Proc. ab, das Flusseisen- 
Schiffsblech zwischen 4,35 und 6,45, das Schweisseisenblech zwischen 
5,65 und 7,30. In der Abrostung in warmer feuchter Luft tritt also der 
erste bemerkbare Unterschied zwischen Flusseisen und Schweisseisen 
auf, und zwar zu Ungunsten des letzteren. Entnimmt man der Fig. 29 
zunächst nur die Ergebnisse des Abröstens der ungeglühten Platten und 
sodann auch diejenigen der ausgeglühten Platten für sich, so ist bei den 
ungeglühten Blechen in der Reihe 4 kein Unterschied vorhanden. Die 
Reihe 3 dagegen zeigt, dass das Schweisseisenblech weniger abrostet als 
das Flusseisenblech, wobei der Unterschied zwischen 0,56 und 1,22 Proa 
bleibt. Die Reihe 1 ergibt höheres Abrosten des Schweisseisens als des 
Flusseisens, die Reihe 5 ebenso bis auf das härteste Flusseisen-Schiffs- 
blech, welches eine ungewöhnliche Abrostung zeigt. Die Reihe 2 endlich 
zeigt ganz bestimmt höheres Abrosten des Schweisseisenbleches. Im 
ausgeglühten Zustande zeigt die erste Reihe 4 mehr, dagegen die Reihe 3 
weniger Unterschied als vorher. Die Reihe 1 lässt einen bedeutenderen 
Unterschied in der Abrostung der einzelnen Bleche erkennen, wobei das 
eine Flusseisenblech etwas mehr verloren hat als das Schweisseisenblech. 
Reihe 5, in der leider die weicheren Flusseisenbleche fehlen, zeigt weniger 
Unterschied ; Reihe 2 weist auch hier wieder den grössten Unterschied 



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Eisen. 181 

auf, wobei das Schweisseisenblech mehr Abrostung ergeben hat als das 
Flosseisenblech mit Ausnahme des härtesten Schiffsbleches. — Als man 
die Ergebnisse der besprochenen Verrostungsreihen erhalten hatte, ent- 
sehloss man sich im August 1887, die beiden atmosphärischer Luft und 
warmer feuchter Luft ausgesetzt gewesenen Reihen noch einmal wieder 
unter gleichen Bedingungen aufzuhängen; erst im März 1894 nahm man 
die Proben wieder ab. Die Abrostung war natürlich weiter vorge- 
schritten, gab auch ein etwas verändertes Bild, war jedoch im grossen 
imd ganzen der früheren ähnlich. Die Abrostung in warmer feuchter 
Luft war bei dem einen federharten Stahl am grOssten, nämlich 23,7 Proc. 
im ungeglühten und 24,1 Proc. im ausgeglühten Zustand; dieses Material 
besitzt zugleich den grössten Mangangehalt, nämlich 0,65 Proc. Das 
härteste Flusseisen-Sciiiffsblech, welches 0,59 Proc. Mangan hat, zeigte 
als ausgeglühtes Blech die demnächst grösste Verrostung, nämlich 
19 Proc., dagegen im ungeglühten Zustand nur 15 Proc. Aber auch der 
andere federharte Stahl mit nur 0,29 Proc. Mangan ist der Verrostung 
im nogegltihten Zustand beinahe so weit wie der erste erlegen, nämlich 
mit 21,3 Proc.; ihm etwas überlegen zeigt sich das härteste Husseisen- 
Kesselblech im ungeglühten Zustand, welches noch weniger Mangan- 
gdialt hat, nämlich 0,19 Proc. Hiernach erscheint es doch zweifelhaft, 
ob der Mangangehalt wirklich die führende Rolle spielt. Auch hinsicht- 
lich der Abrostung in der atmosphärischen Luft scheint sich das Gleiche 
zu bestätigen, denn das eine Schweisseisenblech mit 0,15 Proc. Mangan- 
gehalt zeigt im ungeglühten Zustande 18 Proc. Abrostung und überragt 
damit alle anderen Bleche, selbst die mit dem höchsten Mangangehalt, 
bei weitem. Mit dem Kohlen stoffgehalt ist es ebenso, denn die Abrostung 
des kohlenstoffreichsten Stahles ist in warmer feuchter Luft nicht grösser 
als die des härtesten ungeglühten Flusseisen-Eesselbleches mit geringem 
Kohlenstoffgehalt, und die Seh weissei senbleche kommen jenen ziemlich 
nahe. Auch hinsichtlich des Siliciumgehaltes verhalten sich die Proben 
ähnlich ; es kann also nicht mit Sicherheit gesagt werden, welchem Stoff 
die führende Rolle zuzuschreiben ist. — Betrachtet man die Abrostung 
der Bleche im ungeglühten und im geglühten Zustand für sich, so erkennt 
man, dass im ersten Falle die Abrostung in warmer feuchter Luft, wenn 
man von dem weicheren Fiusseisen und dem härtesten Flusseisen-Schiffs- 
blech absieht, keinen grossen Unterschied zeigt; das Fhisseisen- Schiffs- 
blech und das Schweisseisenblech verhalten sich hier fast gleich. Die 
Abrostung in der atmosphärischen Luft zeigt bei diesen Blechen aber ein 
anderes Bild. Das eine Schweisseisenblech steht allen anderen Blechen 
mit seiner Abrostung von über 18 Proc. weit voran, und auch die anderen 
beiden Schweisseisenbleche überholen die Flusseisen-Schiffs- und -Kessel- 
bleche merklich, was in der That beachtenswerth erscheint. Bei den aus- 
geglühten Blechen ist dies ebenso. Die Schweisseisenbleche sind weder 
in warmer feuchter Luft weniger abgerostet als die Flusseisen-Schiffs- 
ond -Kesselbleche, noch in der atmosphärischen Luft. — Die Herstellung 
des Flusseisens hat sich seit der Zeit, als die Versuche ins Leben traten^ 



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132 U* Omppe. Chemische Metallurgie. 

80 schnell und so auffallend vervollkommnet , wie es kaum bei einem 
anderen hüttenmännischen Verfahren der Fall gewesen ist. Die Bleche 
aus dem heutigen basischen Siemens-Martin-Flusseisen haben eine so 
hohe Güte erlangt, dass man das Material, welches vor 15 Jahren erzeugt 
wurde, kaum noch mit dem heutigen vergleichen kann. Dieser Umstand 
ist bei den Schlüssen, welche man heute aus den vorgelegten Versuchen 
ziehen kann, zu berücksichtigen. Aber auch das Schweisseisenblech 
ist in dem genannten Zeitraum ein anderes und weit besseres geworden. 
Dass bei heute in Gang gesetzten Verrostungsversuchen bedeutend andere 
Ergebnisse erhalten würden, ist nicht anzunehmen ; jedenfalls aber wäre 
es falsch, aus Einzelerscheinungen allgemein gültige Schlüsse ziehen zu 
wollen. 



Mangan, Nickel, Kobalt 

Mangantitrationen hatW.S. Thomas(J.Am.Soa 17,5,341) 
nach verschiedenen Methoden ausgeführt Er findet, dass vorläufig die 
Volhard'sche die beste ist; besonders die von L o w vorgeschlagene 
Methode ergäbe Differenzen von 5 Proc. 

Zur maassanalytischen Bestimmung des Mangans 
verwenden J. Reddrop und H. Ramage (Proc. Chem. Soc. 1895, 33) 
das Sehn ei der 'sehe Verfahren, nehmen aber statt Wismuthsuperoxyd 
wismuthsaures Natrium, hergestellt durch Zusammenschmelzen von 
Natronhydrat, basischem Wismuthnitrat und Natriumsuperoxyd imd Aus- 
laugen der Schmelze mit Wasser. 

Für Beurtheilung von Manganerzen empfiehltF. Butt gen - 
bach (Oesterr. Bergh. 1896, 65) die gleichzeitige Ausführung zweier 
Schmelzproben (vgl. J. 1895, 137). Die eine ist mit stark basischer, 
die andere mit möglichst saurer Schlacke anzustellen. Bei der ersten 
geht das reducirbare Mangan in den EisenkOnig , bei der zweiten da- 
gegen alles Mangan als MnO an Kieselsaure gebunden, in die Schlacken 
über. Bei hochmanganhaltigen Erzen ist nicht einmal ein Kalkzu- 
schlag nöthig; die gebildete Schlacke ist ein recht leichtflüssiges 
Mangansi licat. 

Angenommen wird : 

Man arbeite auf einen Erzmöller hin , dessen Gehalt durch vorhergehende 
Analyse wie nachstehend festgestellt ist : 

In Hundert: 

1. Glühverlast (H,0-CO, n. s. w.) 20 

2. Rückstände nach Behandlung mit Salzsäure (SiOj-AljOj u. s. w.) 15 

3. Eisen (Metall) 40 

4. Mangan „ 10 

Man nehme zur Probe I 10 g Erz, 

füge dazu (zur Erzielung einer möglichst basischen Schlacke) 

40 Proc, d. i 4 g Kalkstein 

Gesammtgewicht : 14 g 



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Mangan, Nickel, Kobalt. 183 

Dieses moss nach der Schmelzung ergeben : 

An Schlacke: Alle Rückstände + 15 Proc. — 1,5 g 

den CaO des Kalksteinzoscblages von 40 „ ■- 2,0 g 

Zusammen : 3,5 g 

Gewicht des Eisenkönigs, an Fe 40 Proc. — 4g 

da die Mn-Oxyde reducirt sind, an Mn 10 „ —lg 

Zusammen : 5 g 

Stimmt das gefundene Oewicht mit der aus den Analysenresultaten ge- 
fundenen Berechnung, so ist alles Mn in das Eisen übergegangen. 

Das Resultat der Probe 11 hat zu ergeben bei einem Zuschlage an Kalkstein 
zur Erzieiung recht sauerer Schlacke, es sei 20 Proc. «■ 10 CaO : 

An Rückständen (SiO,-AltO, u. s. w.) 1,5 g 

An CaO des Zuschlages 1,0 g 

Dazu, weil alles Mn verschlackt, an Mn-Oxydule (als Silicate) . . 1,3 g 

Zusammen : 3,8 g 

Eisenkönig (manganfrei) 40 Proc. — 4g 

Vergleicht man nun beide Resultate, so muss fQr den Fall, dass im 
ersten Schmelzsatze alles Mangan der Erze reducirt worden ist, dieses 
6tch als Mangan in dem erzielten Eisenkönig als Uebergewicht zum be- 
rechneten Eisen finden. Dagegen muss in dem Versuchen alles Mangan 
ncfa als Manganoxydul in der erzielten Schlacke als Mehrgewicht der 
onKtolichen Erden und des CaO des Ealksteinzuschlages finden. Daher 
auch im obigen Beispiele statt : 

SiOa -f A1,0, u. s. w ( 2^ i 1,50 g 

und CaO des Zuschlages von 2 g ( ^'^ \ 1,00 g 

noch ao MnO (Mn 10 Proc.) . . 1,30 g 

sich zusammen also : 3,80 g 
Torfinden sollen. 

Man kann stets darauf rechnen, dass bei höchst sauer gehaltener 
Schlacke alles Mangan in diese übergeht. Das Mehrgewicht an MnO in 
der sauren Schlacke muss dem gefundenen Mehrgewicht (als Mn be- 
rechnet) des Eisenkönigs aus dem Versuche bei höchst basischer Schlacke 
entsprechen. Also im obigen Fall 1 g Mangan entsprechend 1,3 g MnO. 
Ist das der Fall, so sind die Manganverbindungen in den Erzen derart, 
dass sie sich im Hochofenbetriebe bei hoch-basischem Schlackenbett ganz 
reduciren lassen und in das Roheisen übergehen werden. Ist das nicht 
der Fall, d. h. stimmen die Gewichte der Zunahme des Eisenkönigs zur 
Berechnung, im Versuche I, als Mangan nicht mit der diesem Gewichte 
als MnO umgerechneten Zunahme des Schlackengewichtes (SiO| Al^Os CaO) 
üb^:^in, so darf angenommen werden, dass ein Theil der Manganver- 
bindnngen der Erze, sich auch im Hochofenbetriebe, bei noch so basischer 
Schlacke, nicht reducirt. — Es bedarf bei Anwendung beider Versuche 
nicht einmal einer vorherigen Feststellung des Mangangehaltes in den 
Erzen durch die Analyse, da der einfache Vergleich der erzielten Schmelz- 
resultate über den reductiblen Theil der Manganverbindungen sicheren 
Aufschluss gibt, welcher durch die Bestimmung des gesammten Mangan- 
gdialtea in den Erzen nicht aufgedeckt wird. Die sorgfältige Aus- 



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184 U* Gruppe. Chenüsche Metallurgie. 

führung der beiden Proben zugleich hat also eine grosse praktische 
Bedeutung und besonders für Werke, in welchen Ferromangan er- 
zeugt wird. 

Mangansilicium, SiMnj, erhielt Vigoureux (Cr. 121, 771) 
durch Erhitzen von Silicium mit Mangan, oder OlQhen eines Gemisches 
von Kohle, Kieselsäure und Manganoxyd im elektrischen Ofen. 

Nickel-Lagerstätten bei Riddles in Oregon bespricht W. L. 
A u 8 1 i n (Z. Geolog. 1896, 203). Das Erz, G e n t h i t genannt, enthält : 

Nickeloxydul 12 bis 29 Proc. 

Thonerde und Eisenoxyd ... 1,3 , 2,5 „ 

Kieselsäure 40 , 63 , 

Magnesia 13 „ 21 , 

Glühverlust 6„ 8, 

Nickeleisenlegirungen. M. Rudeloff (Verh. Gewerbfl. 
1896, 66) berichtet Ober Untersuchungen eines Sonderausschusses des 
Vereins für Gewerbfleiss. Die Analysen zeigten, dass der Zusatz voa 
Nickel beim Umschmelzen von Eisen den Gehalt des letzteren an fremden 
Bestandtheilen nicht nennenswerth beeinflusst, dass aber die im Nickel 
enthaltenen fremden Bestandtheile nach dem Umschmelzen zum grössten 
Theil auch in der Nickeleisenlegirung sich vorfinden. Der Ausdehnungs- 
co^ffizient der untersuchten Stäbe nahm mit wachsendem Nickelgehalt 
bis zu etwa 16 Proc. Nickel beständig ab, war dagegen bei der Legirung 
mit 98 Proc. Nickel grösser als bei annähernd reinem Eisen. Die Festig- 
keit wächst anfänglich annähernd proportional mit der Zunahme des 
Nickelgehaltes bis zu etwa 10 Proc.; hierauf nimmt bei Vermehrung des 
Nickelgehaltes bis zu 30 Proc. die Festigkeit stark ab. Durch höheren 
Nickelgehalt erleiden die Spannungen an der Proportionalitätsgrenze und 
Streckgrenze noch eine geringe Abnähme, dagegen liegt die Bruch- 
spannung bei 60 Proc. Nickelzusatz wieder höher als bei 30 Proc. und 
nimmt dann nochmals in geringem Maasse ab. Die Bruchdehnung geht 
anfänglich mit wachsendem Nickelgehalt stark zurück, ist bei 16 Proc. 
Nickelgehalt fast gleich Null, steigt dann allmählich wieder, erreicht bei 
60 Proc. Nickel den höchsten Werth und nimmt dann mit wachsendem 
Nickelgehalt abermals ab. Die Erhöhungen der Spannungen durch den 
Nickelzusatz ist am grössten fQr die Proportionalitätsgrenze ; sie beträgt 
bei 8 Proc. Nickelgehalt 280 Proc, gegen 203 Proc. fQr die Streckgrenze 
und nur 73 Proc. für die Bruchspannung. Bei etwa 0,5 Proc. Nickel 
war das Material blasig, von 1 bis 3 Proc. dicht; darüber hinaus ging 
das bisher feinschuppige Geföge in körnig-krystallinisches und schliess- 
lich in nadel förmig- krystallinisches über. Eine Ausnahme bildeten die 
Blöcke mit 60 Proc. Nickel, welche wieder feinschuppiges Gefüge zeigten. 
Die Druckfestigkeit nimmt mit steigendem Nickelgehalt bis zu 16 Proc. 
zu und die Formänderungsfähigkeit unter Druck ab ; beide ändern sich 
fast proportional mit dem Nickelgehalt. Bei weiterer Vermehrung des 
letzteren geht die Festigkeit zimächst wieder schnell zurück, erreicht 
schon bei Gegenwart von 30 Proc. Nickel den Werth für das reine Eisen 



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Mangan, Nickel, Kobalt 185 

wieder und nimmt dann noch weiter langsam ab, sodass die Festigkeit 
bei 94 Proc. Nickelgehalt nur noch 50 Proc. von der des reinen Eisens 
beträgt. Die Fonnänderungsföhigkeit unter Druck nimmt zwischen 
16 und 30 Proc. Nickelgehalt wieder zu, fällt dann bis 60 Proc. nochmals 
etwas und erreicht schliesslich bei dem 98proc. Nickel wieder etwa den 
gleichen Werth wie bei der 30proc. Legirung. Beim Stauchen nimmt 
dieFonnänderungsfahigkeit mit wachsendem Nickelgehalt bis zu 16 Proc. 
ab, erreicht bei Gegenwart von 30 Proc. Nickel annähernd den gleichen 
Werth wie bei dem ohne Nickelzusatz gegossenen Material, ist bei 60 Proc. 
Nickelgehalt wieder etwas geringer und schliesslich bei der 98proc. 
Nickellegirung etwa so gross wie bei der 30proc. 

Nickellegirungen. Schmied- und Walzversuche von R udelof f 
und H. Wedding (Verh. Qewerbfl. 1896, 254) ergaben, dass die 
Legirungen mit 0,5 bis 16 Proc. Nickel meist gut schmiedbar, sowie 
auch ziemlich gut walzbar waren ; bei höherem Nickelgehalt wurden die 
Proben rissig. 

Nickelstahlhat nach H.Campbell(0e8terr.Bergh. 1896,272) 
grossere Reissfestigkeit und Elasticität als schmiedbarer Stahl. 

Nickelstahl. Nach Schrey (Glasers Ann. 1896 Nr. 453) 
eignet sich Nickelstahl wegen Festigkeit, Härte, Zähigkeit u. s. w. zu 
Schiffswellen und anderen Achsen, zu Kessel- und anderen Blechen 
(Kruppös Nickelstahlbleche zeigen Bruchgrenzen von 62 k/qmm, hoch- 
procentige Nickellegirungen für Schiffsbekleidungen (welche die Magnet- 
nadel nicht ablenken und nicht rosten, während nickelärmere ersteres 
thun und leichter rosten), zu Propellern, Draht zu Torpedoschutznetzen, 
Dynamomaschinen, Geschützen, Gewehrläufen, Wagenkuppelungen, Ge- 
triebe- und Steuerungstheilen, Fahrradtheilen, Werkzeugen und endlich 
zu Gegenständen, bei welchen Zähigkeit und Härte von ausschlaggebender 
Bedeutung sind. 

Nickelstahl empfiehlt Wiggin (Berghzg. 1896, 221) zur Her- 
stellung von Dampfkesseln, Panzerplatten u. dgL 

NickelgewinnunginAmerikabesprichtG. Kroupa(Oe8terr. 
Bergh. 1896,469) nach R o t h w e 1 T s Mineral Industry. Die „Sudbury "- 
Erze (Ontario, Canada) sind nickel- und kupferhaltige Magnetkiese (Pyr- 
rhotin), welche im Mittel 3 Proc. Nickel und etwas über 3 Proc. Kupfer 
halten. Die Verarbeitung dieser Erze geschieht nach den in der an- 
gezogenen Quelle enthaltenen Angaben von Titus Ulke nach folgendem 
Schema: (siehe S. 186). 

Zum Aufbau der Rösthaufen wird zunächst ein 22,5 cm dickes 
BOstbett aus Scheitholz hergestellt. Auf das Röstbett wird je nach der 
flöhe des Haufens 1,5 bis 4,5 m hoch grobes Erz gestürzt, worauf eine 
Lage von kleinerem Erzkom folgt. Schliesslich wird der Rösthaufen 
auf allen freien Seiten mit einer etwa 15 cm dicken Decke aus Schlichen 
versehen. Zur Errichtung eines Rösthaufens sind je nach seiner Grösse 
600 bis 3000 t Erze nothwendig. Die Brenndauer der Rösthaufen hängt 
in erster Linie vom Schwefelgehalte ab und schwankt zwischen 6 bis 



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186 



U. Gruppe. Chemische Metallurgie. 
I. Rösten in Hänfen. 



MAteriAÜen 



1. Ens (Qries) in Röst- 
haufen. 



2, Brennholz (Scheit- 
holz). 



Process 



1. Ein grosser Theil des 
Schwefels wird zu 
schwefliger Sttnre 
oxydirt. 

2. Ein grosser Theil des 
Eisens wird zu Eisen- 
oxydul und Eisen- 
oxyd oxydirt. 



Producte 



1. Die entweichenden 
Gase. 



2. Zum Theil entsohwe- 
feltes Erz. 



3. Geröstete Erze von 
der ersten Manipu- 
lation. 



IT. Rohsteinschmelzen. 
1. Die Gangart (zumeist 
Quarz) verbindet sich 
mit dem Oxyde des 
Eisens zu Schlacke. 



2. Nickelhttlt. Schlacke 
von der zweiten und 
dritten Manipulation. 



III. Bessemern des 

1. Der Rohstein von der 
vorhergehenden Ma- 
nipulation. 

2. Quarz. 

3. Gebläseluft (gepresst 
durch den geschmol- 
zenen Stein). 



Schlacke, die nur in 
dem Falle, wenn sie 
reicher an Nickel ist, 
durch Schmelzen zu- 
rückgegeben wird. 
Ein aus den Schwefel- 
verbindungen des 
Kupfers, Nickels und 
Eisens bestehender 
Stein , welcher zur 
nächsten Manipula- 
tion geht. 

Rohsteines auf Conoentrationsstein. 

1. Schlacke, die nur 
dann repetirt wird, 
wenn sie viel Nickel 
hält. 



2. Der vorhandene 
Schwefel geht in Ver- 
bindung mit den vor- 
handenen Metallen 
über. 



1. Ein Theil des Schwe- 
fels und fast das ganze 
vorhandene Eisen 
werden oxydirt. 



2. Kieselsäure (des 

Quarzes) verbindet 
sich mit dem Oxyde 
des Eisens. 



2. Concentrationsstein, 
welcher sehr wenig* 
Eisen hält und reich 
an Kupfer ist. 



20 Wochen, wobei der Schwefelrückhalt etwa 7 Proc. beträgt Während 
des Röstens wird das Eisen grösstentheils zu Eisenoxydul oxydirt und 
das Gefüge des das Ganggestein bildenden Diorits vollständig aufge- 
lockert. Wie aus dem Schema zu ersehen ist, werden die gerösteten 
Erze dem Rohsteinschmelzen unterworfen. Hierzu wird gewöhnlich der 
Herres hoff sehe Wassermantelofen verwendet, welcher einen ovalen 
Querschnitt besitzt, dessen grosse Achse 1,98 m und die kleine Achse 
0,98 m gross ist. Der Wassermantelofen ist, wie gewöhnlich, aus 
Kesselblechen hergestellt und besitzt bis zum Gichtboden eine Höhe von 
2,75 m. Die Breite des Wasserraumes beträgt 5 cm. Der Ofen ist mit 
einem gekühlten fahrbaren Vorherd versehen, welcher mit feuerfesten 
Steinen ausgefüttert ist. Die Durchsetzmenge eines Ofens beträgt für 
24 Stunden 125 t, wobei eine Steinmenge von 15 t entsteht. Von den 
zwei beständig im Betriebe stehenden Schachtöfen wird der Stein in 
konische Töpfe abgestochen, in welchen er bis zum Erkalten stehen ge- 



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Mangan, Nickel, Kobalt. 187 

lassen wird, üeber dieSohlackenrinne des Yorherdes fliesst die Schlacke 
ununterbrochen in ein in die Hüttensohle eingelassenes Qerinne ab, wo 
durch einen Wasserstrahl unter grossem Drucke die Granulation, sowie 
das Wegschaffen der Schlacke stattfindet. Der Schmelzprocess soll sehr 
ökonomisch sein, da in dem Erze die nothwendigen Schlackenbildner 
vorhanden sind und deshalb die Kosten der Zuschläge erspart werden. 
Zum Schmelzen sind ungefähr 15 Proc. Connellsville-Koks noth wendig 
und entspricht 1 Th. Koks rund 0,9 Rohstein. Im grossen Durchschnitte 
hat der Nickelrohstein folgende Zusammensetzung: Kupfer 20 Proc, 
Nickel 18 bis 23 Proc., Eisen 25 bis 35 Proc., Schwefel 20 bis 30 Proc. 
Der Nickelhalt wechselt in ziemlich weiten Grenzen, weil man bemüht 
ist, denselben dem Wunsche der Käufer anzupassen. Einige derselben 
verlangen einen höheren Kupferhalt und einen niederen Nickelhalt, 
während wieder andere gerade das Gegentheil wünschen. Durch Klauben 
der Erze hat man es in der Hand, einen Stein bis mit 52 Proc. Nickel 
zu erzeugen. — Der Kieselsäurehalt lässt sich durch Gattiren der Erze 
auf 25 bis 35 Proc. bringen. Die Alkalien und alkalischen Erden des 
Oangge8teins(Diorit) ersetzen bei der Schlackenbildung das Eisenoxydul, 
was auf die Beschaffenheit der Schlacke von günstigem Einfluss ist. Da 
die Koks in Ganada verhält nissmässig theuer sind, so würde ein Versuch 
mit dem „reinen Kiesschmelzprocess'^ sehr nahe liegen, wenn nicht die 
Wahrscheinlichkeit eines grösseren Nickelverlustes durch die leichtere 
Oxydation desselben Bedenken erregen würde. — Auf den Werken der 
Canadian Copper Company in Sudhury wird der Nickel-Rohstein con- 
centrirt bez. raffinirt. Diese Arbeit wird in Birnen ausgeführt. Es 
sind zu diesem Zwecke drei Birnen aufgestellt, von welchen die eine im 
Betriebe steht, während die zweite mit frischem Futter versehen wird 
und die dritte für eine neue Hitze fertig vorbereitet steht. Der Rohstein 
wird umgeschmolzen und in diesem Zustande ähnlich wie beim Kupfer 
in die Birne geleitet. In der so eingerichteten Bessemeranlage werden 
in 24 Stunden ungeföhr 25 t Rohstein verarbeitet, wobei beiläufig 15 t 
Concentrationsstein fällt. Durch das Verblasen in den Birnen wird fast 
das ganze Eisen des Rohsteines vernchlackt und der Schwefelhalt bis auf 
15 bis 5 Proa herabgesetzt. Das Kupfer wird in dem Spurstein auf 
45 Proc. und Nickel auf 40 Proc. angereichert. Zur Beurtheilung des 
Prooesses und zur Ermittelung der Dauer des Blasens gibt es kein 
äusseres Mittel, so dass die Qualität der Arbeit nur von der Leitung des 
Prooesses abhängig ist Dass man in Sudbury bereits Erfahrung erlangt 
hat, geht daraus hervor, dass die beim Verblasen eines 20proc. Steines 
auf 40proc. Spurstein fallenden Schlacken nur ungefähr 3,5 Proc. Nickel 
und 2 Proc. Kupfer halten. Diese Schlacken werden der Schachtofen- 
arbeit zurückgegeben. Um den Transport des Concentrationssteines zu 
erleichtem, wird er aus der Birne in Platten von 1 qm Fläche und einer 
Dicke von 7,5 cm gegossen ; das Gewicht einer solchen Platte beträgt 
675 k. Der durch Bessemern erzengte Concentrationsstein hat im Mittel 
folgende Zusammensetzung: Kupfer 43,36 Proc, Nickel 39,96 Proc., 



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188 



11. Gmppe. Chemische Metallurgie. 



Eisen 0,3 Proc., Schwefel 13,76 Proc., Silber 7 Unzen (0,024 Proc.) und 
Gold 0,1 bis 0,5 Unzen (0,00034 bis 0,0017 Proc.) prot — Die weitere 
Verarbeitung des Concentrationssteines in den Vereinigten Staaten richtet 
sich insbesondere darnach, ob eine Eupfernickellegirung oder 
aber Nickeloxyd und metallisches Nickel verlangt werden. Für 
den ersteren Zweck wird der Concentrationsstein zunächst behufs Ent- 
schwefelung geröstet und dann entweder mit Holzkohle oder mit redu- 
cirenden Oasen direot auf genannte Legirung reducirt Letztere wird 
raffinirt und hält 50 Proc. Kupfer, 49 Proc. Nickel und kleine Mengen 
Ton Silicium, Eisen und Kohlenstoff. Diese Legirung wird im Handel 
mit „50 — 50*' bezeichnet und findet zumgrossen Theile zur Darstellung 
des Neusilbers ihre Verwendung. Sie hat einen niederen Schmelz- 
punkt, und ihre Verwendung bietet insofern einen ökonomischen Vortheil, 
als zur Darstellung des Neusilbers nur noch ein Zinkzusatz nothwendig 
ist. — Handelt es sich jedoch darum, den Concentrationsstein auf Nickel- 
oxyd oder metallisches Nickel zu verarbeiten, so wird zur Trennung des 
darin enthaltenen Kupfers der „Orford"-Process benützt Die Trennung 
der im Concentrationssteine zum grössten Theile als Halbschwefelmetalle 
vorhandenen Metalle geschieht nach folgendem Schema : 





I. 


Concentrations-Sohme 


Izen. 




Materialien 




Keactionen 


Producte 


1. 


Concentrationsstein. 




1. Natriumsulfat wird 
EU Natriumsulfid re- 
ducirt. 


1. 


Sog. ^Köpfe« (tops). 
welche den oberen 
Theil der Schmelz© 


2. 


Rohes Glaubersale. 




2. Ein Tbeil des Kupfers 
und des Eisens ver- 




bildend, aus einem 
stark kupfer- und 
eisenhaltigen Stein 


3. 


Koks. 




bindet sich mit dem 
Sohwefelnatrium. 


2. 


bestehen; sie gehen 
zur II. Arbeit. 
„Bottoms'' oder Bö- 
den, welche aus einem 
stark nickelhaltigen 
Stein bestehen; und 
zur III. Arbeit wan- 
dern. 



II. Verschmelzen der Kdpfe. 



1. Verwitterte „Köpfe" 
Ton der I. und III. 
Arbeit. 

2. Concentrationsstein. 

3. Koks. 



Das in den Köpfen ge- 
bildete Aetznatron 
entzieht dem Concen- 
trationsstein einen 
Theil seines Schwe- 
fels und liefert Schwe- 
felnatrium, welches 
wie bei der I. Arbeit 
mit einem Tbeil des 
Knpfers und des 
Eisens die Entstehung 
der Köpfe verursacht. 



1. „Köpfe** wie bei der 
I. Arbeit. 



2. „ Böden ** wie bei der 
I. Arbeit. 



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Mangan, Nickel, Kobalt. 
III. Verscbmelzen der Böden. 



189 



Materialien 


Reactionen 


Prodncte 


1. 


BSden von der I. und 


1. Natrinmsnlfat wird 


1. 


„Köpfe, welche zur 




U. Arbeit. 


EU Natrinrosulfid re- 
dncirt. 




II. Arbeit gelangen. 


t. 


Rohes Glanbersalz. 


2. Der weitaus grösste 
Theil des Kupfers u. 


2. 


Stark nickelhaltige 
Sulfide, welche zur 


8. 


Koks. 


des Eisens wird dnrcb 
das Schwefelnatrium 
in Schwefel Verbin- 
dungen überführt. 




nächsten Arbeit wan- 
dern. 



IV. 
1. Sulfide von der vor- 
hergehenden Arbeit. 



2. Sand. 



8. Brennstoff. 



1. Schwefelnickel von 
der vorhergehenden 
Arbeit. 

2. Kleine Mengen von 
Salpeter. 

8. Brennstoff. 

4. Kleiner Salzzuschlag. 



Entfernung des Eise 

1 . Der grösste Theil des 
Eisens und etwas von 
Nickel wird ozjdirt. 

2. Die Kieselsäure ver- 
bindet sich mit den 
Oxyden. 

8. Das Nickel hält sei- 
nen Schwefel zurück. 

V. Entschwefelung. 

1. Schwefel und Nickel 
werden gänzlich oxy- 
dirt. 

2. Die kleinen Mengen 
Kalk (von anhaften- 
dem Kalksulfid an 
Schwefelnickel) wer- 
den in CaCli über- 
führt. Vom letzteren 
wird das Nickeloxyd 
durch Waschen be- 
freit. 



1. Eine grösstentheils 
aus Eisensilicat be- 
stehende Schlacke, 
welche bei kleinem 
Nickelhalte über die 
Halde gestürzt wird. 

2. Nickelsulfid, welches 
der nächsten und 
letzten Arbelt über- 
geben wird. 



1. Entweichende Gaser. 



2. Nickeloxyd, welches 
entweder zur Nickel- 
stahlfabrikation ver- 
wendet oder aber auf 
Reinmetall reducirt 
wird. 



Das Schmelzen des Concentrationssteines und der Böden mit rohem 
Glaubersalz geschieht in Schachtöfen. Der Zuschlag des Natriumsulfats 
muss so geregelt werden, dass das meiste Kupfer und Eisen in Sulfide 
fiberfQhrt wird. Letztere Schwefelverbindungen bilden mit der im 
Schachtofen ebenfalls entstandenen Soda eine leichtflüssige Schmelze, 
welche sich von dem schwereren Schwefelnickel leicht trennt, indem 
sie die sog. „Köpfe^^ bildet, während das Schwefelnickel sich in den 
„Böden" (bottoms) ansammelt. Die Trennung der Schwefelverbindungen 
im geschmolzenen Zustande erfolgt nach dem spec. Gewichte, wodurch 
eine Anreicherung der Steine herbeigeführt wird. Die von den Böden 
abgetrennten Köpfe werden dem Einflüsse der Atmosphäre ausgesetzt, 
wobei in denselben durch den Verwitterungsprocess Aetznatron entsteht. 



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190 U. Gruppe. Chemische Metallargie. 

Diese Köpfe werden dann wieder mit Concentrationsstein umgeschmolzen, 
wobei das Aetznatron einen Theil des im Stein enthaltenen Schwefels 
aufnimmt und mit dem vorhandenen Kupfer und Eisen Schwefel- 
verbindungen entstehen Iftsst, die sich in Folge ihres kleineren spec. 
Gewichtes in dem oberen Theile der Schmelze ansammeln , während das 
Nickel in halbmetallischem Zustande zum Boden fällt Die so ent- 
standenen „Böden" werden dann nach dem Schema weiter behandelt, 
wobei man schliesslich reines Schwefelnickel erhält, welches durch 
Röstung in Nickeloxyd überführt wird. — Die ,,Canadian Copper Com- 
pany" erzeugt jetzt in ihrer in der Nähe von Cleveland (Ohio) gelegenen 
Rafßniranstalt ein dichtes Nickel , welches durch unmittelbares reduci- 
rendes Schmelzen des Oxydes erhalten wird. Auf der World's Columbian 
Exposition in Chicago war ein in den Cleveland's Werken erzeugtes 
2025 k schweres Oussstück ausgestellt, dessen Zusammensetzung wie 
folgt angegeben war: Nickel 98,78 Proc., Eisen 0,301 Proc, Schwefel 
0,068 Proc., Kupfer 0,76 Proc., Silicium 0,19 Proc., Kohlenstoff und 
Zinn wurde nicht vorgefunden. — Nach ulke wurden i. J. 1893 aa 
Nickel 2 912 561 Pfund im Werthe von 799 729 Dollars und i. J. 1894 
4 223115 Pfund im Werthe von 818 869 Dollars erzeugt ffiervoa 
waren 10 bis 15 Proc. als metallisches Nickel und dasüebrige entweder 
Oxyd oder verschiedene Salze. 

Bessemern von Nickels te in. Edwards (Eng. Min. 
2. Mai 1896) beschreibt das Verarbeiten von Nickelstein auf der Nickel- 
hütte im Sudburydistrict in den Jahren 1891 bis 1894. Die Hütte hat 
zwei Schmelzöfen und die Birnen sind von der Manhes'schen 
Construction. Die leichtschmelzbaren Magnetkiese enthalten nach dem 
Rösten im Durchschnitte 2,4 Proc. Nickel und 1,2 Proc. Kupfer. Die 
Schlacke vom Schmelzofen, die hauptsächlich aus Eisensilicat besteht, 
enthält 0,1 Proc. Ni, während der Stein aus 10 bis 15 Proc. Ni, 5 bis 
7,5 Proc. Cu und 65 bis 75 Proc. FeS besteht. Derselbe fliesst direct 
aus dem Schmelzofen in die Birne mit 12 Düsen. Neu ausgefüttert fasst 
sie 1,5 t, dagegen bei schon ausgefressenem Futter 3 t. (Berghzg. 1896, 
382.) — In ökonomischer Beziehung ist das Futter der Birne inso- 
fern wichtig, als es die zur Bildung einer aus Eisensilicat bestehenden 
Schlacke nöthige Kieselsäure liefern muss, und besteht aus einem Qe- 
menge von Thon und Quarz. Der geschmolzene Stein wird im Herde des 
Schmelzofens angesammelt und fliesst beim Abstechen durch eine mit 
Thon ausgefütterte eiserne Rinne in die Birne. Zuerst bläst man Wind 
mit einer Pressung von 0,35 Atm. Es entsteht dann an der Oeffnung 
der Birne ein prächtiges Funkensprühen, ohne von einer Flamme oder 
von Rauch von einiger Bedeutung begleitet zu sein. Dieses Fnnken- 
sprühen ist am Anfange am heftigsten, weit heftiger als später bei einer 
Pressung von 0,5 Atm. Dasselbe dauert gewöhnlich 5 bis 10 Minuten, 
kann aber länger dauern, wenn das Schwefeleisen mehr als 70 Proc. 
der Beschickung beträgt. Femer steigt die Intensität des Sprühens mit 
der Höhe der Anfangstemperatur und dem Gewichte der Beschickung. 



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Mangan, Nickel, Kobalt 19 1 

Dasselbe kann so lebhaft nverden, dass die Pressung zuweilen bis auf 
0,25 Atm. herabgedrückt werden muss. Auch kann man die DQsen höher 
stellen, damit der zu überwindende Widerstand geringer wird. Die 
besten Resultate wurden erzielt, wenn der Stein 75 cm über den Düsen 
stand, in einzelnen Fällen mussten die Düsen aber so hoch gestellt 
werden, dass die Höhe des darüberstehenden Steines nur 50 cm betrug. 
Um die in Bewegung befindlichen Massen zu beruhigen, wurde auch 
kalter Stein der Masse zugesetzt, und man ist bis zu 30 Proc. des Ge- 
wichtes der Beschickung gegangen, welche Menge von der sich ent* 
wickelnden Hitze geschmolzen wurde. — Im zweiten Stadium des 
Processes erscheinen weisser Rauch und Flamme. Die Pressung wird 
bis auf 0,5 Atm. erhöht und die Düsen werden so tief wie möglich in 
den Stein hineingestellt. Die Temperatur des Postens beginnt nun 
schnell zu steigen, und ein Theil des Schwefels scheint als SOj zu ent- 
weichen, während, wenn die Temperatur ihr Maximum erreicht hat oder 
nur noch wenig steigt, die Menge der SOg abzunehmen oder ganz zu 
verschwinden scheint. SO^ entweicht natürlich die ganze Zeit hindiurch 
in reicheren Mengen. Die Flamme ist zuerst roth, aber bei steigender 
Temperatur wird sie blau oder grün, je nach der Temperatur und der 
Grösse des Postens. So lange die Flamme roth ist oder einen rothen 
Saum hat und so lange noch weisser Rauch mit der Flamme gemischt 
ist, befindet sich noch eine beträchtliche Menge nicht oxydirtes Msen 
in der Birne; da aber beide Erscheinungen aufhören, wenn der Prooess 
erst bis zur Hälfte beendet ist, so geben sie zur BeurtheUung desselben 
keinen Anhalt. Bei fortschreitendem Processe vermindert sich der Rauch 
und hört schliesslich ganz auf, während die Flamme eine durchscheinend 
blaue oder grüne Farbe annimmt, die bis zu Ende bleibt Dieses Ende 
schliesst man nun hauptsächlich aus merkbarer Abnahme der Temperatur 
nicht allein der Flamme, sondern auch der Theilchen, die aus der Birne 
herausgeworfen werden, und aus dem Erscheinen dieser Theilchen, 
welche allmählich immer kälter werden und zuletzt als Schalen von 
Handgrösse erscheinen. Die Düsen werden alsdann über die Oberfläche 
des Steines gehoben und das Gebläse abgestellt. Man lässt einige 
Minuten hindurch Stein und Schlacke sich trennen , kippt dann den Con- 
verter um und giesst Schlacke und Stein in besondere gusseiseme Töpfe 
derart, dass der Stein möglichst frei von Schlacke ist. Der angereicherte 
Stein enthält nun in der Regel wenig Schwefeleisen, zuweilen weniger 
als 2 Proc. Die Schlacke ist ein Eisensilicat, das seine Kieselsäure aus 
dem Futter der Birne genommen hat. Das Futter hält 5 bis 7 Be- 
schickungen aus, bevor es erneuert zu werden braucht, und es genügt 
dann, frischen Quarz und Thon einzustampfen, ohne das alte Futter zu 
entfernen, da eine hinreichend innige Verbindung zwischen altem Futter und 
neuer Masse durch das Einstampfen erzielt wird. Es oxydirt sich nur eine 
ganz unbedeutende Menge Nickel und der Gehalt von Kupfer und Nickel in 
der Schlacke rührt von eingeschlossenen Steintheilchen her. — Die Produkte 
vom Bessemern haben nun Zusammensetzung: a) Stein: 63,8 bis 64,9 Proa 



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192 II. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Schwefelnickel, 32,1 bis 33,8 Proc. Schwefelkupfer, 1,3 bis 3,8 Proc. 
Schwefeleisen. b) Schlacke: 66,6 bis 67,1 Proc. FeO, 27,9 bis 28,5 
Proc. SiO,, 0,8 bis 1,1 Proc. Cu, 1,6 bis 1,9 Proc. Ni, 0,4 bis 0,5 Proc. 
Schwefel. Während Nickel fast gar nicht verschlackt wird , verschlackt 
sich etwa vorhandenes Kobalt vollständig, so dass man durch diesea 
Process ein bequemes Mittel hat, beide Metalle zu trennen. Zink, 
Antimon und besonders Arsen werden vollständig verflttchtigt. Wis- 
muth, Silber und Gold sammeln sich im Steine an. Bei Verarbeitung' 
eines Haufens sehr kupferreichen Erzes , das ungefähr 8 Proc. Kupfer 
und 1,5 Proc. Nickel enthielt, wurde in der Birne eine Legirung erzielt, 
die 76 Proc. Kupfer und 15 Proc. Nickel enthielt. Ein anderer, von 
dem ersten etwas abweichender Haufen Erz gab eine Legirung mit 
68 Proc. Kupfer imd 28 Proc. Nickel. Yerschiedene mit Sorgfalt an- 
gestellte Versuche mit ähnlichem Materiale berechtigen zu der Hoffnung, 
dass man bei entsprechenden Aenderungen ohne Schwierigkeit Legirungen 
herstellen kann , welche zur Hälfte aus Nickel und zur Hälfte aus Kupfer 
bestehen , oder solche mit 2 Th. Nickel und 1 Th. Kupfer. Die Haupt- 
änderung würde darin bestehen, dass man die Birne grösser macht, 
80 dass sie einen Posten von 5 t fasst Man erhält dann eine grossere 
Menge Wärme und dadurch die für die Nickellegirung erforderliche 
Temperatur. — Sämmtliche Schlacke wird beim Erzschmelzen im 
Schachtofen zugeschlagen und es muss daher dahin gestrebt werden, so 
wenig als möglich Schlacke zu erzeugen. Man sollte nun meinen , dass 
dieses am besten durch ein basisches oder wenigstens neutrales Futter 
der Birne erreicht würde. Es haben aber dahin schlagende Ver- 
suche kein günstiges Resultat geliefert, und es liegt wohl der Hauptgrund 
des Misslingens darin, dass der Process zu sehr verlangsamt wird; 
denn z. B. ein normaler Posten, bei welchem bei gewöhnlichem quarzigen 
Putter das Verblasen 50 Minuten dauerte , konnte bei einem Kalkfutter 
erst in 1,5 Stunden fertiggestellt werden. Durch solche Verzögerung 
wird die Leistungsfähigkeit der Bessemeranlage fast auf die Hälfte 
herabgedrückt , während die laufenden Kosten für Arbeitslöhne und für 
Dampf dieselben bleiben. 

Atomgewicht des Kobalts bestimmten W. Hempel und 
H. Thiele (Z. anorg. 11, 73) zu 58,765 (0 — 15,96). 

Alnminjqm. 

Zur Herstellung von Doppelsulfiden des Alumi- 
niums für die Elektrolyse wird nach D. A. Peniakoff (D.R.P. 
Nr. 86 523) ein Gemisch von Thonerdesulfat mit einem Schwefelmetall 
(Alkali- und Erdalkalisulfiden , Zinksulfid oder Mangansulfid) oder dessen 
Polysulfid der Einwirkung der Hitze ausgesetzt : 

AlalSOi), -t- 6MS = AljS,, 3MS + 3MSO4. 

Diese Reaction wird durch die Gegenwart von einer Schwefeldampf- 
atmosphäre bedeutend befördert und das während der Reaction sich 



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Aluminium. 193 

bildende Sulfat wird durch die Schwefeldämpfe in die ursprüngliche 
Sulfidverbindung übergeführt, so dass man grössere Mengen Thonerde* 
suliat mit verhältnissm&ssig kleinen Mengen von Metallsulfiden be- 
arbeiten kann : 

Alj{S0|)3 + 3 MS + 6 S — AljS,, 3 MS + 6 SO,. 

Bei der Durchführung dieses Verfahrens hat sich gezeigt , dass die 
anzuwendenden Metallsulfide sich durch leicht sulfirbare Yerbindungen 
(wie es z. B. Carbonate und Sulfate sind) ersetzen lassen und dass, statt 
Gemischen von Thonerdesulfat mit Alkalisulfat , man die entsprechenden 
Doppelsalze (Alaune) anwenden kann. Entsprechend dem Thonerde- 
Sulfat verhalten sich Magnesiumsulfat und Chromsulfat (-alaun), so dass 
man bei Behandlung von Oemischen derselben Aluminiumchromdoppel- 
sulfid oder Aluminiummagnesiumdoppelsulfid erhält — Die sorgfältig 
entwässerten Salze werden innig gemischt , wobei manchmal von Nutzen 
ist, die Masse in Kugeln oder Briketts mittels der gewöhnlichen 
Klebemittel (z, B. Theer) zu formen. Das so vorbereitete Material wird 
in einem geeigneten Raum, in dem man von Zeit zu Zeit Schwefel 
hineinführt, erhitzt. — Für die Electrolyse ist ein leicht schmelzbares 
Product noth wendig, welches man dadurch erhält, dass man die 
Materialien den Moleculargewichten A1,(S04)8 -f- 3MS entsprechend 
anwendet. Ist dagegen ein schwer schmelzbares Product erwünscht, 
so wird von dem Sulfid bedeutend weniger (etwa den Moleculargewichten 
Alf(S04)| -{- 2 MS oder gar Al^f 804)1 "l" ^^ entsprechend) genommen. 

Zur Darstellung von Schwefelaluminium verwendet 
D. A. Peniakof f (D. R. P. Nr. 87 898) entspr. Pat. 79 781 (J. 1895, 
203) statt Aluminiumsulfat andere Aluminiumsalze. Wendet man z. B. 
wasserfreies Thonerdeorthophosphat an, so verläuft die Reaction ent- 
sprechend der Gleichung 

2 AIPO« -f 4 CS, «=- A1,S| -f PjSs + 4 CO,. 

Bei Anwendung von Salzen mit metallischen Säuren, wie z. B. 
Chromaten, Manganaten u. s. w., erhält man ein Schwefeldoppelsalz 
von Aluminium und dem die Säure bildenden Metall , z. B. Aluminium- 
Chromdoppelsulfuret, Aluminium-Mangandoppelsulfuret u. s. w. Schliess- 
lich kann man die Aluminiumsalze, z. B. die Sulfate, Chromate, Phos- 
phate u. 8. w., noch mit anderen Metallsalzen mischen und sie mit 
Schwefel, Schwefelkohlenstoff oder Oxy- Schwefelkohlenstoff behandeln, 
um direct Verbindungen des Schwefelaluminiums mit anderen Schwefel- 
metaUen zu erhalten. 

DieHerstellungvonDoppelsulfidendesAluminiums 
geschieht nach D. A. Peniakoff (D. R. P. Nr. 88 840) durch Be- 
handlung von wasserfreier Thonerde mit Schwefelkohlenstoffdämpfen 
oder Schwefeloxykohlenstoff bei Gegenwart von sauerstoffreichen Salzen 
(z. B. Sulfaten, Phosphaten, Chromaten, Manganaten u. s. w.) eines ent- 
sprechenden Metalls. Man stellt zunächst eine innige Mischung von 
Thonerde mit dem zur Bildung der Doppelverbindungen bestimmten 
Metallsalz her , wobei sowohl die Thonerde wie das Metallsalz gut ge- 

Jahresber. d. ehem. Technologrie. XIH. 13 



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194 II. Gi*uppe. Chemische Metallurgie. 

trocknet sein müssen. Eine sehr innige Mischung der betreffenden 
Materialien kann man erhalten, indem wasserhaltiges Thonerdesulfat 
mit Alkalichlorid zusammen eingestampft wird : 

A1|(S0|)3 3aq + 6NaCl = AljOg + 3Na,S0| + 6 HCl. 

Statt der Haloidsalze kann man dabei auch andere Salze mit flüch- 
tigen Säuren (2. B. Nitrate, Acetate u. s. w.) verwenden. Der ver- 
bleibende Rückstand oder das künstliche Gemisch von Thonerde mit dem 
Sauerstoffsalz wird entweder direct oder nachdem es, mit oder ohn» 
Anwendung irgend welches Bindemittels , zu Briketts geformt worden 
ist, in Retorten gebracht und, je nach der Natur des die Mischung- 
bildenden Salzes, einer höheren oder weniger hohen Temperatur aus- 
gesetzt Die Retorten müssen luftdicht geschlossen werden können und 
mit einer Tubulatur zur Einführung der sulfurirend wirkenden Dämpfe 
oder deren Gemische, sowie mit einer zweiten , genügend weiten Tubu- 
latur versehen sein , zur Ableitung der während der Reaction sich 
bildenden Dämpfe und Oase (Kohlensäure , Schwefel , Schwefelphosphit). 
Die im Retortenraum stattfindenden Reactionen lassen sich in folgender 
Weise ausdrücken : 

A1,0, + 3RxS04 + 7,5 CSj = AljS,, 3RxS + 7,5 CO, + 12S. 

A1,0| + 2 Rx Cr04 -f 5,5 CS, = A1,S|, 2 Rx S, Cr,S, + 5,5 CO, -|- 3 S. 

A1,0, -f 2 RsPOi -f 5,5 CS, = Al,S„ 3 R,S + ^285 -f 5,5 CO,. 

Je nachdem man die erhaltenen Doppelsulfide leichter oder schwerer 
schmelzbar haben will, wird mehr oder weniger vom Sauerstoffsais 
genommen. Die auf diesem Wege erhaltenen Doppelsulfide können 
in bekannter Weise (durch chemische Reduction oder Electrolyse) 
in metallisches Aluminium oder dessen Legirungen übergeführt 
werden. 

Nimmt man nach dem ferneren Fat. Nr. 89 143 ein Aluminium- 
halogensalz entweder als einfaches oder als Doppelsalz, wie z. B. Fluor- ^ 
Chlor- und andere Salze, in wasserfreiem Zustande, gemischt mit einem 
Schwefelalkali oder Schwefelerdalkali, und bringt dasselbe unter An- 
wendung eines Flussmittels, wie z. B. eines Gemisches von Alkalichlorid 
und Alkalifluorid , zum Schmelzen , so vollzieht sich eine doppelte Zer- 
legung, den folgenden Gleichungen entsprechend : 

Al,Fe -f. 3Na,S — Al,Ss + 6NaF. 
Al,Fe, 6NaF -|- 3Na,S — A1,S, + 12NaF, 
oder auch 

Al,Cle, 6NaCl -f- 3Na,S — Al,S, -f- 12NaCL 

Will man mit einer Schwefelverbindung vereinigtes Schwefel- 
aluminium erzeugen, so muss man einen genügenden Ueberschuss an 
Schwefelalkali oder Schwefelerdalkali anwenden, z. B. : 

AljFe + 6Na,S — A1,S„ 3Na,S -f- 6NaF. 

Bei Ausführung des Verfahrens erhitzt man einen Schmelztiegel 
bis zur Schmelztemperatur der anzuwendenden Materialien und führt 
dann die letzteren in den Tiegel ein , entweder nachdem man sie mit 
einander gemischt hat oder indem man zunächst das Aluminiumsalz mit 



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Aluminium. 195 

dem Flussmittel einbringt und dann , nachdem diese Masse in Fluss ge- 
kommen , nach und nach das Schwefelälkali zusetzt Das so erzeugte 
Schwefelaluminium kann im Bade selbst zu metallischem Aluminium 
redttcirt werden, entweder durch die Einwirkung eines elektrischen 
Stromes oder durch reducirende Oase, wie z. B. Kohlenwasserstoffe 
u. s, w. In diesem Falle ist es erforderlich, das Bad mit den zur Wieder- 
bildung des Schwefelaluminiums nothwendigen Elementen in dem 
Maasse anzureichern, in welchem das letztere zu metallischem Aluminium 
redudrt wird, um im Bade Fluoraluminium wieder zu bilden , kann 
man diesem Bade Aluminiumsulfat zusetzen, welches bei Gegenwart 
von Flnoralkali in geschmolzenem Zustande sich umsetzt nach der be- 
kannten Oleiohung: 

Alj(S04^i + 6NaF — AljF, -f- 3Na,S04. 

Das aus dieser Reaction herrührende Alkalisulfat kann seinerseits 
wieder zur Rückbildung des Schwefelalkalis im Bade dienen, indem man 
die Vorsicht anwendet, mit dem Aluminiumsulfat zugleich den zur Re- 
duction des gebildeten Alkalisulfates zu Schwefel erforderlichen Kohlen- 
stoff zuzufügen. Der Schwefel seinerseits ist wieder zur doppelten 
Zersetzung des regenerirten Fluoraluminiums erforderlich. 

DieAluminiumwerkederPittsburgReductionComp. 
beschreibt 0. E. Dunlap in „Electrician" (Elektrot 1896, 232). Die 
Fabrik arbeitet seit 1888 nach dem Verfahren von Ch. M. Hall, nach 
welchem Doppelfluoride zerlegt werden. Die Fluoride des Kaliums und 
des Calciums mit Aluminiumfluorid sind die geeignetsten Salze für das 
Schmelzbad , obwohl auch Aluminiumfluorid mit Natriumfluorid von der 
Pittsburg Reduction Company vielfach für ihre Werke verwendet worden 
ist. Das Doppelfluorid wird gewonnen durch Einwirkung von Fluss- 
säure auf Thonerde und Kaliumcarbonat. Als Calciumfluorid wird 
Flnssspath verwandt. — In der gegenwärtigen Anlage zu Niagara Falls 
sind zwei Reihen in Serie geschalteter, mit Kohle ausgekleideter eiserner 
Tiegel angeordnet. Der Strom wird durch Kohlencylinder, die als 
Anoden dienen und in das geschmolzene Bad hineintauchen , zugeführt 
Die Töpfe selbst mit ihrer Auskleidung und dem auf dem Grunde 
lagernden Metalle dienen als Kathode. Das Aluminium wird am Boden 
aus dem geschmolzenen Bade ausgeschieden. Der frei gewordene Sauer- 
stoff verbindet sich mit der Kohle der Anode zu Kohlenoxyd oder 
Kohlensäure, indem er sie in einem etwas geringeren Verh&ltniss ver- 
zehrt, als dem Oewicht des erzeugten Aluminiums entspricht Der 
Process wird jedesmal Monate lang fortgeführt, da die Abnutzung der 
Tiegel sehr gering ist: das Metall wird täglich aus den Tiegeln mit 
Hülfe gusseisemer Kellen herausgebracht In einigen Fabriken werden 
die Arbeiter sehr belästigt durch schädliche Oase, und ihre Angestellten 
können nur kurze Zeit hintereinander arbeiten. Die Pittsburg Re- 
duction Company jedoch, dank den Vortheilen der eigenartigen 
chemischen Lösungsmittel, die sie zur Auflösung der Thonerde be- 
nutzt , und der passend gewählten Stromstärke , soll in dieser Hinsicht 

13^ 



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196 II- Gruppe. Chemische Metallargie. 

keine Schwierigkeiten haben. — Für jeden Tiegel ist eine Spannung von 
6 bis 8 V. erforderlich. Der elektrische Erfolg wird nach dem Zwei- 
phasensystem von der Niagara Falls Company mit 2000 V. 
Spannung geliefert, wobei der Strom von der Kraftstation nach der Fabrik 
durch Eupferkabel , die in einem unterirdischen Kanal liegen , zugeführt 
wird. Zur Fabrikation des Aluminiums muss der Drehstrom in Gleich- 
strom von niedriger Spannung umgewandelt werden. Durch gewöhn- 
liche Transformatoren wird der Strom von 2000 V. auf 115 V. pro 
Phase herabtransformirt , und erst dieser Strom wird in rotirenden Um- 
formern in Oleichstrom von 160 V. umgewandelt Die Leistung der 
Anlage beträgt augenblicklich 10 000 A. bei 160 V., also 1600 Kilowatt. 
Die Oberfl&che der Wechselstromtransformatoren ist nicht genügend, 
alle in ihnen entwickelte Wftrme ohne besondere Kühlungsvorrichtungen 
auszustrahlen. Es wird deshalb fortwährend ein Luftstrom durch die 
Spulen geblasen. — Die Company gebraucht reine Thonerde, welche 
aus Bauxit hergestellt wird. Das Banxitlager von Georgia imd Alabama 
dehnt sich in nordöstlicher und südwestlicher Richtung aus mit einer 
Länge von etwa 120 km und in einer Breite von etwa 16 km. Die 
Zusammensetzung des zur Aluminiumerzeugung geeigneten Bauxits ist 
folgende : 

Kieselsäure 3 Proc. 

Titansäure 4 „ 

Eisenoxyd 2 „ 

Krystallwasser .... 32 „ 

Thonerde 59 „ 

Um Natronaluminat herzustellen, braucht Bauxit nur wenig mit 
Soda gebrannt zu werden. Dies Natronaluminat wird aufgelöst , geklärt 
und die Lösung abgezogen, um sie von den Verunreinigungen durch 
Kieselsäure, Eisenoxyd und Titansäure zu befreien. Aus dieser Lösung 
wird das Thonerdehydrat durch eingeleitete Kohlensäure gefällt , wobei 
die Kohlensäure kohlensaures Natron bildet Das Thonerdehydrat fällt 
nieder, und nachdem es mit heissem Wasser ausgelaugt und getrocknet 
werden ist, wird es zur Austreibung des Krystallwassers bis zur Roth- 
glut erhitzt und bildet dann den Ausgangspunkt für die Darstellung des 
Aluminiums nach dem Hall -Verfahren. — Die Anlage ist so erfolgreich 
gewesen, dass die Gesellschaft, obwohl das jetzige Werk erst im August 
1895 in Betrieb gesetzt wurde, im Begriff steht, die Anlage zu ver- 
doppeln. Die Niagara Falls Power Company hat sich ver- 
pflichtet, der Pittsburg Reduction Company jede von dieser 
Gesellschaft gewünschte Kraft zu liefern. Ausserdem hat diese Company 
einen Contract auf 4500 Pf. mit der Wasserkraftgesellschaft, der 
Niagara Falls Hydraulic and Power Manufacturing 
Company, abgeschlossen. Diese Anlage wird bei Beginn des Frühlings 
vollendet sein. Diese 4500 Pf. werden in der neuen auf den hohen 
Ufern der Niagaraschlucht im Bau befindlichen Fabrik benutzt werden. 
Die Gesellschaft hat auf diese Weise eine Anlage oberhalb und eine An- 



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Aluminium. 197 

läge unterhalb der Fälle. Die letztere besteht aus direct mit den 
Turbinen gekuppelten Dynamos. Die Generatoren leisten jeder 750 Pf. 
Die Kraft wird der Fabrik durch Aluminiumleitungen zugeführt. Wenn 
diese neue Anlage fertiggestellt sein wird, hofft diePittsburgRe- 
duction Company tfiglich 4500 k Aluminium in Niagara Falls 
herzustellen. — Ausser der Anlage in Niagara Falls hat die Company 
noch ihre alten Werke mit einer Leistung von 2000 Pf. in New Eensington, 
Westmoreland County , Pennsylvania. Diese Anlage wird mit Dampf- 
kraft betrieben. — Das in der Niagarafabrik erzeugte Aluminium wird 
in Blockform nach den Werken in New Kensington eingeschifft, wo sich 
die Walzwerke und Hämmer befinden, zur Verarbeitung des Aluminiums 
zu Blechen, Barren, Platten, Röhren, Draht und Gusswaaren. Die 
billige elektrische Kraft zu Niagara ermöglicht es, dass die Anlage ein 
erfolgreicher Mitarbeiter der New Kensingtonwerke ist Letztere An- 
lage ist äusserst gtlnstig inmitten der berühmten Naturgas- und billigen 
Eohlendistricte Pennsylvaniens gelegen , und obwohl hier der Preis der 
Kohle nur 2,75 M. die Tonne beträgt, so findet die Gesellschaft doch 
ihre Anlage in Niagara Falls vortheilhafter. — Die Production von Alu- 
minium in den Vereinigten Staaten vom Jahre 1882 an war folgende: 



Jahr 


k 


Jahr 


k 


1883 


37 


1889 


21500 


1884 


70 


1890 


27800 


1885 


120 


1891 


68000 


1886 


1350 


1892 


118000 


1887 


8000 


1893 


154000 


1888 


8600 


1894 


250000 



Die Production wird 1895 etwa 385 000 k betragen haben. Werden 
im Jahre 1896 täglich 4500 k Aluminium erzeugt, so stellt sich die 
Gesammtproduction auf 1 650 000 k. — Nach der neuesten Preisliste 
der Pittsburg Reduction Company kostet Aluminium, garantirt 
98 Proc. reines Aluminium enthaltend , 5 M. 1 k in kleinen Posten, 
4,80 M. in Posten von 45 k und 4,60 M. in Posten von 1000 k. 

Einwirkung von Ammoniak auf Aluminium und die 
Brflnirung von Aluminium. NachCLGöttig (Ber. deutsch. 1896, 1671) 
wirkt lOproc. Ammonflüssigkeit auf Aluminium nicht ein, verdünnte 
Lösungen entwickeln lebhaft Wasserstoff: 

2 AI + 6 NH|HO = Alj(ONH|)e + 3 H,. 

Lässt man auf käufliches sog. Reinaluminium oder legirtes Alu- 
minium eine verdünnte Ammoniaklösung einwirken, der ein Ammoniak- 
salz oder eine Säure in geringer Menge zugesetzt wird, so vollzieht sich 
die Veränderung des Aluminiums bedeutend schneller, zumeist in 1 bis 
2 Stunden und im Allgemeinen in anderer, hellerer Farbentönung, als 
bei alleiniger Verwendung des Ammoniaks. Der Vorgang geht in diesem 
Falle ohne oder fast ohne Wasserstoffentwicklung von Statten , während 
Aluminium und Eisen sich als A1s(0H)q, beziehungsweise Fes(OH)e 
sichtbar machen. (Vgl. S. 239.) 



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198 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Verwendung von Aluminium beim Salzsudbetriebe. 
Bei der Saline in Ebensee wird Aluminium zu verschiedenen Werkzeugen 
und Oefässen mit gutem Erfolge verwendet , bei welchen ein möglichst 
geringes Gewicht und eine grosse WiderstandsfÄhigkeit gegen den Ein- 
fluss von Chlor und Sfturen Hauptbedingungen sind. So nind die FdlU 
gefässe, die Vorrichtungen zur Auswage des Salzes bei Cv. j Brikettirung, 
die Zangen zur Abnahme der von der Maschine ausgestossenen Salz- 
briketts aus Aluminium schon seit mehr als 6 Monaten ununterbrochen 
in Verwendung und halten sich sehr gut Auch zu Salzschaufeln und 
als Dörrbleche wurde Aluminium an Stelle der Stahlschaufeln und 
Eisenbleche dahier probeweise verwendet, und es zeigte sich, dass 
Aluminium dem warmen und feuchten Salze viel besser widersteht als 
Eisen und andere Metalle. (Oesterr. Bergh. 1896, 659.) 

Aluminiumloth: Schmilzt man 1 Th. Aluminium, 1 Th. 
Phosphorzinn mit 10 Proc., 8 Th. Zink und 32 Th. Zinn zusammen, 
so erhält man gute Resultate; unterwirft man diese Legirung einer 
zweiten Schmelzung , so erhält man ein flüssigeres Gemisch , das besser 
wie das ursprüngliche ist. Analjsirt ergibt sich eine Zusammen- 
setzung, welche nahezu der Formel SuiZnj entspricht; dieses ist das von 
Richards empfohlene Loth. Die Zusammensetzung der verschiedenen 
Legirungen war: 

AI Zn Sn P 

Ursprüngliches Loth . 3,38 19,04 78,34 0,24 

ümgeschmolzen .... . 71,65 

LothSD4Zn, 29,30 70,70 

Richards' Loth . . . 2,38 26,19 71,19 0,24 

Elektrolytisch hergestelltes Aluminium enthält nach 
H. Moissan (C. r. 121, 794) bis 0,3 Proa Natrium. Da natrium- 
haltiges Aluminium durch Wasser angegrififen wird, auch viel weniger 
widerstandsfähige Legirungen gibt als natriumfreies , so erklären sich 
hieraus am einfachsten die verschiedenen Angaben über die Angreifbarkeit 
des Aluminium. Zum Nachweise des Natriums werden 250 g Aluminium- 
späne mit 300 g reinem Wasser 14 Tage lang behandelt, wobei täglich 
einmal aufgekocht wird ; die Lösung wird verdunstet, schwach geglüht, 
mit Salzsäure ausgezogen und die erhaltene Chlornatriumlösung wieder 
verdunstet, auf etwa 300® erwärmt und das Chlor bestimmt. — Zur 
Untersuchung von Aluminium gibt derselbe (das. S. 851) 
folgenden Gang. Zur Bestimmung des Siliciums wird der beim Lösen 
von etwa 3 g Metall in verdünnter Salzsäure (1 : 10) erhaltene Rückstand 
mit Soda im Platintiegel geschmolzen, der Tiegelinhalt mit Salzsäure 
aufgenommen, und diese Lösung mit der ersten zusammen auf dem 
Wasserbade eingedampft, dann im Luftbad 12 Stunden lang auf 125<> 
erhitzt, bis die Salzsäure völlig abgedampft ist Der Rückstand wird in 
Wasser und möglichst wenig Salzsäure gelöst, das Ganze einige Minuten 
gekocht und die unlösliche Kieselsäure abfiltrirt. — Die ursprüngliche 
Lösung des Metalles in verdünnter Salzsäure (1:10) wird auf 500 oc 



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AlamiDium. 199 

msgefallt, 25 cc davon («» 0,150 AI) mit Ammoniak in der Kälte neu- 
tnlisirt und mit frischem Schwefelammon gefällt, der Niederschlag von 
Thonerde ond Eisen nach einer Stunde abfiltrirt, mit siedendem Wasser 
gewaschen, getrocknet, calcinirt und gewogen. — 250 cc der nach dem 
Abfiltriren der Kieselsäure erhaltenen Lösung werden auf 100 cc con- 
centrirt, mit überschüssigem Kalihydrat versetzt, 10 Minuten gekocht, 
der Niederschlag 5 bis 10 mal mit siedendem Wasser behandelt, der ab- 
filtrirte Niederschlag in verdünnter Salzsäure gelöst, mit Kalihydrat 
gefällt, wieder in Salzsäure gelöst und schliesslich das Eisen mit 
Ammoniak gefällt, der Niederschlag gewaschen, geglüht und gewogen. 
Zieht man das Gewicht des erhaltenen FesOg von der Summe aus Al^Oj 
imd Fe^Oj ab, so erhält man das Gewicht der Thonerde. — 5 g 
kupferfreies Aluminium werden in verdünnter Salpetersäure gelöst und 
die Lösung in einer Platinschale eingedampft Der gepulverte Rückstand 
wird bei einer unterhalb des Schmelzpunktes vom Natriumnitrat liegenden 
Temperatur bis zum Verschwinden nitroser Dämpfe erhitzt, in siedendem 
Wasser gelöst und der Niederschlag 3 bis 4 mal gewaschen. Die Lösung 
und die Waschwässer werden mit 1 Tropfen Salpetersäure zur Trockne 
vailampft, der Rückstand mit siedendem Wasser ausgelaugt, unter Zusatz 
von Salzsäure eingedampft, auf 300^ zur Entfernung der Salzsäure erhitzt 
und in dem erhaltenen Chlornatrium das Chlor durch Silbemitrat 
gemessen. — Zur Bestimmung des Kohlenstoffs werden 2 g ge- 
pulvertes Metall mit 10 bis 15 g Quecksilberchlorid und etwas Wasser 
verrieben, auf dem Wasserbad getrocknet und die Mischung im Porzellan- 
sdüffchen im WasserstofTstrome erhitzt Dann wird das Schiffchen im 
Sanerstoffstrome auf Rothglut gebracht und die gebildete Kohlensäure in 
den Absorptionsapparaten aufgefangen und gewogen. 

Aluminiumbei Kriegsschiffen. Seitens der Kaiserlichen 
Werft in Wilhelmshaven sind, so schreibt man dem Hann. Cour, von 
dort, seit einigen Jahren sehr umfangreiche und genaue Versuche ange- 
stellt worden, um die Brauchbarkeit des Aluminiums für Zwecke des 
Kriegsschififsbaues festzustellen. Die Yorversuche erstreckten sich zu- 
nächst auf das allgemeine Verhalten des Aluminiums und dessen Eigen- 
sdiaften im Vergleich zu den übrigen bisher beim Kriegsschiffsbau ge- 
bräuchlichen Metallen. Dabei hat sich denn ergeben, dass reines Aluminium 
beim Kriegsschiffsbau wenig oder gar keine Verwendung finden kann, 
dass dagegen „Aluminiumbronze'S sowie eineLegirung von 94 bis 96 Th. 
Aluminium und 6 bis 4 Th. Kupfer sehr wohl geeignet für bestimmte 
Zwecke sich erweisen könne. Bei den vorgenommenen Prüfungen sollte 
auf den 1893 erbauten Schichautorpedobooten S 66 bis 73 ermittelt 
werden, inwieweit sich das Aluminium bei einzelnen Schiffstheilen, als 
Ventihitoren, Ventilen, Stopfbuchsen, ferner für Regale, Munitionskästen, 
kleine Schränke, Waschtoiletten verwenden lässt. In zweiter Linie er- 
streckten sich die Prüfungen auf Aluminiummöbel, mit denen der im 
vorigen Jahre zu Probefahrten in Dienst gestellte Kreuzer vierter Klasse 
„Geier^ ausgestattet wurde. Versuche mit ganz aus Aluminium herge- 



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200 II* Gruppe. Chemische Metalloide. 

ßtellten Booten wurden nicht gemacht. Die Torpedoboote S 66 bis 73 
waren sämmtlich neu, und die Versuche erstreckten sich auf die besonders 
strapaziöse Zeit der üebungen im Divisionsverbande. Hierbei ergab sich 
nun Folgendes : 1. Aluminiumbronze ist vollständig un verwendbar 
für Metalllager, weil diese wegen der Weichheit des Aluminiums sofort 
zu fressen beginnen ; 2. nicht bewährt hat sich Aluminium bei Ventilen, 
Ventilkasten, Stopfbuchsen, Ausgüssen u. s. w. , die schon nach Be- 
endigung der kurzen Divisionsmanöver abgenutzt waren und der Er- 
neuerung bedurften; 3. bewährt hat sich Aluminium bei den Realen 
für die Speisekammer, Munitionskasten, Werkzeugkasten, Spinden, Wasch- 
toiletten u. s. w., sowie auch bei den schon Jahre lang im Gebrauch be- 
findlichen Eolbenschiebem der Maschine, wobei man durch das Aluminium 
eine erhebliche Gewichtsersparniss erreicht. Bei den allerneuesten Booten 
ist versuchsweise das Fundament für die Dynamomaschinen gleichfalls 
aus Aluminium hergestellt und, wie es scheint, nicht ohne Erfolg. Die 
Erfahrungen mit den Munitionskasten, Regalen, Werkzeugkasten u. s. w. 
sind so günstig gewesen, dass noch immer von Neuem Torpedoboote mit 
solchen Gegenständen aus Aluminiumblech ausgerüstet werden. Dem- 
gegenüber muss es auffällig erscheinen, dass man gleich befriedigende 
Ergebnisse bei den Aluminiummöbeln, mit welchen eine Offizierkammer 
des im October v. J. zu Probefahrten in Dienst gestellten Kreuzers 
4. Klasse „Geier" ausgerüstet war, nicht zu verzeichnen hat. In der 
Kammer waren versuchsweise für die Probefahrt folgende Aluminium- 
möbel untergebracht: 1 Schreibsecretär, 1 Bett, 1 Schrank, 1 Stuhl. 
Femer waren einige Fensterrahmen und Ventilatoren aus Aluminium 
angefertigt. Die Versuche haben nicht befriedigend abgeschlossen, weil 
die Möbel eine so geringe Widerstandsfähigkeit gegen Biegungen zeigten. 
Auch verlangen die Aluminiumtheile eine häufige Erneuerung des Farben- 
anstrichs. Gänzlich ausgeschlossen erscheint die Benutzung des Alu- 
miniumbleches zu Schiffswänden. Zwar laufen schon seit Jahren 
sehr leichte Aluminiumboote auf Flüssen und Süsswasserseen ohne Be- 
denken. Indessen zeigt das Aluminiumblech, wie sich bei den Versuchen 
mit S 66 bis 73 zur Evidenz erwiesen hat, einen so geringen Widerstand 
gegen Seewasser, dass man von einer Verwendung nach dieser Richtimg 
hin vollständig Abstand nehmen muss. Dagegen ist es keineswegs aus- 
geschlossen, dass die lOproc. Aluminium bronze, die annähernd dem Guss- 
stahl gleicht, aber wetterfester ist wie dieser, denselben einmal verdrängt, 
wenn nämlich das jetzt bedeutend theurere Aluminium sich den Stahl- 
preisen etwas mehr genähert haben wird. 

Kupfer. 

Geschichtliches vom Kupferbringt C.A.Hering(Berghzg- 
1896, 88). 

Sulitelma-Kupfergruben in Norwegen werden beschrieben 
(Berghzg. 1896, 273). 



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Kupfer. 201 

Kupferraffinirung bespricht Peters (Eng. Min. 1895) auf 
Grund der Versuche von G i b b (vgl. J. 1 895, 2 1 3). Das zu verarbeitende 
Weissmetall kann man als Halbschwefelkupfer (Cu^S, mit 80 Proc. Cu 
und 20 Proc. S) betrachten, in welchem einige Procente Eisen und 
andere schädlichere Unreinigkeiten als Zinn, Wismuth, Arsen, Antimon, 
Tellur, Nickel u. s. w. aufgelöst sind. Der gewöhnliche Schwarzkupfer- 
Process, bei welchem der Schwefel durch das Röstschmelzen entfernt 
wird, ist nicht im Stande, die schädlichen Unreinigkeiten vollständig zu 
entfernen und es bleibt soviel von denselben im Kupfer, um dasselbe 
zum Walzen und Draht- und Röhrenziehen unbrauchbar zu machen. Die 
Erfahrung hat gelehrt, dass die schädlichen Unreinigkeiten eine grössere 
Verwandtschaft zu metallischem Kupfer, als zu dem Schwefelkupfer 
(Weissmetall), in welchem sie aufgelöst sind, haben ; man kann sie daher 
aus diesem entfernen, wenn man dasselbe mit Kupfer zusammenschmilzt. 
Dieser Vorschlag wird ausgefQhrt, indem man das Weissmetall in 
grösseren Stücken einem langsamen oxydirenden Schmelzen unterwirft, 
was die Engländer „Roasting^* nennen. Da der im Weissmetall ent- 
haltene Schwefel die geringste Menge ist, welche alles Kupfer chemisch 
binden kann, so folgt, dass für 1 k Schwefel, welches aus dem Weiss- 
metall durch Oxydation entfernt wird, 4 k Kupfer in den metallischen 
Zustand übergeführt werden. Wenn nun auf diese Weise eine hin- 
reichende Menge metallisches Kupfer erzeugt ist und der ganze Inhalt 
des Ofens in Formen gekellt wird, so finden sich unter einigen Blöcken 
Kupferstein (Weissmetall), die der Schöpföffnung am nächsten sind, 
Platten von Kupfer (Bodenkupfer, bottoms), die alle Unreinigkeiten ent- 
halten, unter anderem auch fast alles Gold und einen grossen Theil des 
Silbers. (Vgl. Berghzg. 1896, 124.) Diesen Process findet man haupt- 
sächlich in England, weniger in den Vereinigten Staaten. Einmal, weil 
ein grosser Theil der in England verarbeiteten Erze, Arsen, Antimon, 
Zinn und andere Unreinigkeiten, aber keine Edelmetalle enthält, dagegen 
die amerikanischen Erze verhältnissmässig frei von schädlichen Unreinig- 
keiten sind; dann, weil alle amerikanischen Erze, die beträchtliche 
Mengen Arsen, Antimon, Tellur u. s. w. enthalten, auch hinreichend gold- 
und silberreich sind, um das aus den Erzen erschmolzene Schwarzkupfer 
dem elektrolytischen Process zu unterwerfen, wobei alle Unreinigkeiten, 
mit Einschluss der Edelmetalle, einen metallischen Schlamm bilden, 
während das Kupfer in grosser Reinheit an den Kathoden niederge- 
schlagen wird. — Auf der Hütte der Boston und Colorado-Company zu 
Arge wird Schwarzkupfer (Bodenkupfer) dargestellt, indem man die aus- 
gelaugten goldhaltigen Rückstände des ZiervogeT sehen Entsilberungs- 
processes, die hauptsächlich aus Kupferoxyd bestehen, mit einer hin- 
reichenden Menge goldhaltiger kiesiger Erze zusammenschmilzt, um den 
grössten Theil Kupferoxyd in Schwefelkupfer überzuführen, während der 
Rest zu Kupfer (Bodenkupfer) reducirt wird und dieses das Gold und 
die Unreinigkeiten des ganzen Postens aufnimmt. — Beim englischen 
Process geht die ganze Menge dieser Metalle nicht in das Bodenkupfer, 



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202 II- Gruppe. Chemische Metallurgie. 

denn, obgleich ihre Schwefelungen mehr oder weniger durch Zusammen- 
schmelzen mit metallischem Kupfer zersetzt werden, so bilden sie doch 
mit Schwefelkupfer (CujS) Doppelverbindungen, die man bei einem 
Ueberschuss von Schwefelkupfer bisher noch nicht hat vollständig zerlegen 
können, selbst wenn man sie mit einer grossen Menge Kupfers zusammen 
schmilzt. Es können daher die Unreinigkeiten, obgleich ihre Mengen 
im Stein im Verhältniss zu dem reducirten Bodenkupfer gering sind, 
nicht vollständig aus dem Kupfersteine entfernt werden. In den Flamm- 
ofenproben betrug das als Bodenkupfer reducirte Kupfer 8,2 bez. 16 Proc. 
des Kupfergehaltes des Postens; beim Schachtofen 47,5 bez. 54,5 Proc. 
Die Tiegelschmelzungen lagen in der Mitte. — Mit Ausnahme von Gk)ld 
wurde Zinn im Bodenkupfer vollständiger concentrirt , als irgend ein 
anderes fremdes Metall. Von einem Kupfersteine, der 80,02 Proc. Cu und 
0,03 Proc. Sn enthielt, wurden 20,6 Proc. des gesammten Kupfergehaltes 
reducirt, und das reducirte Bodenkupfer enthielt 97,62 Proc. Cu und 

2.01 Proa Sn. 93,4 Proc. des Zinns waren in das Bodenkupfer gegangen, 
während bei dem Kupferstein nur 6,6 Proc. des ursprünglichen Zinnes 
blieben. — Antimon kam dem Zinn in Betreff der Grösse der Con- 
centration im Bodenkupfer am nächsten. Wenn 8,2 Proc. des Gesammt- 
kupfers reducirt wurden, fanden sich 21 Proc. des Gesammtantimon- 
gehaltes im Bodenkupfer ; das Verhältniss stieg aber auf 80,8 Proa des 
Antimons, wenn 17,3 Proc. des Gesammtkupfers reducirt wurden. Bei 
weiterer Kupferreduction stieg die Antimonansammlung nur wenig, da 
bei einer Reduction von 47,5 Proc. des Kupfers nur 93,7 Proc. des 
Antimons entfernt wurden. Die Entfernung bez. Ansammlung des Anti- 
mons ging auf 92,6 Proc. zurück, wenn 54,5 Proc. des Kupfers reducirt 
wurden. — Bei einer Abscheidung von 8,2 und 16 Proc. des gesammten 
Kupfers als Schwarzkupfer gingen 11,1 bez. 43,1 Proc. des gesammten 
Wismuths in das Bodenkupfer. Bei vermehrter Kupferreduction 
wurde die Abscheidung von Wismuth nur wenig vergrössert. — Wenn 

8.2 Proc., 16 Proc. und 25,2 Proc. des gesammten Kupfers reducirt 
wurden, wurden 21,5 Proc, 30,06 Proc. und 60,2 Proc. des Arsens 
darin ausgeschieden. — Wenn Nickel allein vorkam, fand im Boden- 
kupfer überhaupt keine Concentration davon statt. Wenn aber Nickel 
und Arsen zusammen in beträchtlichen Mengen vorhanden sind, so con- 
centrirt sich ein grosser Theil im Boden kupfer. Eine Reduction von 
19,3 Proc. des Kupfers ist hinreichend, um 77,7 Proc. des Arsens und 
47,9 Proc. des Nickels in dasselbe zu führen. Wenn 23,3 Proc. des 
Kupfers reducirt wurden, so werden 83,9 Proc. des ganzen Arsens im 
Bodenkupfer entfernt. Die Concentration des Silbers im Bodenkupfer 
scheint bei Gegenwart von Nickel und Arsen zurückzugehen. — Eine 
Reduction von 8,2 Proc. des Kupfers bewirkte die Entfernung von nur 
41,5 Proc. des gesammten Goldes, während das ganze Gold in das 
Bodenkupfer ging, wenn 14,4 Proc. des Kupfers reducirt wurden. — Das 
meiste Silber ging in das Bodenkupfer, wenn 19 Proc. des ganzen 
Kupfers reducirt wurden, und das Bodenkupfer enthielt dann 42,9 Proc. 



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Kupfer. 203 

des Silbers. — Obgleich Eisen Kupfer aus den höheren Schwefelungen 
reducirt, so wird seine Wirkung doch in dem Maasse, wie sich Schwefel- 
eisen bildet, abgeschwächt. Schwefelkupfer, das mit Schwefelungen 
von Blei, Antimon, SUber und Gold zusammen geschmolzen war, wurde 
mit einem Ueberschuss von Eisen umgeschmolzen. Es wurden von dem 
gesammten Kupfer 30 Proc. als Bodenkupfer ausgeschmolzen, und in 
demselben waren concentrirt : 74,5 Proc. des ganzen Silbers, 83,5 Proc. 
des ganzen Bleies, 97,0 Proc. des ganzen Antimons und 92,8 Proc. des 
ganzen Goldes. Es scheint, dass bei Zuschlag von Eisen sich bedeutend 
mehr Silber und Antimon in dem Bodenkupfer ansammelt, als ohne Eisen- 
Zuschlag. — Die Schlüsse, welche G i b b aus seinen Versuchen zieht, 
beschränken sich hauptsächlich auf das Yerhalten des Zinns, Antimons, 
Arsens und Wismuths. Von diesen wird Z i n n am meisten im Boden- 
kupfer concentrirt, dann folgt in beinahe demselben Grade Antimon, 
während Arsen bedeutend weniger concentrirt wird und bei Wismuth 
fast gar keine Concentration stattfindet Die reinigende Wirkung des 
Bodenkupfers durch die Entfernung des Antimons aus dem Kupferstein 
wird nur wenig erhöht, wenn die Ausscheidung des Kupfers mehr als 
20 Proc. beträgt; bei der Entfernung von Arsen und Wismuth hört die 
grössere Ausscheidung bei 25 Proc. bez. 16 Proc. Kupferreduction nicht 
allein auf, sondern die reinigende Wirkung in Bezug auf Arsen geht 
zurück, wenn mehr als 35 Proc. des Kupfers als Bodenkupfer ausge- 
schieden werden. Es folgt hieraus, dass bei der Darstellung von „best 
selected"-Kupfer das Verhältniss des als Bodenkupfer ausgeschiedenen 
Kupfers 20 Proc. der Gesammtmenge nicht überschreiten soll , da bei 
grösserem Bodenkupferfall die Production des „best 8elected"-Kupfers 
nicht allein zurückgeht, sondern dasselbe auch unreiner wird. 

Zur quantitativen Bestimmung und Scheidung des 
Kupfers empfehlen F. Mawrow und W. Muthmann (Z. anorg. 
11, 268) unterphosphorige Säure. Man verwandelt, wenn eine chlor- 
wasserstoffsaure Lösung vorliegt, durch Eindampfen mit Schwefelsäure 
zunächst in das Sulfat, verdünnt die Flüssigkeit soweit, dass sie auf 
0,1 g Cu etwa 100 bis 200 cc Wasser enthält, fügt einige cc der Lösung 
von unterphosphoriger Säure hinzu und erwärmt auf dem Wasserbade 
oder auch über der freien Flamme, bis die Wasserstoffentwickelung auf- 
gehört hat, d. h. bis der zunächst ausfallende Kupferwasserstoff völlig 
in Metall verwandelt ist. Das Kupfer fällt in Form eines schwammigen 
krystallinischen, sehr leicht auszuwaschenden Niederschlages, welcher 
auf ein gewogenes Filter oder in einen Goochtiegel gebracht, einige Male 
mit siedendem Wasser, dann mit Alkohol und schliesslich mit Aether 
gewaschen, bei 100<^ getrocknet und zur Wägung gebracht wird. Die 
Resultate sind sehr genau. 

Schwefelbestimmung in gereinigtem Kupfer. G. L. 
Heath (J. Am. 17, 814) bestimmt geringe Spuren von Schwefel in ge- 
reinigtem Kupfer dadurch, dass er erst das Kupfer auf elektrolytischem 
Wege entfernt Er löst etwa 10 g der Probe in 60 cc Salpetersäure 



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204 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

(spec. Gew. 1,42) und 15 cc Salzsäure (spec. Gew. 1,2) und dampft dann 
zwei Mal unter jedesmaligem Zusatz von 50 cc Salpetersäure bis nahe 
zur Trockne ein. Dann wird in 300 cc Wasser gelöst, dem nur etwas 
Salpetersäure zugesetzt wird, falls basisches Salz zurückbleibt Die 
Lösung wird filtrirt und auf etwa 600 cc gebracht. Dann wird elektro- 
lysirt und darauf nach Zusatz von 0,1 g Natriumcarbonat eingedampft. 
Es muss bis zum Verdampfen von gebildetem Ammonnitrat erhitzt werden. 
Der Rückstand wird mit 10 cc concentrirter Salzsäure und 5 cc Wasser 
versetzt und auf dem Wasserbade eingedampft Nachdem dies wieder- 
holt ist, wird in 1 cc Salzsäure und .50 cc Wasser gelöst, filtrirt und mit 
heissem Wasser gewaschen. Sollte das Kupfer Blei enthalten und auf 
dem Filter Bleisulfat zurückbleiben, so muss es mit etwas Natrium- 
carbonat gekocht, filtrirt und die Schwefelsäure als Baryumsulfat fest- 
gestellt werden. Die Lösung von Natriumsulfat wird erhitzt und mit 
einem geringen üeberschuss von Chlorbaryum geföllt. 

Kupfercyanidprobe prüften J. Beringer und H. W. Hut- 
chin (Eng. Min. 62, 390); 2 Cu erfordern 8 KON. Reactionen von 
Ammoniak oder Ammonium salzen auf Cupricyanid verlaufen nach : 

2 Cu(CN)8 + 6 NH, + 2 HjO = 4 NH3 . Cu(OHj) + (NH|),Cu(CN)|, 
2 Cu(CN)j + 4NH, + 2 NHiNO, = 4 NH, . Cu(NOa), + (NH|)jCu(CN)|. 
Durch Zusatz von verdünntem Ammoniak zu Cupricyanid tritt Blaufärbung 
ein, welche durch Ammoniumnitrat noch starker wird, so dass der Ver- 
brauch an Cyanid mit den Ammoniumsalzen wächst 

Kupferanalysen hat R. S. Dulin (J. Amer. 17, 5, 346) 
nach 3 Methoden vergleichsweise ausgeführt. Er hält die Cyanmethode 
für die beste ; es Hessen sich aber auch nach der Jodmethode und nach 
der elektrolytischen Methode richtige Resultate erzielen, besonders wenn 
das Kupfer erst durch Aluminium ausgefallt und wieder gelöst wird mit 
Salpetersäure. 

Untersuchung von Kupfer und Kupferstein. Nach 
Ledoux (TransactOct 1895) enthalten bei der Ansiedeprobe die Silber- 
kömer immer Kupfer. 

Mikrographische Untersuchung desKupfers empfiehlt 
G u i 1 1 e m i n (Messager de Paris). Polirt man eine Fläche des Probe- 
stückes, behandelt dasselbe dann in einem lOproc. schwefelsauren Bade, 
das von einem elektrischen Strome durchzogen wird, und reinigt es 
hierauf, so erscheint unter einem geeigneten Mikroskop das innere 
Structurbild des Stückes, das bei einer jeden Legirung verschieden ist, 
aber bei ein und derselben sich immer gleich bleibt. Diese Bilder werden 
durch vielfache Verbindungen von kleinen polirten und abgestumpften 
Flächen erzeugt, die bald geriefte, flache, viereckige Massen, bald ge- 
kräuselte, gewellte, flockige oder gesteppte Gewebe, bald granitartige, 
feinfaserige, punktirte oder wurmstiohartige Textur darstellen. Diese 
Bilder werden photographirt. Mit deren Hilfe und ein wenig üebung 
ist es möglich, das erhaltene Bild auf einen bekannten Typus zu be- 



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Blei. 205 

ziehen. Durch die Anordnung der Molecüle erkennt man auch, ob das 
Metall gestanzt, gehämmert, heiss oder kalt ausgezogen wurde, unter- 
scheidet ebenso reines von unvollständig raffinirtem Kupfer. (Berghzg. 
1896, 43.) 

Blei. 

Berg- und Hüttenwerk in Agorda bespricht geschichtlich 
E. Priwoznik (M. Wien 1896, 107). 

Zum Verschmelzen zinkhaltiger Bleierze empfiehlt 
H. E. Fry (D. R. P. Nr. 88 272) ein aus Natriumsulfat und Eisenoxyd 
hergestelltes FlussmitteL Auf dem Herd eines Flammofens werden 
Rückstände von der Salpetersäurefabrikation oder Natriumsulfat in 
anderer Form geschmolzen , und unter beständigem Umrühren wird das 
halbe Gewicht desselben an gebrannten Pyriten allmählich zugesetzt ; 
das Ganze wird so lange gerührt , bis eine innige Mischung erzielt ist, 
und dann wird das so gebildete geschmolzene Flussmittel abgestochen 
und abkühlen gelassen. Nachher wird das Flussmittel zu kleinen 
Brocken zerschlagen und ist gebrauchsfertig. Der Herd des Ofens be- 
steht am besten aus basischen Ziegeln. Wird dieses Flussmittel beim 
Niederschmelzen benutzt, so verbindet es sich mit dem in der Beschickung 
enthaltenen Zink und bildet mit demselben eine flüssige Schlacke. 
Diese Eigenschaft macht es beim Niederschmelzen schwer reducirbarer 
Bleierze werthvoll. Das Bleierz wird so weit zerkleinert, dass die 
Kömer durch ein Sieb von etwa 32 Maschen auf 1 de Seite hindurch- 
gehen. Das so zerkleinerte Erz wird dann bei massiger Hitze in einem 
Flammofen gerOstet, auf dessen Herd es etwa 10 cm hoch ausgebreitet 
wird. Während des Röstens wird das Erz beständig gewendet und der 
Luft ausgesetzt, bis keine Dämpfe von schwefeliger Säure mehr gebildet 
werden. Dann wird das Erz mit Schaufeln gegen das Feuerende des Ofens 
zu geschoben , wo das Erz infolge der Hitze soweit zusammenbackt, dass 
man kleine Kugeln von 5 bis 10 cm Durchmesser daraus ballen kann. 
In diesem Zustand wird das Erz aus dem Ofen genommen und abkühlen 
gelassen. Das Schmelzen kann in einem Cupolofen vor sich gehen. 
Der Ofen wird mit einem Gemenge aus dem vorbereiteten Erz , dem be- 
reits beschriebenen Flussmittel, etwas Schlacke von einer voran- 
gegangenen Schmelzung und einer leichtschmelzbaren Schlacke von 
einem anderen metallurgischen Process (etwa Eisen- oder Kupferschlacke), 
wenn diese leicht erhältlich ist, beschickt. Mit diesen Stoffen wird 
eine hinreichende Menge Brennstoff in den Ofen gebracht , um die Be- 
schickung zu schmelzen. Das Mengenverhältniss des Erzes gegenüber 
den anderen Bestandtheilen ändert sich nach der Beschaffenheit des 
behandelten Erzes. Gewöhnlich nimmt man auf 100 Th. einer Mittel- 
BOTte eines Erzes dieser Art 10 bis 25 Th. des Flussmittels und 25 
bis 80 Th. Schlacke von einer vorangegangenen Operation und etwa 
10 Th. einer anderen, leicht schmelzbaren Schlacke; der angestrebte 



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206 U« Gmppe. Chemische Metallurgie. 

Zweck ist der, dass beim Niederschmelzen das in der Beschickung 
enthaltene Zink sich mit dem Flussmittel verbinde und in die Schlacke 
gehe und dass die erhaltene Schlacke leicht flüssig sei ; das Flussmittel 
muss in hinreichender Menge benutzt werden, um beide Zwecke zu 
erreichen. 

Bleistein beim Schachtofenbetriebe. Nach Austin 
(Eng. Min. Aug. 1895) ist eine Hauptaufgabe des BleihQttenmannes, 
den Stein so arm als möglich an den zu gewinnenden Metallen zu machen. 
Unter sonst gleichen Verhftltnissen geht mit dem Blei auch der Silber- 
gehalt im Steine zurück und bei hohem Bleigehalte steigt sehr oft der 
Eupfergehalt Es ist oft schwer, einen Qrund für hohen oder niedrigen 
Bleigehalt im Steine zu finden und dem entsprechend den Ofengang zu 
leiten. Vermehrung des Brennstoffes hilft wohl , hat aber andere üebel- 
stände zur Folge. Als gute Mittel hat man Brucheisen in grösseren 
oder kleineren Stücken angewandt , aber die Erfahrung hat gezeigt , dass 
man auch ohne Eisenzuschlag gute Resultate erhält — Beim Concentriren 
des Steines im Schachtofen nimmt das Kupfer einen grossen Theil des 
Silbers auf , und das ist auch der Fall , wenn beim Verschmelzen des 
Erzes ein bleiarmer Stein fällt. Wird nun solcher angereicherter Stein 
verkauft, so werden nur 95 Proc. seines Sübergehaltes und Blei Ober- 
haupt nicht bezahlt Man muss also darnach streben , den Stein so silber- 
und bleiarm als möglich zu machen und diese Metalle direct in das 
Werkblei zu bringen, in welchem ihr voller Werth bezahlt wird. — Werden 
die geschmolzenen Massen eines Schachtofens in einen Schlackentopf 
abgestochen, so entweicht aus dem ausfliessenden Strom Dampf, der 
beim Einfliessen in den Topf st&rker auftritt und vom Steine herrührt. 
Der Stein selbst erscheint als ein dunklerer Streifen des Stromes , und 
zuweilen bemerkt man qualmende Steinstückchen auf der Oberfläche des 
Stromes. Diese Erscheinung hängt von der Beschaffenheit des Steines 
ab ; ein Stein von über 30 Proc. Kupfer gibt überhaupt keinen Rauch. 
Lässt man den Inhalt des Schlackentopfes kühlen und schlagt den Kegel 
auseinander, so findet man unten im Topfe Werkblei, welches mit aus 
dem Ofen herausgelaufen ist üeber dem Werkblei befindet sich etwa 
vorhandene Speise, über der Speise der Stein und über diesem die 
Schlacke. Bei guter Beschaffenheit dieser verschiedenen Producte findet 
eine scharfe Trennung derselben statt, während sie im anderen Falle 
weniger scharf getrennt sind. Beim Abkühlen des Steines saigem in 
demselben aufgelöste Bleitropfen aus, die sich im untern Theile des 
Steines anreichem. In der Schlacke ist Stein aufgelöst , der sich beim 
Abkühlen an den Seiten und an der Beiührungsfiäche mit der Haupt- 
steinmasse abscheidet. Qiesst man die noch flüssige Schlacke aus, so 
bleiben im Topfe Schalen zurück , die so reich an Stein sind , dass man 
sie in den Schmelzofen zurückbringen muss. 

Steinschmelzen. W. L. Austin (Min. Scient Press 72 
Nr. 13) bespricht ausführlich den von ihm ausgebildeten sog. Pyritic- 
Schmelzprocess mit Bezugnahme auf die neuere Schrift von EL Lang, 



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Silber. 207 

Matte Smelting , welche mehrfach erg&nzt wird. Der Ausdruck P y r i t i o 
smelting ist zuerst von Peroy in seiner Metallurgie von Oold und 
Silber 1, 531 angewandt für den als deutsche Silberroharbeit bekannten 
Prooess, bei welchem silberarme, bleifreie Erze mit Schwefelkies im 
Schacht- oder Flammofen unter Anwendung von Brennstoff verschmolzen 
werden auf einen Bohstein behufs Ansammlung des Silbers darin. In 
einer Abhandlung , welche Austin i. J. 1889 veröffentlichte, brauchte 
er den Ausdruck Pyritic smelting fOr eine Methode , nach welcher kiesige 
Erze auf einen Stein auch ohne Ansammlung edler Metalle darin ver- 
schmolzen, dabei aber keine besonderen Brennmaterialien angewandt 
werden , sondern — was för daran arme Gegenden wichtig — durch 
Oxydation des Schwefels und des Eisens die erforderliche Schmelzhitze 
geliefert werden soll. Damach lässt sich das Steinschmelzen überhaupt 
in folgende Hauptmethoden eintheilen: 1) gewöhnliches Verschmelzen 
von Erzen auf einen Stein, wobei kohlehaltiges Brennmaterial zur Hitze- 
erzeugung dient 2) Pyriticschmelzen , bei welchem die Oxydation der 
Pyrite die Hauptwftrmequelle ist. Dabei kann die Gebläseluft erhitzt 
sein : a) ftusserlich oder durch in die Düsen eingeführtes Brennmaterial, 
oder b) unter Aufwand von kohlehaltigem Brennmaterial (Koks u. s. w.), 
welches mit der Charge aufgegeben ist und im Ofen selbst verbrennt. — 
Bei einer Vergleichung des Kohlenstoffes und der Eisensulfide als Brenn- 
stoff ergibt sich : Porosität bei Kohlenstoff gross , bei Eisensulfiden fast 
gar nicht ; dem Winde ausgesetzte Oberfläche : bezw. sehr gross und nur 
oberflächlich ; Verhalten im Ofen : bezw. behält die Gestalt bis zur Auf- 
zehrung und decrepitirt, schmilzt und tröpfelt in den Herd; Ver- 
brennungsproducte : bezw. Gase und meist Flüssigkeiten oder feste 
Substanz, nur wenig Gas; Hauptwirkung der Hitze: bezw. nach oben 
und nach unten ; Grösse der Schmelzzone : bezw. weit und zusammen- 
gezogen; chemische Zusammensetzung: bezw. praktisch ein einzige» 
Element und eine Verbindung von Elementen , welche getrennt werden 
müssen ; erforderliche Zeit für die Wirkung : bezw. unbestimmt oder bis 
zur Aufzehrung und sehr kurz , nur von dem Augenblicke des Flüssig- 
werdens bis zum Hinabtropfen vor den Formen. (Berghzg. 1896, 220 
u. 231.) 

Blei-Silberhüttenanlage bespricht L. S.Austin (Berghzg. 
1896, 424), besonders die mechanischen Einrichtungen. 

SUber. 

Mehrkesselapparat zum ununterbrochenen Ent- 
silbern von Werkblei mittels Zink. Nach J. W. Swan 
(D. R. P. Nr. 84 297) flieset das durch die Zinklage des einen der in 
gleicher Höhenlage angeordneten Kessel hindurchgegangene Blei durch 
den dem Zink nicht zugänglichen und mit einem Ventil versehenen Abzug 
ab, 80 dass das Zink bis zur praktischen Sättigung angereichert werden 
kann. Das dem Abzüge entströmende Blei wird zum vollkommenen Aus- 



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208 n. Grappe. Chemische Metallurgie. 

bringen des Silbers durch einen in geeigneter Weise angeschlossenen 
zweiten u. s. w. Kessel, der ebenfalls eine Lage flüssigen Zinks enthält, 
geschickt (Z. angew. 1896, *53.) 

Löslichkeit von Blei und Wismuth in Zink. Mischt 
man nach W. Spring und L. Romanoff (Z. anorg. 13, 29) ge- 
schmolzene Metalle, so beobachtet man, dass einige davon in jedem Ver- 
hftltniss mischbar sind, eine Scheidung nach dem spec. Gew. erfolgt erst 
während des Erkaltens. Andere Metalle, wie Blei und Zink, trennen 
sich, sobald man aufhört, die geschmolzene Mischung zu rühren. Mit 
steigender Temperatiu* nimmt jedoch das Mischungsvermögen zu ; während 
z. B. bei einer Mischung von Blei und Zink bei 475^ die untere Schicht 
91 Proc. Blei und nur 9 Proc. Zink, die obere 2 Proa Blei und 98 Proc. 
Zink enthält, ist bei 900^ die gegenseitige Durchdringung eine viel voll- 
kommenere, indem bei dieser Temperatur die untere Schicht 59 Proc. 
Blei und 41 Proc. Zink, die obere 25,5 Proc. Blei und 74,5 Proa Zink 
enthält. 

Zur Verarbeitung geschwefelter Erze mischt man nach 
M. Body (D. R P. Nr. 89 779) das zerkleinerte und gesiebte Erz mit 
^iner passenden Menge des Sulfats, Nitrats, Carbonats oder Hydrats der 
Alkalien oder alkalischen Erden und mit Kohle, um zunächst in der Masse 
ein Polysulfuret zu bilden. Diese Masse bringt man in einen Ofen, setzt 
sie einer passenden Temperatur aus und wirft sie dann in Wasser. 
Nachdem die Flüssigkeit genügend umgerührt und darauf zur Ruhe ge- 
kommen ist, haben sich in derselben zwei Schichten gebildet: eine obere, 
bestehend aus den gelösten Sulfosalzen, und eine imtere dichtere, be- 
stehend aus einer grossen Menge tauben Materials und einem magne- 
tischen Niederschlag. Die obere Schicht enthält den grössten Theil der 
Metalle. Man decantirt dieselbe und leitet in die Lösung einen Luft- 
strom, welcher mit der aus dem Ofen entströmenden Schwefligsäure ge- 
mischt ist Es entsteht ein Niederschlag von einfach Schwefeleisen, 
welcher alle Schwefelmetalle ausser Schwefelantimon und Schwefelarsen 
enthält Letztere sucht man durch leichte Zusätze von Kalk in Lösung 
zu behalten. — Durch . eine neue Decantation oder Filtration scheidet 
man die Arsengruppe von den anderen Metallen, welche sich in dem im 
Oeg^satz zu der anfänglich verwendeten Masse sehr verminderten 
Volumen des Schlammes in concentrirtem Zustande befinden. Dieser 
Schlamm, der fast alles Gold und Silber enthält, kann in bekannter Weise 
durch Verbleiung und Cupellation weiter behandelt werden, um die 
Edelmetalle zu erhalten. Arsen und Antimon, welche in der basischen 
abgegossenen Flüssigkeit vollständig gelöst sind, scheiden sich bei 
längerem Stehenbleiben von selbst aus. Man kann diese Ausscheidung 
auch durch Einführung von Säuredämpfen beschleunigen. Der magne- 
tische Satz kann Oold nur in geringer Menge mitführen, jedoch genug, 
um das zu gewinnende Gold zu entfernen. Zur Entfernung dieser letzten 
Spuren wendet man Chlor, Cyanür oder Brom nach einer der bekannten 
Methoden an. 



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Silber. 209^ 

Verflüchtigung des Silbers beim chlorirenden 
Rösten. Nach L. D. G o d s h a 1 1 (Transact. Febr. 1896) betrug der 
Röstverlust im Flammofen 0,7 bis 8 Proc. Silber, im Stetefeld'schen 
Ofen 7 bis 11,6 Proc., in der Muffel 29 bis 70 Proc. Silber. 

Kochsalz- und Hyposulfitlaugerei nach dem Yerfahren 
von K Bittsanszky auf der Extractionshütte zu Kapnik in Ungarn 
beschreibt S. Kurovszky (Berghzg. 1896, 373). Die zur Verarbeitung 
aus dem Kapnikb&nyaer Bergwerke kommenden Erze enthalten Gold, 
Silber, Kupfer, Blei, Zink, Antimon u. s. w. an Schwefel gebunden. Die 
Bergwerke in Kapnik lösen alle ihre Producte, die nicht über 10 Proc. 
Blei enthalten, zum Laugewerk ein, durch welches besonders die zink- 
haltigen und silberarmen Erze verwerthet werden sollen, während dem 
Schmelzbetriebe die bleihaltigeren Producte und reine schwefelhaltige 
Schliege mit den Silbererzen zugetheilt werden. Die Eapniker Berg- 
werke lösen jährlich zum Auslaugen etwa 2000 t Bergwerksproducte ein, 
und zwar 900 bis 1000 t Silbererze und 900 bis 1000 t schweflige 
Schliege. Erstere enthalten durchschnittlich 0,058 k Goldsilber, 11 Proc. 
Blende und 20 Proc. Lech (Pb, Cu, Au in so geringer Menge, dass ihr 
Werth nicht einmal die Kosten des Probirens deckte), letztere 0,056 k 
Goldsilber, 0,05 Proc. Kupfer, 26 Proc. Blende, 5 Proc. Blei und 70 Proc. 
Lech. — Zum chlorirenden Rösten eignet sich am besten ein 
Verhaltniss gleicher Mengen des milden schwefligen Schliegmehles und 
des etwas grobkörnigeren Silbererzes. Der Lechgehalt der Beschickung 
von 45 Proc. genügt reichlich zur Koehsalzzersetzung und gestattet die 
Anwendung des Böde' sehen Selbstheizungsofens mit fast vollständigem 
Ausschluss von Brennstoff. Die Röstverluste wechseln je nach dem 
Zinkgehalte der Erze, der Zeitdauer des Röstens und der Temperatur; 
der Silberverlust ist um so grösser, je ärmer das Erz an Silber und je 
reicher an Zinkblende, indem flüchtige Producte Silber mit fortreissen. 
Ein Bleigehalt ist schädlich, indem sowohl Schwefelblei als auch Blei- 
sulfat ein Sintern hervorbringen und Schwefelblei mit Sulfat sich zu Blei 
umsetzt, welches die Knotenbildung noch mehr befördert, auch nehmen 
sich verflüchtigendes PbS, PbO und PbCl, Silber mit fort Die An- 
wesenheit des Kupfers ist erwünscht, indem dessen Chlorid zum Chloriren 
von Gold und Silber beiträgt Die feuchtangelieferten Erze werden auf 
dem eisernen Deckel der Flugstaubkammem der Röstöfen getrocknet, um 
die Bildung von Schwefelsäure und Salzsäure zu vermeiden, welche den 
Röstofen stark angreifen wtirden. Die getrocknete Mischung wird ge- 
siebt, die Siebgröbe verrieben und mechanische Beimengung (Holz, 
Ziegel u. s. w.) entfernt. Zur Röstung nimmt man 16 Proc. Kochsalz, 
wovon 6 Pi'oc. mit dem Siebfeinen aufgegeben werden, 6 Proc. auf das 
vierte Arbeitsfeld des selbstheizenden Ofens zu dem in Röstung befind- 
lichen Mehle und 2 Proc. nebst 1 Proc. Braunstein zum Nachchloriren 
des Böstgutes vor dem Ausziehen desselben zugefQgt werden. Zur 
Chlorirung von Gold und Silber trägt gebildetes Chlor bei, salzsaures 

Jahresber. d. ehem. Technologie. TCT.TT. 14 



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^^10 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Gas sucht man aus angegebenem Grunde möglichst zu vermeiden. Chlor- 
silber, nur bei grösserer Hitze flüchtig, wird aber schon bei niedrigerer 
Temperatur durch flüchtige Chloride von Pb, Cu, Sb u. s. w. mit fort- 
gerissen, was Flugstaubkammem bedingt Das entstehende Ooldchlorid 
zersetzt sich leicht in freies Chlor und eine chlorftrmere Verbindung, ver- 
flüchtigt sich leicht, besonders bei rascher Abkühlung, zersetzt sich dann 
in kälteren Regionen in chlorärmere Verbindungen und diese wieder in 
Gold und freies Chlor. — Das Rösten flndet am zweckmässigsten zu- 
nächst im B 6 d e ' sehen selbstheizenden Ofen zur theilweisen Chloration, 
dann die endgültige Chloration mit dem gesiebten Röstgut und dazu ge- 
mischten gemahlenen Knollen im Flammofen statt (10 bis 12 hk in 3 bis 

4 Stunden), wobei die Röstkosten bedeutend herabgedrüokt sind und ein 
besseres Metallausbringen erreicht wird, und zwar ein gleiches von Gbld 
und Silber von 94,65 Proc. Behufs Nachchlorirung fügt man zum Erz 
noch 2 Proa Kochsalz und 1 Proc. Braunstein und lässt dasselbe in ge- 
deckten Gruben langsam abkühlen. — Das Laugen geschieht zunächst 
mit Kochsalzlauge, dann des Rückstandes mit unterschwefligsaurer 
Natrium-Calciumlauge ; erstere extrahirt das Kupfer vollständig, dagegen 
Gold, Silber und Blei nur unvollständig, während die Silber- und Gold- 
verbindungen von letzterem Reagens vollständiger aufgenommen werden, 
unter Bildimg von unterschwefligsauren Doppelsalzen : 

4 AgCl + (3 Na^SjO, -f- 3 CaSjO,) — 
(AgjCa,[S,0,] + Ag,S,0,) + 2 Na^SjO, + NaCl -}- CaCl, und 
(3Na,S,0a + AuSjO,) + (3 CaSjO, + AuSjO^) + H,0. 
Bei der Laugerei mit Kochsalzlösung wird der gröeste Tbeil d^ an 
Chlor gebundenen Metalle zur Lösung gebracht. Die Lösung ist am voll- 
kommensten bei 20 bis 22<> B. der Lauge und um so vollkommener, je 
heisser dieselbe ist Nach 4tägigem Laugen hält der Rückstand noch 
0,012 bis 0,016 k Goldsilber in 100 k, etwa 24 bis 32 Proc. der herauf- 
gebrachten Menge. Diese ist an Gold bedeutend reicher, als das herauf- 
gebrachte Goldsilber. 1 / Kochsalzlauge enthält bei 25® und 22» B. 
26 Proc. Chlornatrium bei 1,1952 k absolutem Gewichte. 1 Th. Chlor- 
silber wird nach Schnabel von 68 Th. gesättigter Kochsalzlösung auf- 
genommen; nach Vogel löst 1 /Lauge 0,950, nachHahn undCurtis 
1,27 g Chlorsilber. Sobald die hauptsächlich mit Natriumsulfat ver- 
unreinigte Lauge im Liter etwa 1,8 k wiegt, muss die Lösung gereinigt 
oder eine neue genommen werden. Bei längerem Stehenlassen in der 
Kälte krystallisirt Na^SOi aus, ZnClj bleibt in der Lauge. — Unter- 
schwefligsaures Natrium-Calcium ist ein besseres Aufiösungsmittel 
für Gold. Mit demselben wird 2 Tage gelaugt und der Rückstand nach 
genommener Probe mit 0,001 bis 0,003 k Goldsilber in 100 k auf die 
Halde geschafft. Lässt man die Lauge von den Kästen abfliessen, so 
bleibt auf dem Rückstände eine gelbe Decke von basischen Eisensalzen, 
die 0,028 bis 0,040 k Goldsilber enthält, abgenommen, getrocknet, mit 

5 Proc. Kochsalz in Mengen von 10 bis 12hk 5 Stunden lang im Flamm- 
ofen geröstet und ausgelaugt wird. — Zur Darstellung der Hyposulfit- 



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Silber. 211 

lauge siedet man mit einer grossen Menge Wasser Aetznatron, gelöschten 
Kalk und Schwefel in einem eisernen Kessel : 

2NaH0 + CaHjO, + xS + H,0 — 
(NajS + CaSj) -f. 2 H,S + 2S0, + HjO. 

Bei lAngerem Stehen an der Luft bildet sich Sulfitlösung: 
Na,S + CaSj + H,0 + 0« — NsjCaCSjOi), + 2 S + H,0. 

Beim Rösten in beiden Oefen setzen sich in den Flugstaubkammern 
und Kan&len etwa 3 Proc. des aufgebrachten Materials als Flugstaub 
ab, welcher Silber als Chlorid, Oxyd und Sulfat, Gold als Chlorid, Chlorür 
und Metall, Kupfer als Chlorid, Chlorür, Oxyd und Sulfat, Blei als Chlorid, 
Oxyd und Sulfat und viel Zink als Chlorid, Oxyd und Sulfat enth&lt. 
Derselbe wird mit siedendem Wasser ausgelaugt, aus der Lauge durch 
Eisen die nutzbaren Metalle ausgefäUt, der Cement mit 0,1 bis 0,11k 
AuAg, 15 bis 20 Proc. Kupfer und 10 bis 12 Proc. Blei, sowie der 
Laugereirückstand mit 15 bis 16 Proc Blei, 0,070 bis 0,075 k ÄuAg 
(mit 0,040 k Au) an die Schmelzhütte abgegeben. Das Ausbringen be- 
tragt im Cement 2 Proa, in den Rückständen 65 bis 70 Proc. — Aus 
der Kochsalzlösung werden durch Eisen Silber, Kupfer, Oold und Blei 
metallisch niedergeschlagen, und es beträgt das Ausbringen in Cement 

1 Proc. mit 2,265 k AuAg (0,0013 k Au), 18 bis 20 Proc. Kupfer und 
15 bis 16 Proc. Blei. Der Cement wird wöchentlich gesammelt, ge- 
trocknet und beim Schmelzhüttenwerk eingelöst. Aus der Sulfitlauge 
scheidet man die Metalle mittels Schwefelnatrium-Schwefelcalcium als 
Sulfide aus, bringt im Niederschlage 1 Proc. aus mit 1,300k AuAg 
(0,01 bis 0,012 k Au) und 4 bis 5 Proc. Blei; der Niederschlag wird alle 

2 Wochen aus den Fällgefässen herausgenommen, getrocknet imd an die 
Schmelzhütte abgegeben. — Diese Producte werden im Schmelzhütten- 
werke in armes Werkblei eingetränkt, wobei 25 bis 30 Proc. ihres Gold- 
silbergehaltes ins Blei mit 1 bis 2 k Goldsilber gehen, während 70 bis 
75 Proc. im Abzüge mit 0,6 bis 0,7 k bleiben, welcher mit seinen blei- 
haltigen Producten mit wenig Zusatz von Quarz und Eisen dem Abzug- 
schmelzen unterworfen wird, wobei Reichblei mit 0,4 bis 0,5 k Goldsilber 
und Stein mit 25 bis 30 Proc. Kupfer, 8 bis 10 Proc. Blei und 0,08 bis 
0,1 k Ooldsilber erfolgen. — An Apparaten sind in der Laugerei vor- 
handen: 1) 18 selbstheizende Oefen in 6 Gruppen, aus deren jeder alle 
50 Minuten das Röstgut von 1 hk kommt ; in 24 Stunden werden 28 hk 
80 k trockenes Material aufgearbeitet. Bei 2 Flammöfen beträgt das 
Gewicht einer Post je 10 hk, während 4 Stunden geröstet, so dass in 
24 Stunden 6 Chargen «» 60 hk ausgebrannt werden können. 2 Schorn- 
steine von 17 m Höhe dienen für die Röstöfen. 20 Stück Kühlgruben 
mit je 12cbm Inhalt — 2) 20 Stück Auslaugekästen von je 12,25 cbm 
Inhalt und 30 hk Chargengrösse. — 3) 462 Stück kreisrunde. Eisen ent- 
haltende Cementirwannen aus Steinzeug von 0,5 m Durchmesser und 
0,6 m Höhe -» 117/ Inhalt, mit einem 0,2 m nach aufwärts gerichteten, 
beinahe bis zum Boden reichenden, für den Abfluss bestimmten Bleirohre 
von 0,03m Durchmesser versehen; die Gefasse sind in 33 Gruppen 

14* 



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212 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

neben- und untereinander aufgestellt, jedes mit 1,6 hk altem Eisen, zu- 
sammen mit 739 hk. Femer 12 Stück je 960 k altes Eisen enthaltende, 
0,4 m breite, 0,4 m tiefe und 4 m lange Cementirtröge von 0,64 cbm In- 
halt, wegen des schlängelnden Flusses der Lauge mit Fächern versehen ; 
jährlicher Eisenverbrauch 15 Proc. — 4) 65 Stflck Laugekästen aus 
Eichenholz, mit starken Eisenreifen umgeben, von 1,3 m Höhe und 1 m 
Weite «=» 1,02 cbm Inhalt zur Laugung mit Hyposulfit und zur Fällung 
mit Sulfidlauge. Zwölf ähnliche Bottiche dienen zum Halten der frisch 
ba^iteten Sulfidlauge um die Fällbottiche. — 5) 2 Cementsetzkästen, 
15 Präcipitat-Setz- und Filtrirkästen , femer Sammelbassins für die 
Laugen, Pumpen, Salzmahlmühle, 1500 m langes Eanalnetz als Laugen- 
leitung u. a. 

Tina-Amalgamation. Nach P. Bianca (Eng.Min. 60, 586) 
finden folgende Reactionen statt : 

2NaCl -|- AgjSOi = 2AgCl -f NajSOi 

2NaCl -f-CuSOi = CuCl, + NatSO| 

2 Ag +2 CuClj = 2 AgCl -j- CujClj 

AgjS 4- CuCl, = 2 AgCl 4- CuS 

AgfS 4- CujCl, = 2 AgCl 4- CujS 

2 AgCl, + 2Hg = HgCl, + AgjHgj 

2CuCls 4- 2 Hg = CujClj 4- HgiCli 

HgCl, +011 = Hg 4- CuClj 

2HgClj 4- 2Cu = CujCl, 4- H&aCl, 

Verfahren von Patera-Russell ist nach Castelnau 
(Berghzg. 1896, 317) der Amalgamation vorzuziehen. Für 5520 k Erz 
verbraucht man 1,5 k Natrium hyposulfit, 15k Eupfersulfat, 15 k Natrium- 
hydrat und 9 k Schwefel. (Vgl J. 1893, 328.) 

Laugerei von Silbererzen. W. G. Waring (Eng. Min. 
61, 447) bespricht den Einfluss verschiedener Beimengungen auf die 
Löslichkeit von Chlorsilber. 

Schmelzpunkt von Silber, Aluminium, Oold, Kupfer 
und Platin bestimmten S. W. Holmann, R. Lawrence und 
L. Barr (Techn. Q. 9, 24) thermoelektrisch : 

Aluminium .... 660® 

Silber 970 

Gold 1072 

Kupfer 1095 

Platin 1760 



Gtold. 

Gold im Meerwasser. Nach Versuchen von A. Liversidge 
(Berghzg. 1896, 212) enthielt 1 cbm Meerwasser an der Küste von Neu- 
südwales bis 1 grain (65 mg) Oold. Damach enthält der ganze Ocean 
etwa 100 000 000 t Gold. Unter jetzigen Verhaltnissen ist es kaum 



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Gold. 213 

möglich, diesen Goldgehalt mit Yortheil zu gewinnen , obgleich er als 
Nebenproduct bei der Darstellung von Salz, Brom u. s. w. erfolgen würde. 
Dieser enorme Ooldgehalt ist aber sehr gering im Yerhältniss zu dem 
Ooldgehalte in Seifen und krystallinischen Gesteinen. Das Oold wurde 
auf die Weise bestimmt, dass man mehrere Liter Seewasser mit Zinn- 
chlorQr zur Trockne verdampfte, den Büokstand mit Blei verschlackte 
und den Bleikönig abtrieb. Von Silber fanden sich in 1 cbm See- 
wasser 1 bis 2 grain. (Es ist schon vor einiger Zeit vorgeschlagen, 
das Gold und Silber aus dem Meerwasser elektrolytisch abzu- 
scheiden. F.) 

Bildung der Goldlagerstätten. Nach K. v. Kraatz (Z. 
Oeol. 1896, 185) ist das Gold aus seinen Gängen namentlich durchPyrit 
und andere Sulfide, in Transvaal anscheinend auch durch organische Stoffe 
ausgeschieden. 

Untersuchung von Goldquarzgängen, besonders die 
Probenahme bespricht M. Maryanski (Z. Geol. 1896, 189). 

Goldbergbau am Monte Rosa wurde An&ngs 1894 
eröffnet; 1 t Erz enthält 18 bis 19 g Gold. (Oesterr. Bergh. 
1896, 146.) 

Goldvorkommen von Witwatersrand ist nach J. Euntz 
(Berghzg. 1896, 1) viel reicher, als man geglaubt hat. Er beschreibt die 
Gesteinsschichten besonders zwischen Johannisburg , Heidelberg und 
Yaalfluss. Ffir die Herkunft des Goldes sind drei Hypothesen aufge- 
stellt: 1. Das Gold wurde während der Bildung der Conglomerate vielleicht 
durch Eisensulfat oder organische Substanzen aus dem Seewasser chemisch 
gefällt; 2. das Gold wurde gleichzeitig mit der Bildung der Conglomerate 
in der Seeküste mechanisch niedergeschlagen, ähnlich wie es der Fall ist 
bei Entstehung von Alluvialgoldlagerstätten, hierauf (durch circulirende 
Lösungen) aufgelöst und auskrystallisirt entweder während oder nach 
Bildung der Conglomeratlager ; 3. das Gold wurde nach Bildung der 
Conglomerate in diese eingeführt und bildet einen secundären Be- 
standtheil der Conglomerate. Letztere Annahme ist die wahrschein- 
lichere. 

Goldvorkommen von Lydenburg, Transvaal, bespricht ein- 
gehend J. Euntz (Z. Geol. 1896, 433). 

GoldinSüdafrika, besonders Transvaal in Witwatersrand, be- 
spricht Demaret (Rev. univ. 30, 1). 

Goldgewinnung in Transvaal bespricht sehr eingehend 
L. deLaunayi), zunächst Geographie des Landes, Geologie und Berg- 
bau (vgl. Berghzg. 1896, 204). Die Verarbeitung der Erze umfasst im 
Allgemeinen folgende Arbeiten : 



1) L.deLauDay:Les Mioes d'Or du Transvaal (Paris 1896). ' 

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214 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

ScheiduDg, ZerkleiDerung unter Steinbrechern und in Pochwerken: 



Unmittelbare Amal- Concentration der Amalgam ationsabgänge mit Hilfe von Frue Vanners 
ffamation des freien (eine dem Verschwinden nahe Arbeit und durch eine Aufbereitung 
Goldes und Destilla- mittels Spitzlutten ersetzt). 



tion des Amalgams. 



Behandlung des Con- Behandlung der Sand- Behandlung der 
centnrten mittels rückstände (taillings) in Schlämme durch 
ChloratioD oder meist einem Absatzbassin mit- ein besonderes 
Cyanürung. telsCyanürung, nachdem Cyanürsystem. 

gröberes Rom in Spitz- 
lutten u. s. w. abge- 
schieden. 



Behandlung des Gold- Absetzen der 
cyanides mit Zink oder tauben Abgänge. 
Elektricität 



Das auf dem Frue Yanner Concentrirte enthält 125 bis 150 g Gold 
bei einem Gehalte der Erze von mindestens 85 g Gold in 1 t, nur Eisen, 
Spuren von Nickel, selten Kupfer und nur wenig Silber und wird in 
einem Flammofen von 15 m Länge gerOstet, an dessen Ende sich ein 
rotirender Herd von 6,70 m Durchmesser (System Butters) befindet, 
welcher 10 t Erz fasst. Dieser dreht sich neunmal in einer Stunde. 
Das Röstgut wird gesiebt, die Siebgröbe gepulvert und das oxydische 
Böstgut (63 t) in einem mit Blei ausgeschlagenen Bottich mit 67 k 
Braunstein, 80 k Seesalz, 125 k Schwefelsäure und Wasser während 
zweier Tage bei rotirender Bewegung chlorirt Aus der filtrirten Lösung 
wird das Gold durch Eisenvitriol niedergeschlagen. Die Abgänge von 
der Concentration auf den Frue Vanners geben in Absatzbassins mehr 
oder weniger feine Sande (tailings) und Schlämme. Aus ersteren wird 
mittels Cyankaliums das Gold ausgezogen und aus der Lösung dasselbe 
entweder mittels Zinks oder nach Siemens-Halske's Verfahren auf 
elektrolytischem Wege (S. 276) billiger abgeschieden, wie nächstehende 
Zusammenstellung für 1 t ergibt : 

Handarbeit 
CyankaUum 
Kalk . . 
Zink . . 
Blei . . 
Eisen . . 
Aetznatron 

Kohle . . 

6,00 Frcs. 4,10 Frcs. 

Als neuere metallurgische Verbesserungen werden aufgeführt: 
1. Trockene Zerkleinemng der Erze mittels Walzwerkes und directe 
Cyanirung nach White, wobei kein Pochwasser und Quecksilber er- 
forderlich ist und die Bildung von Tailings und Schlämmen bei der 
üblichen Concentration vermieden wird, welche letztere etwa 30 Proc. 
des Erzes bilden und für 1 t an 6 g Gold zurückhalten bei einem Erze 



Mit Zink 


Durch Elektricitäi 


. 2,50 Frcs. 


2,50 Frcs. 


. 2,00 


0,60 


. 0,10 


0,10 


. 1,10 


— 


— 


0,15 


— 


0,25 


— 


0,50 


. 0,30 


— 



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Gold. 215 

mit 20 gGold, was 9 bis lOProc. des ganzen Goldgehaltes ausmacht. — 
2. Behandlung der Schlämme. Nach dem einen Verfahr^i mengt man 
eine gewisse Menge Schlämme mit den Tailings ; nach einem zweiten, 
besseren, Ifisst man die mit Wasser gemengten Schlämme durch eine 
Trommel und einen Rost gehen, dann durch eine Beihe Spitzlutten mit 
aufsteigendem Wasserstrom zum Absatz der quarzigen Theile, leitet dann 
die fernen Sande, durch diese Vorbereitung in drei Sorten nach ihrer 
(Grösse getheilt, in Absatzbehälter, dann in wenig tiefe Bottiche mit Rühr- 
armen zur Behandlung mit Cyankaliumlösung. Das feinzertheilte Qold 
löst sieh rasch, aber es muss noch ein Verfahren erfunden werden, die 
GoldlGsung hinreichend von den Schlammtheilen zu trennen. Im 
Uebrigen wären noch als Verbesserungen anzustreben die häufigere An- 
wendung der Elektricität (vgl. S. 276) zur Goldfällung mit Regene- 
ration des Cyankaliums, die Verrringerung des Preises des letzteren und 
in geeigneten Fällen und für gewisse Erze die directe Behandlung mit 
Cyankalium. 

Afrikanische und australische Goldgewinnung und 
die Goldfelder von Coolgardie bespricht M. B. Zerener (Bergh. J. 
1896, 408). 

Goldbergbau in Westaustralien. Nach C. Schmeisser 
(Z. Geol. 1896, 174) nimmt der Goldgehalt der Erzschichten mit zu- 
nehmender Tiefe meist erheblich ab. — Weitere Angaben von A. Brand 
(Berghzg. 1896, 55). 

Goldgruben Neuschottlands werden kurz besprochen 
(Berghzg. 1896, 391); — Goldgruben Südaustraliens nach 
L. Babu(da6.S. 281). 

Goldseifen vonCanadaJonda, Argentinien,beschreibt J.Valentin 
(Berghzg. 1896, 217). 

Goldfelder von Cripple Creek, Colorado (Berghzg. 1896, 
322). Trotz Verbesserung waren die Kosten für geringwerthigere Erze 
immer noch zu bedeutend; derartiges Gut konnte nur durch Verarbeitung 
im Gewinnimgsgebiete selbst, statt in den fernliegenden Hütten, Erträg- 
nisse liefern. Das gewöhnliche Amalgamirverfahren, das im Grubenbezirke 
anfangs Anwendung fand, zeigte sich infolge des Tellurgehaltes der Erze 
nnzweckmässig. Es waren etwa 12 Amalgamirpochwerke im Betriebe; 
sie wurden aber fast alle balb verlassen, da das Goldausbringen nur in 
seltenen Fällen über 50 Proc. betrug, dagegen häufig bis unter 30 Proc. 
sank. An Stelle der Pochmühlen führte man in der ersten Jahreshälfte 
des Jahres 1895 mit sehr gutem Erfolge Ghlorir- und Oyanidwerke ein. 
Erstere Anlagen eignen sich besonders für Erze mit einem Goldinhalte 
pro Tonne von 15 bis 40 Dollar und darüber; die Oyanidwerke arbeiten 
recht befriedigend bei Erzen von 8 bis 20 Dollar Gehalt. Bei beiden 
Processen wird das Erzgut erst geröstet, um Tellur, Schwefel, Arsen und 
Antimon zu entfernen, und sodann durch Chlor oder Cyankalium aus- 
gelaugt, worauf das gelöste Gold gefällt und schliesslich zu Barren ge- 
gossen wird. 



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216 II* Grappe. Chemische Metallurgie. 

Goldlager in Idaho undNordcalifornienamSnake-River 
findet sich nach DandeQuille (Eng. Min. 60, 537) in grosser Aus- 
dehnung unter dem dortigen Lavastrome. 

Pochwerks-Amalgamation nachF. Mahlstedt, E. Klein 
und K Fischer (D. R. P. Nr. 85496) ist dadurch gekennzeichnet^ dass 
man Quecksilber im üebersohusse in den Pochtrog gibt und eine dexa 
üeberschuss an Quecksilber entsprechende Menge reinen, metalischen 
Bleies zusetzt, zum Zwecke der Ueberführung des gesammten Amalgams 
in Schaum (mercury flowers). Durch den Zusatz von überAQssigem 
Quecksilber und reinem metallischen Blei bildet sich ein Bleiamalgam, 
welches dieselbe Amalgamationsfähigkeit besitzt wie reines Quecksilber. 
Die Edelmetalle werden durch dieses Bleiamalgam in gleicher Weise 
ausgezogen, wie durch Quecksilber allein ; mit Hilfe des Bleiarcalgams 
soll es sogar möglich sein, auch die Verbindungen in den Erzen (refrac- 
tory eres) enthaltener Edelmetalle zu extrahiren. Die bei der Extraction 
der Erze mittels des Bleiamalgams sich bildenden Doppelamalgame be- 
sitzen die Eigenschaft, durch mechanische Zertheilung mit Hilfe der 
Pochwerksarbeit in schaumartigen Zustand Oberzugehen. Bei genügender 
mechanischer Zertheilung kann man daher die Gesammtmenge des ent- 
stehenden Amalgams in mercury flowers überführen. 

Amalgamirverfahren von E. L. Oppermann (D. R. P. 
Nr. 86 076) besteht darin, dass Quecksilberdampf bei geeigneter Tem- 
peratur in Berührung mit feuchtem oder trockenem zerkleinerten Erz 
gebracht wird, und zwar während oder nach dem Zerstossen oder Zer- 
kleinem desselben. Der Quecksilberdampf wird von einer Retorte her, 
in welcher das Quecksilber erhitzt wird, zu dem zerkleinerten Erz ge- 
leitet, so dass der Quecksilberdampf in Berührung mit dem Erz kommt 
und die Amalgamation bewirkt wird. Aus dem so erhaltenen Amalgam 
wird das GoM in bekannter Weise, z.B. durch Elektrolyse, extrahirt. 
Der Quecksilberdampf kann dabei mit irgend einem geeigneten anderen 
Dampf oder Gas gemischt werden, z. B. mit Ammoniak o. dgl., wodurch 
die Amalgamation erleichtert wird, wenn das Gold mit anderen Stoffen 
bedeckt ist. 

Goldlaugerei. Nach F. W. Duprö (D. R. P. Nr. 83 975) 
werden die zerkleinerten Erze in Gemsen mit Siebboden mit einer 
Lösung bedeckt, welche ungefähr auf 1 Mol. Natriumthiosulfat 2 MoL 
neutrales Ealiumchromat und 6 bis 12 MoL Salzsäure (als HCl) enth&lt, 
oder im Liter z. B. 10 g Na^SO, -f- 5 aq, 16 g KaCrOi und 9 bis 18 g 
HCl oder nur halb so stark u. s. w. Statt Salzsaure kann auch Natrium- 
bisulfat und Chlomatrium genommen werden, desgleichen statt Natrium- 
thiosulfat oder Ealiumchromat andere Salze dieser Säuren. Nach 12 
oder mehr Stunden, je nach der Natur der Golderze, wird diese Lösung 
abgezogen und durch eine Lösung von Schwefelnatrium in Natronlauge 
(zur Vermeidung der Entwickelung von HjS), einige Procent jedes Salzes 
enthaltend, ersetzt Nach kurzer Frist kann diese Lösung, welche nun 
alles Gold enthält, abgezogen und das Gold aus derselben auf bekannte 



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Gold. 217 

Weise, z. B. durch Zink oder durch Elektrolyse gefällt werden. Die be- 
nutzte ChromlGsung kann durch Elektrolyse wieder regenerirt und 
gebildetes Chromoxyd wieder in Chromsaure übergeführt werden, um 
dann nach Zusatz einer neuen Menge Natriumthiosulfat wieder von 
neuem benutzt zu werden. Die alkalische Sulfidlösung kann für eine 
Reihe von Operationen dienen. Auch andere Oxydationsmittel, z. B. 
Kalium- oder Natriumbichromat, Chromdioxyd, Chlorate oder Bromate 
11. s. w. mit Salzsäure oder Bromwasserstoffsäure und Thiosulfat geben 
ähnliche Lösungen. (Vgl. Z. angew. 1895, 701.) 

Goldlaugerei. F. W. Duprö (D. R. P. Nr. 85 570) hat ge- 
funden , dass eine Lösung von Chromsäure in der Lösung eines Metall- 
chlorids oder Bromids, z. B. NaCl, MgCl^, EBr u. s. w., Gold löst und 
dabei ohne Einwirkung auf die Metalloxyde ist Eine solche Lösung 
kann daher als Ersatz des Chlors bei der Qoldextraction aus gerösteten 
Erzen dienen , wie überhaupt zur Extraction von Oold aus Golderzen 
oder Golderzrückständen frei von Schwefelmetallen. 

Laugerei von Gold und Silber mittels Cyankali. 
Nach Chemische Fabrik auf Actien (vorm.Schering)(D. R. P. 
Nr. 85 239) ist festgestellt, dass der Zusatz von Oxydationsmitteln zur 
Cyankaliumlösung die Auflösung des Goldes unter Umständen befördern 
kann , und zu diesem Zwecke eine Anzahl von Stoffen empfohlen , z. B. 
Baryumsuperoxyd , Natriumsuperoxyd , Wasserstoffsuperoxyd , Mangan- 
salze, wie übermangansaures Kali, femer Mennige, Bleisuperoxyd, 
Ferricyankalium , unterchlorigsaures Natron u. dgl. Alle diese Mittel 
haben sich jedoch in der Praxis nicht einbürgern können , theils , weil 
die Goldauflösung durch dieselben nur sehr spärlich oder nicht ge- 
nügend beschleunigt wird , theils , weil sie das Cyankalium , das einzige 
Ooldlösungsmittel , zu cyansaurem Kali oxydiren , welches Gold nicht 
zu lösen vermag, und das Cyankalium damit seiner eigentlichen Be- 
stimmung entziehen, femer auch, weil sie zum Theil zu kostspielig 
sind. Stoffe, die nicht auf Cyankalium einwirken, sind z. B. Baryum- 
superoxyd, Braunstein, arsensaures Kalium; der Goldlösungsprocess 
findet durch dieselben aber nur eine geringe Beschleunigung. Körper, 
welche in Verbindung mit Cyankalium das Gold rascher zu lösen ver- 
mögen , sind 2. B. Natriumsuperoxyd , Wasserstoffsuperoxyd ; sie wirken 
jedoch auf Cyankalium rasch oxydirend ein und verursachen dadurch 
grosse Verluste an Cyankalium. Kaliumpermanganat, welches gelegentlich 
empfohlen wurde, übt eine augenblickliche oxydirende Wirkung auf 
Cyankalium aus und befördert dabei den Process der Goldlösung nur in 
geringem Grade. Auch das Ferricyankalium, dessen Verwendung bei 
dem Extractionsverfahren den Gegenstand des erloschenen Patents 
Nr. 66 764 bildet, oxydirt das Cyankalium in concentrirten Lösungen 
mit Leichtigkeit zu cyansaurem Kali. Wenn auch diese Oxydation in 
verdünnten Lösungen nur langsam von statten geht , so ist doch auch 
das Ferricyankalium als Mittel zur Beschleunigung desLösungsprocesses 
ungeeignet , da es nur wenig Sauerstoff zu liefern vermag (100 k Ferri- 



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218 II. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

eyankalium entsprechen nur 2,4 k Sauerstoff) und infolge seines hohen 
Preises den Cyankaliumprooess zu sehr vertheuert Es wurde nun ge- 
funden , dass die Persulfate einerseits auf Cyankalium nicht oxydirend 
einwirken, selbst nicht in beliebig ooncentrirten Lösungen und selbst 
nicht bei Temperaturen bis zu 45^ andererseits aber im Gemisch mit 
Cyankalium Gold- imd Silbermetall mit ausserordentlicher Leichtigkeit 
aufzulösen vermögen. (Vgl. Z. angew. 1896, 138.) 

Gold- und Silberlösungsmittel derselbenFabrik (D.R.P. 
Nr. 85 243). Mischt man ein festes Persulfat mit pulverförmigem 
Cyankalium , so tritt nach einiger Zeit Dunkelförbung und Geruch nach 
Blausäure ein. Diese Erscheinung ist darauf zurückzuführen , dass das 
Persulfat sich allmählich in saures Sulfat zersetzt, und das letztere auf 
Cyankalium einwirkt Dass nicht eine etwaige oxydirende Wirkung deR 
Persulfats die Ursache der Zersetzung des Cyankaliums ist , lässt sich 
direct nachweisen , da Persulfat in wässeriger alkalischer Lösung nicht 
im Stande ist, auf Cyankalium oxydirend einzuwirken. Den üebelstand, 
dass sich eine Mischung von Persulfat mit Cyankalium nicht hält , kann 
man nach vorliegender Erfindung dadurch vermeiden , dass man das 
Persulfat durch Zusatz eines Alkali- bez. Erdalkalicarbonats oder -hydrats 
nicht zur Zersetzung kommen lässt Es genügen zu dem Zwecke oft 
schon diejenigen Mengen Kaliumcarbonat , die im käuflichen Cyankalium 
enthalten sind , um die Mischung beständig zu machen. Zur Herstellimg 
einer derartigen Mischung , welche Gold imd Silber mit Leichtigkeit auf- 
zulösen im Stande ist, mischt man 10 Th. Potasche mit 40 Th. Ealium- 
persulfat und verreibt hiermit 50 Th. Cyankalium zu einer gleich- 
massigen Masse. Die so hergestellte Mischung ist sehr haltbar. Mit 
demselben Vortheil kann man auch festes Alkalihydrat bez. die ent- 
sprechenden Erdalkaliverbindungen für die Mischung an Stelle der Pot- 
asche verwenden. 

Laugerei von Gold und Silber. Dieselbe Fabrik (D. R. P. 
Nr. 85 244) empfiehlt die Verwendung organischer Nitro- bez. Nitroso- 
verbindungen zur Beschleunigung des Gold- und Silberextrationsprocesses 
mittels Cyankali bez. das Verfahren , Gold und Silber aus Erzen mittels 
Cyankali imter Zusatz organischer Nitro- bez. Nitrosoverbindungen zu 
extrahiren. Es wirken z. B. Nitrophenol, Nitrobenzol, Dinitrophenol, 
nitrobenzolsulfosaures Natron , Nitroglycerin u. s. w. auf Cyankalium in 
wässeriger Lösung beim Stehen nicht ein ; dagegen wird die Fähigkeit 
des Cyankaliums, Gold und Silber zu lösen, durch diese Zusatzmittel 
ganz bedeutend erhöht Von einem Goldblech von 0,11 g Gewicht 
wurden nach zweitägigem Stehen in einer Cyankaliumlösung , der 
Nitrobenzol zugesetzt war, 88 Proc. des Goldes weggelöst, in Cyankalium- 
lösung allein dagegen nur 2 Proc. Nahm man an Stelle des Nitrobenzols 
nitrobenzolsulfosaures Natron , so wurde in derselben Zeit ungefähr die 
gleiche Menge gelöst wie durch Nitrobenzol. In derselben Weise ver- 
halten sich die Nitrophenole , Dinitrophenole , die Sulfosäuren derselben 
und deren Salze, Nitronaphtalin, Nitronaphtalinsulfosäure, Nitronaphtol- 



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Gold. 219 

sulfoaäure, Nitroglycerin und überhaupt organische Nitroverbindungen. 
Ebenso vermögen auch Nitrosoverbindungen , wie z. B. Nitrosonaphtol, 
die Auflösung von Gold und Silber zu beschleunigen. — Für die Praxis 
Icommen natürlich in erster Linie die am billigsten herzustellenden Ver- 
bindungen in Betracht. Es sind dies z. B. nitrobenzolsulfosaure Salze, 
Nitrokresole , Nitrokresolsulfosäuren , die nitrirten Derivate von Sulfo- 
säuren der Abfallproducte von der Naphtalin*, Anthracen-, Phenanthren- 
Fabnkation , femer auch z. B. Nitroglycerin. Zweckmässig setzt man 
bei der Extraction Alkalicarbonat oder Alkalihydrat zu. Die Extraction 
von Gold und Silber aus Erzen gestaltet sich hierbei in derselben Weise, 
wie seither bei alleiniger Anwendung von Cyankalilösungen , nur dass 
vor oder während des Extractionsprocesses eine Nitro- bez. Nitroso- 
verbindung oder ein Gemisch derselben hinzugesetzt wird. 

Cyankaliumlaugerei für Edelmetalle. M. Crawford 
(D. R. P. Nr. 86075) empfiehlt eine Lösung von Cyanid und cyansauren 
Salzen mit nachfolgender elektrolytischer Fällung. Mau nimmt z. B. 
eine gewöhnliche Cyanidlösung ; eine solche von Cyankali ist für ge- 
wöhnlich am zweckmässigsten. Die Stärke der Lösung richtet sich nach 
der Art des zu behandelnden Erzes , indessen wird im Allgemeinen eine 
etwa Iproc. Lösung vorzuziehen sein. Dieser fügt man alsdann cyan- 
saures Kali hinzu. Mit der so zubereiteten Lösung wird das gepulverte 
goldhaltige Erz ausgelaugt Während bisher das der Cyanidlösung bei- 
gegebene Golderz viele Tage lang umgerührt werden musste, ehe das 
Edelmetall vollständig aufgelöst war, wird durch die Beigabe des cyan- 
sauren Salzes die Auslaugung so beschleunigt, dass dieselbe in etwa 
einer Stunde von statten geht — Der gleiche Erfolg wird dadurch 
erreicht, dass man einen entsprechenden Theil der Cyanidlösung in cyan- 
sauresSalz verwandelt Man bedient sich zur Umwandlung eines Theiles 
der Cyanidlösung in ein cy ansaures Salz vorzugsweise der elektro- 
lytischen Behandlung, bei welcher diese Umwandlung am positiven 
Pole vor sich geht. Bei der praktischen Ausübung dieses Verfahrens ver- 
wendet man ein elektrolytisches Gefäss mit zwei durch eine durchlässige 
Scheidewand von einander getrennten Abtheilungen, oder man kann auch 
statt einer das Gefäss durchquerenden Scheidewand in dieses ein klei- 
neres Oef&BS von durchlässigem Material einsetzen. In der grösseren 
von den beiden Abtheilungen befindet sich eine Kohleanode und in der 
kleineren eine eiserne oder kupferne Kathode ; indessen kann die Zu- 
sammenstellung der Elektroden auch eine andere sein. Nachdem man 
beide Abtheüungen mit Cyankalilösung gefüllt hat , lässt man den Strom 
ununterbrochen hindurchgehen. Wenn die Lösung den geeigneten 
Zustand erreicht hat , was man durch Entnahme von Proben feststellen 
kann , wird die Lösung aus der betreifenden Abtheilung herausgelassen 
und zum Auslaugen verwendet. Statt der Cyanidlösung kann man in 
der Kathodenabtheilung auch andere Lösungen , wie beispielsweise eine 
golche von schwefelsaurem Natron verwenden. Nach beendigter Aus- 
laogung des Erzes mit der Cyanidlösung werden die Gangmasse und die 



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220 II« Örappe. Chemische Metallurgie. 

Lösung selbst aus dem Auslaugegefass wieder abgelassen. — Das Cyanid- 
verfahren hat man bisher gewöhnlich auf die sog. armen Schlämme (tai- 
lings), d. h. auf die bereits vorher dem Amalgamirverfahren unterworfene 
Gangmasse zur Anwendung gebracht, da das Amalgamirverfahren sich 
bekanntlich sehr gut eignet, um die grösseren Goldtheilchen auszuscheiden, 
während dasselbe weniger wirksam als das Cyanid verfahren die mikro- 
skopisch kleinen Theilchen, das Schwiromgold oder das in den Concentraten 
enthaltene Gx)ld beeinflusst Es empfiehlt sich , diese Reihenfolge der 
Behandlung umzukehren , indem man zunächst das gepulverte Erz , wie 
dasselbe aus der Grube kommt, in beschriebener Weise mit einer Cyanid- 
lösung auslaugt und dann erst dem Amalgamirverfahren aussetzt Man 
lässt also die Gangmasse sammt der Lösungsflüssigkeit aus dem Aus- 
laugebehälter in einen Amalgamirbehälter abfliessen , um in dieser die 
grösseren Goldtheilchen , die sich bei dem Cyanidverfahren überhaupt 
nicht , oder doch nicht in der kurzen Zeit seiner Anwendung auflösen, 
auszuscheiden. Diese Ausscheidung der grösseren Theilchen mittels des 
Amalgamirverfahrens wird durch die vorherige Behandlung des Erzea 
mit Cyanidlösung erheblich erleichtert, weil die Aussenflächen der Gold- 
theilchen unter dem Einfluss der Lösungsflüssigkeit blank und rein ge- 
worden sind und die Theilchen in diesem Zustande vom Quecksilber 
leichter angegriffen werden. Nachdem die Gangmasse und die Lösung 
über die Amalgamirfläche gelangt sind , werden die armen Schlämme 
auf mechanischem Wege von der Lösung geschieden. Letztere wird in 
dem Behälter gelassen, in welchem man nunmehr das Gold auf elek- 
trolytischem Wege aus der Lösung ausscheidet. Hierauf lässt man 
die übrig gebliebene Cyanidlösung in einen Sammelbehälter abfliessen, 
ans dem man sie zur nochmaligen Verwendung zum Auslaugen ent- 
nimmt. — Bei Ausführung des Verfahrens in der Weise, dass zu der 
Cyanidlösung cyansaures Salz hinzugefügt oder die Lösung selbst zum 
Theil in cyansaures Salz verwandelt wird, ist, wie leicht erklärlich, vor 
geschehener Auslaugung der nöthige üeberschuss an SauerstofT in dem 
cyansauren Salze vorhanden. Wenn aber das Gold aufgelöst und ein 
doppeltes Cyanid , d. h. Cyangold und Cyankali , gebildet worden ist, 
dann ist der Sauerstoff in Form von Aetzkali oder in Form eines ähn- 
lichen Oxydes der betreffenden zur Verwendung gelangten Base in ent- 
sprechender Menge vorhanden. Nachdem alsdann die elektrolytische 
Scheidung stattgehabt hat, findet sich der Sauerstoff wieder im cyan- 
sauren Salze : 

3 KCN + KOCN -f 2 Au = 2 KAu (CN)^ -j- K^O. 
Obgleich nun die in beschriebener Weise bereitete und angewendete 
Lösung beständiger als irgend eine von den bisher angewendeten Lösungen 
ist, so lässt es sich doch nicht vermeiden, dass die Lösungsflüssigkeit 
im Verlaufe des Verfahrens durch die Vorgänge des Auslaugens , Amal- 
gamirens und Scheidens bis zu einem gewissen Grade degenerirt. Diese 
Wirkung kann man indessen dadurch leicht wieder ausgleichen , dass 
man in den oben erwähnten Sammelbehälter von Zeit zu 2ieit kleine 



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Gold. 221 

Mengen Cyanids einführt und die darin befindliche Losung der Einwirkung 
des positiven Poles eines elektrischen Stromes aussetzt. Indessen ist es 
bequemer , den Sammelbehälter selbst durch eine durchlässige Scheide- 
wand in eine Anoden- und eine Eathodenkammer zu zerlegen und dauernd 
mit elektrischen Stromanschlüssen zu versehen. In der Anodenkammer 
wird dann die Cyanidlösung von vornherein , vor ihrer Verwendung zum 
Auslaugen, der elektrischen Behandlung unterworfen und kehrt nach 
jedesmaliger Vollendung ihres Kreislaufes in diese Kammer zurück, um 
darin von Neuem aufgefrischt zu werden. 

Lösungsmittel für Gold. Nach G. J. Atkins (D. R. P. 
Nr. 86 098) wird ein Gemisch von 1 Th. Ferrocyankalium und 2 Th. 
Chlomatrium geschmolzen. Sobald ein betrachtliches Aufwallen der 
Masse eintritt, muss die Schmelze in Formen oder sonstige Aufnahme- 
behälter gegossen werden. Die Schmelztemperatur ist möglichst niedrig 
zu halten, um Verluste durch Verflüchtigung zu vermeiden. Es empfiehlt 
eich , eine geringe Menge Kohle vor oder während der Schmelzung zu- 
zufügen , um jede Zersetzung des Cyans zu verhindern. Die erhaltene 
feste Verbindung gibt, in Wasser gelöst, ein vorzügliches Lösungsmittel 
für Gold und Silber. Dieselbe kann auch für photographische Zwecke 
als Fixirmittel an Stelle von Cyankaliam verwendet werden , ferner für 
elektrolytische Zwecke als Elektrolyt in elektrometallurgischen 
Processen. 

Ausziehen goldhaltiger Erze durch Cyanidlaugen. 
Nach Goerlich & Wichmann (D.RP. Nr.88 201) wird die Wirkung 
des Zusatzes von Persulfat durch Ferrocyan oder Ferricyan wieder auf- 
gehoben, durch Zufügung eines Halogensalzes aber befördert, wie nach- 
folgende Versuche zeigen : 

1. 100 cc einer '^proc. Cyankaliumlösung lösten im Mittel in einer Stunde 
0,0072 g Gold. 

2. 100 cc einer Lösung mit 0,37 g Cyankalium und 0,22 g Ammonium- 
persulfat {halogenfrei) lösten im Mittel 0,0236 g Gold , also etwa dreimal so viel 
als bei Anwendung von Cyankalium allein. 

3. Die Lösung enthielt 0,37 g Cyankalium, 0,22 g Ammoniumpersulfat und 
0,1 g Ferrocyankalium. Gelöst im Mittel 0,0085 g Gold, also nicht viel mehr als 
bei Anwendung von Cyankalium allein. 

4. Die Lösung enthielt 0,37 g Cyankalium, 0,22 g Ammoniumpersulfat und 
0,1 g Ferrocyankalium unter Zusatz von 0,01 g bis 0,1 g Chlorkalium mit oder 
ohne Ferrocyankalium. 

Gold gelöst im Mittel 0,06 g. also S^/sU^al so viel als bei Anwendung von 
Cyankalium allein, und über 2^/tm9l so viel als bei Anwendung von Cyankalium 
und Persulfat ohne Chlorkalium. Jod- und Bromkahum wirken noch besser. 

5. Die Lösung enthielt 0,37 g Cyankalium, 0,22 g Ammoniumpersulfat und 
0,1 g Ferrocyankalium, aber 0,01 bis 0,1 g Fluorkalium, mit oder ohne 0,1 g 
Ferrocyankalium. 

Gold gelöst im Mittel 0,115 g. 

Fällen von Gold und Silber aus ihren Lösungen in 
Cyankalium. Nach M. Netto (D.RP. Nr. 88 957) wird dieLösung 
der Edelmetalle, welche Silber bez. Gold als Alkalisilbercyanid bez. 
Alkaligoldcyanür enthält, mit Salzsäure bis zur schwach sauren Reaction 



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222 II- Gruppe. Chemische Metallurgie. 

versetzt Dabei wird Chlorsilber abgeschieden, während das Gold in 
Lösung bleibt Für Silber z. B. : 

1. AgK(CN), 4- 2 HCl = 2 HCN + KCl + AgCl. 

2. KCN + HCl — HCN + KCl. 

Da die Lösung stets Cyanalkali im üebersehuss enthält, so erleidet 
dieses beim Zusatz von Salzsäure Zersetzung, wie Oleichung 2 ausdrückt. 
Der Niederschlag, welcher aus Silberchlorid besteht, wird abfiltrirt, ge- 
waschen und nach einer der üblichen Methoden weiter verarbeitet Das 
Filtrat vom abgeschiedenen Chlorsilber, welches das Gold gelöst enthält, 
wird hierauf der Elektrolyse unterworfen, wodurch eine vollständige 
Abscheidung dieses Metalles an der Kathode unter Entwickelung von 
Wasserstoff erzielt wird. Es ist darauf zu achten, dass die zur Elektro- 
lyse verwendete Lösung eine genügende Menge Salzsäure enthält Als 
Kathoden sind am besten solche aus Gold zu verwenden; sie können auch 
aus Platin oder aus Kohle hergestellt werden. Die vom ausgeschiedenen 
Golde getrennte Flüssigkeit wird nun mit ätzendem Alkali bis zur schwach 
alkalischen Reaction versetzt : 

3. HCN -f. KOH — HjO + KCN. 

Fällen von Edelmetallen aus Lösungen in Chlor, Cyan- 
kalium u.dgl. geschieht nach International Chemical Reduction 
Company (D. R. F. Nr. 87005) dadurch, dass man das Edelmetall aus 
der Lösung fallt, indem man diese letztere durch ein Filter oder durch 
mehrere Filter nach einander gehen lässt, die aus gekörnter Holzkohle 
bestehen, welche mit einem neutralen Sulfat (Aluminiumsulfat, Ferro- 
sulfat) getränkt ist Man erzielt so angeblich eine vollständigere imd 
raschere Fällung. Man zerkleinert die Holzkohle zu Körnern von bei- 
läufig Schrotgrösse und scheidet allen Staub sorgfaltig ab. Die Kömer 
sättigt man mit einer Lösung von Aluminium-, Eisen-, Zink- oder Kupfer- 
sulfat Man benutzt am besten zwei oder mehr Lagen des Filtrirmaterials 
mit von oben nach unten wachsender Komgrösse. Es ist z. B. zweck- 
mässig, 3 Lagen von je etwa 10 cm Stärke zu verwenden. Die Kömer 
der obersten Lage haben etwa 1,5 mm Durchmesser, jene der zweiten 
etwa 3 mm und die der dritten 6 mm Durchmesser. — Für Gold ist 
Aluminiumsulfat am geeignetsten und für Silber Eisensulfat ; sind beide 
Metalle im Erz vorhanden, so können diese Sulfate entweder zusammen 
oder in aufeinander folgenden Filtern benutzt werden. In allen Fällen 
macht man die Sulfate neutral , am besten durch Zusatz von Natrium- 
silicat. Die getränkte Holzkohle wird getrocknet und bis zur Rothglut 
erhitzt Nach dem Abkühlen ist sie zur Herstellung der Filter bereit 
Lässt man die Flüssigkeit durch das Filter laufen, so wird das Edelmetall 
in der Kohle abgelagert, die Flüssigkeit bleibt im üebrigen unverändert, 
und es entsteht kein Cyanidverlust Es ist vorzuziehen, zwei oder mehr 
Filter nadieinander zu benutzen. Wenn das Filter hinreichend viel 
Edelmetall aufgenommen hat, wird letzteres ausgeschmolzen. 

Zur Extraction von Edelmetallen aus ihren Erzen 
wird nach J. Hood (D. R. P. Nr. 89 818) das Erz mit einer Lösung be- 



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Gold. 223 

handelt, welche neben einem Cyanalkali ein Salz oder eine Verbindung 
eines minder edlen Metalles enthält, welches minder edle Metall durch 
das edle Metall aus seiner Verbindung verdrängt imd ausgefällt wird, 
während das edle Metall in LGsung geht. Wird Oold oder natürliches 
Golderz mit Lösungen von Quecksilber- oder Bleisalzen behandelt, so 
wird das Oold sehr leicht gelöst, während gleichzeitig das unedle Metall 
gefällt wird. Quecksilber ist für den vorliegenden Zweck dem Blei vor- 
zuziehen, weil Blei einen festen Ueberzng auf den Goldtheilohen bildet, 
der die weitere Auflösung des edlen Metalles verzögert, während Queck- 
silber beim Ausfällen auf den Ooldtheilchen flüssig bleibt und die auf- 
lösende Wirkung der benutzten Lösung kaum oder gar nicht verzögert. 
Zur Herstellung einer solchen Lösung nimmt man das Cyanid, Sulfat^ 
Chlorid oder Oxyd des Quecksilbers oder eine andere in einem Cyanalkali 
lösliche Quecksilberverbindung und löst diese Quecksilberverbindung in 
einem geeigneten Cyanalkali, am besten Cyankalium oder Cyannatrium, 
oder einem Gemenge der beiden auf. Es wird auch in der Praxis ein 
Aetzalkali oder ein Alkalicarbonat, am besten Aetznatron, zugesetzt. Ist 
das Materiel für die Ausfuhr bestimmt, so lässt man alle unlöslichen 
Stoffe absetzen und dampft die klare Lösung bis zur Trockne ein. Ein 
derartiges Gemenge besteht aus 2 Th. Cyankalium oder der äquivalenten 
Menge Cyannatrium, 1 Th. Quecksilberchlorid oder der äquivalenten 
Menge Sulfat oder eines anderen Quecksilbersalzes, und ^/^ bis 2 Th. 
Aetznatron. 

Cyanidprocess bei Verarbeitung der Golderze Neu- 
Schottlands bespricht R. W. Lodge (Techn.Q.1896, 389); IprocCyan- 
kaliumlösung ist wirksamer als 0,5proo. 

Den jetzigen Stand der Goldgewinnung in Transvaal 
bespricht anschaulich C. Goepner (Z. angew. 1896, 248), besonders 
auch das Cyanid verfahren. 

Chemie des Cyanidverfahrens. Nach G. Bodländer 
(Z. angew. 1896, 583) ist die Gegenwart des Sauerstoffes für die Auf* 
lösung nöthig, es entstehen aber bei derselben nicht nurEaliumgoldcyanür 
und Aetzkali, sondern es tritt dabei auch Wasserstoffsuperoxyd auf, indem 
die Umsetzung nach der Gleichung erfolgt: 
2Au -f 4KCN -f 2H,0 + 0, — 2KAu(CN), + 2K0H + HjO,- 

Die Hauptmenge des Wasserstoffsuperoxyds wird in einem zweiten 
Process wieder verbraucht, in welchem die Auflösung des Goldes ohne 
Aufnahme von Sauerstoff aus der Luft erfolgt : 

2 Au -f 4KCN + HjO, — 2 KAu(CN), -f 2 KOH. 

Diese Reactionen folgen einander beständig, so dass sich keine 
grösseren Mengen Wasserstoffsuperoxyd ansammeln können. 

Löslichkeit desGoldes inCyankaliumlaugen. E.Bock 
(Berghzg. 1896, 245) findet, dass sich Gold nur dann in Cyankalium auf- 
löst, wenn Sauerstoff zugegen ist, dass ohne Sauerstoff auch dieser 
Lösungsvorgang undenkbar ist. Er verläuft nach der Eisner 'sehen 
Gleichung : 



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224 n. Grappe. Chemische Metallurgie. 

2 Au + 4KCy + + H,0 =. 2 AuKCy, + 2K0H. 

Das im Handel vorkommende Cyankalium , welches auch in den 
Goldlaugereien Anwendung findet, wird durch die Atmosphärilien viel 
leichter zersetzt als das reine Präparat, so dass seine Wirkung hinsichtlicli 
der Lösungsföhigkeit auf Gold hinter der des reinen Salzes zurückbleibt 
Sind nun auch alle Bestrebungen im Cyanidverfahren darauf gerichtet, 
die Zeitdauer desselben nach Möglichkeit abzukürzen, indem man durch 
Zusatz von Chemikalien, denen bestimmte Eigenschaften anhaften, nach- 
zuhelfen sucht, 80 darf dabei die überaus grosse Empfindlichkeit und Un- 
beständigkeit des Laugenmaterials, des Cyankaliums, nicht aus dem Auge 
gelassen werden. Gerade die Oxydationsproducte (und um solche wird 
es sich im Allgemeinen nur handeln können) sind Zuschläge, welche das 
Cyankalium stark angreifen, daher sei bei Anwendung dieser Hilfsmittel 
grösste Vorsicht geboten. Wenn man sichtlich bemüht ist, dem Cyan- 
kalium den Rang, welchen es in der Goldlaugerei einnimmt, durch An- 
wendung von Chlor, Brom und deren Verbindungen streitig zu machen, 
so wird dieses schwer oder kaum zu erreichen sein. Wohl dürfte eine 
Verquickung beider Verfahren nutzbringend sein und dieser, besonders 
bei der Verarbeitung von Goldschlämmen, eine nicht unwichtige Bolle 
zugeschrieben werden. 

Cyanidverfahren. Nach Wurtz (Eng. Min. 60, 558) ist der 
Verlust an Cyankalium durch Einwirkung von Luft und Kohlensäure auf 
die Laugen nur gering. 

Cyanidverfahren ist nach Schneider (Eng. Min. 18. Mai, 
1895) nur unter ausnahmsweise günstigen Bedingungen billiger, als die 
Chloration, aber unter allen Umständen soll es sicherer sein, Chlorations- 
werke zu betreiben. Chloration kann fast bei allen Erzen erfolgreich 
angewandt werden, während der Cyanidprocess nur bei einer bestimmten 
Klasse von Erzen günstige Resultate gibt In Gegenden, wie Cripple 
Creek, ist die Anlage für den Cyanidprocess nicht zu empfehlen, weil die 
Beschafl'enheit der Erze sich fast jeden Tag ändert. Es erfordert der 
Cyanidprocess in den meisten Fällen sorgfältige Ueberwachung von sehr 
tüchtigen Chemikern, während der chemische Theil des Chlorations- 
processes sehr einfach ist Schliesslich eröffnen die neueren Verbesse- 
rungen in der Darstellung des Chlors auf elektrolytischem Wege die 
Aussicht, dass der Preis des Chlors bedeutend herunter gehen wird. 
Einige goldproducirende westliche Staaten haben Ueberfluss an Kohle, 
Salz und Wasserkräften, welches die wesentlichen Bedingungen für eine 
billige Darstellung des Chlors sind. (Berghzg. 1896, 67.) 

Bromcyanidverfahren zur Goldextraotion empfiehlt Mul- 
holland (Eng. Min. 1. Juni, 1895). Unter Zusatz von Brom soll sich 
Gold viel rascher lösen : 
4Au + 8KCy-}-2Br+70+ H,0 — 4KAuCy, + 2KBrOs -f 2K0H. 

Entweder rührt man das Erz beständig um und fügt von Zeit zu 
Zeit Brom hinzu, bis die entsprechende Menge in die Masse eingedrungen 
ist^ oder man lässt die Lösung durch das Erz in Gegenwart des erforder- 



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Gold. 225 

liehen Volums Bromdampf flieesen, oder aber man blftst Luft und Brom 
in entsprechenden Verhältnissen durch das in der LOsung befindliche 
Erz. Das Brom kann man wieder gewinnen, nachdem dae Gold durch 
Zink niedergeschlagen ist, indem man die Lösung verdampft und Salz- 
säure zusetzt. 

Die technische Analyse von Cy an idlösun gen bei der 
Goldext raction in Gegenwart von Zink bespricht W. Bettel 
(Chem. N. 72, 286 und 298). Nachdem er das Verhalten der gelösten 
Cyan Verbindungen Indicatoren gegenüber besprochen hat, gibt er Methoden 
zur Bestimmung der Cyanide, auch der schwefel- und eisenhaltigen, sowie 
der organischen Substanz, der Alkalität, der Sulfide und des Ammoniaks 
an. (Z. angew. 1896, 167.) 

Cyanidverfahren in den Vereinigten Staaten be- 
schreibt A. Packard (Transact Amer. Sept. 1896). Tellurhaltige Erze 
müssen meist vorher geröstet werden (vgl. Berghzg. 1896, 406). Erze 
mit viel Schwefel geben im Allgemeinen schlechte Resultate. Labora- 
toriumsversuche, bei welchen kiesige Erze mitBromcyan behandelt 
wurden, gaben gute Resultate. Macgregor hat 93 Proc. Gold aus 
kiesigen Erzen gezogen, die schwach geröstet und bloss mit Cyankalium 
behandelt wurden. Derselbe hat femer gefunden, dass bei Erzen, die 
nur wenig Eies enthielten und sorgfaltig geröstet wurden, derCyankalium- 
verbrauch gering war. Das Erz wird fast immer in auf Schienen 
laufenden Karren in die Auslaugefässer gefahren. Auf manchen Werken 
befinden sich die Erzbehälter unmittelbar über den Auslaugefässern. 
Auf einigen Werken sind die Gefässe aus Stahl ; in Utah sind die Seiten 
aus Eisen und der Boden aus Holz ; diese Construction ist zu empfehlen. 
Auf anderen Werken sind die Auslaugegefässe von Fichten-, Cypressen- 
oder Bothholz gemacht und mit einem Paraffin- oder Asphaltanstrich 
versehen ; zuweilen sind sie ohne Anstrich. Der blinde Boden besteht 
aus einem Rahmen von Latten oder Brettern mit 2,5 cm grossen Löchern, 
die mit Jute oder Matten bedeckt sind. Darüber befindet sich zuweilen 
grobes Segeltuch, besonders wenn das Fass durch Zapfenlöcher entleert 
wird. Auf einigen Werken wendet man ein Sandfilter an. — Die Aus- 
laugung ist sehr verschieden. Die einleitende Behandlung schliesst den 
Gebrauch von Kalk, Aetznatron und Natriumdioxyd ein. Wenn Kalk 
verwandt wird, dann wird er direct mit dem Erze gemischt. In manchen 
Fällen wird die Masse dann ausgewaschen, bis aller Kalk entfernt ist. 
Auf anderen Werken wird die Lösung zugleich zugesetzt In gleicher 
Weise verwendet man Aetznatron; man setzt dasselbe also entweder 
mit der Lösung zugleich oder vorher zu und wäscht es dann aus. Eine 
vorläufige Behandlung mit einer Lösung von Natriumdioxyd soll bessere 
Resultate geben, als Kalk oder Aetznatron und die zum Auslaugen er- 
forderliche Zeit bedeutend vermindern. Auf manchen Werken führt man 
die Lösung am Boden des Fasses zu, bis das Erz bedeckt ist. Darauf 
lässt man mehrere Stunden hindurch die Lösung von oben zu- und 
gleichzeitig unten am Boden in solcher Menge abfliessen, dass die Ober- 

Jfthresbor. d. chem. Technologie. XUI. 15 



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226 



II. Gruppe. Cheniisclie Metallurgie. 



fläche des Erzes immer bedeckt bleibt. Sehr gute Resultate erhält man 
mit dieser Methode, wenn man die Lösung in den Fässern, nachdem sie 
das Erz bedeckt hat, einige Zeit stehen lässt, bevor man den Abfiuss- 
hahn GfFnet und die Lösung von oben zutreten lässt Auf manchen 
Werken wird die Lösung erwärmt. — Der Gebrauch von Natriumdioxyd 
in Verbindung mit Cyankalium, bekannt als der Eendallprocess, 
ist auf einigen Werken eingeführt. E e n d a 1 1 behauptet, dass die besten 
Resultate erzielt werden, wenn man die frisch bereitete Natriumdioxyd- 
lösung zu der Cyanidlösung hinzufügt ; viele Chemiker dagegen meinen^ 
dass hierbei viel Sauerstoff verloren gehe und dass es besser sei, das 
Natriumsuperoxyd trocken mit dem Erze zu mischen. Die einzige an- 
gewandte Methode derOoldfällung aus der Lösung ist das Nieder- 
schlagen desselben durch Zinkabfälle. Ein Versuch in Arizona, das 
Qold elektrolytisch auf Bleiplatten niederzuschlagen, ist fehl- 
geschlagen. Man versucht jetzt auf dem Arizonaer Werke die Fällung: 
mit Zinkstaub (poussiere). Fig. 30 u. 31 zeigen Zinkkästen ^, wie 
sie gewöhnlich im Gebrauche sind. Der Kasten ist aus 5 cm starken 

Brettern gemacht, welche 
Fig. 30. Fig. 31. gut zusammengefügt und mit 

Bolzen zusammengeschraubt 
und mit Paraffinfarbe ange- 
strichen sind; er hat sechs 
Abtheilungen. Das Sieb c, 
auf welchem die kleinen 
Abfälle d liegen, befindet 
sich 10 cm über dem Boden. 
Im Boden einer jeden Abtheilung befindet sich eine 2,5 cm starke 
und mit Hahn versehene Röhre b, durch welche der Schlamm beim 
Reinigen abgelassen wird. Die Zinkkästen zu Cripple Creek haben 
diese Entleerungsrohre an der Seite , und auf dem Mercurwerk sind 
die Kästen aus Eisenblech gemacht mit hölzernen Scheidewänden^ 
welche festgekeilt sind. Beim Reinigen lassen sich diese Scheide- 
wände leicht entfernen, und die sämmtlichen Schlämme werden zu- 
sammengekehrt. Um einen Kasten zu füllen, sind 30 k Zinkabfälle 
nöthig, und diese schlagen das Gold aus 750 k einer 0,2proa Lösung 
in der Stunde nieder. Die Lösung enthält von 0,1 bis 0,8 Unzen Oold 
in der Tonne beim Eintreten durch e in den Zinkkasten und von O.Ol bia 
0,05 Unzen beim Verlassen desselben durch f. Das Gold in den Wasch- 
wässern und schwächeren Lösungen schlägt sich weniger leicht nieder^ 
und es ist eine längere Berührung mit dem Zink erforderlich. Beim 
Reinigen der Fässer wird das Zink gewaschen, die Schlämme werden 
gesiebt und das gröbere in die Zinkkästen zurückgethan. — Die Gold- 
schlämme werden, wenn man sie an Ort und Stelle verarbeitet, mit 
einer Säure, gewöhnlich Schwefelsäure, behandelt. Das Zink wird sorg- 
faltig ausgewaschen und der Rückstand verschmolzen. Einige Werke 
verschiffen die Schlämme nach Schmelz- oder Raffinirhütten, aber die 




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Gold. 227 

Schwierigkeit, eine richtige Probe zu ziehen und die beständigen Diffe- 
renzen in den Gehaltsangaben haben viele Schmelzhütten veranlasst, 
keine Schlämme anzukaufen. Zu Gilt Edge, Mont., hat man versucht, 
die Schlämme durch Chloration weiter zu verarbeiten, aber nur mit theil- 
weisem Erfolge, da man die Rückstände rösten und schmelzen musste, 
um alles Oold zu erhalten. — Der Verbrauch an Cyankalium wechselt 
mit dem Charakter des Erzes und hängt wenig von der Gold- und Silber- 
menge ab. Er schwankt zwischen I k auf die Tonne bei den Cripple 
Creek-Erzen und 0,1 k bei den Gilt Edge-Erzen. Die letzteren sind 
Idealerze für diesen Process, indem sie keine zersetzten Kiese und die 
daraus entstehenden Salze zeigen. Saure Erze, selbst wenn im Anfange 
der Behandlung die Säure neutralisirt wird, verbrauchen mehr Cyankalium 
als andere. Der Verbrauch davon in den Zinkkästen hängt von der 
Stärke der Lösung, der Länge der Zeit, in welcher dieselbe mit dem Zink 
in Berührung bleibt, und von dem Gehalte an anderen Salzen in der 
Lösung ab. Von einer Iproc. Cyankaliumlösung wurden bei Erzen, die 
vorher mit unreinem, Thonerde und Magnesia enthaltenden Kalk gemengt 
waren, 1,5 k Cyankalium auf 1 t Lösung in den Zinkkästen verbraucht. 
Gewöhnlich ist der Verbrauch bei einer Lösung, die mit 0,2 Proc. Cyan- 
kalium in die Kästen tritt, gleich Null. Selten geht der Cyankalium- 
gehalt der abgezapften Lösimg auf 0,17 Proc. herab. Eine Reihe von 
Versuchen hat gezeigt, dass der Cyankaliumverlnst in den Zinkkästen 
geringer ist, wenn man dem Erze Kalk beimischt, statt die Säure des 
Erzes mit Aetznatron zu neutralisiren. Der Zinkverbrauch aber ist etwas 
geringer bei Anwendung von Aetznatron. — Die Kosten des Processes 
sind nach der Beschaffenheit der Jlrze sehr verschieden. Auf vielen 
Werken betragen dieselben mit Einschluss der Zerkleinerungskosten für 
die Tonne Erz weniger als 2 Doli. ; dabei sind die Steuern und Abgaben 
für Patente ausgeschlossen. Die geringsten Kosten sind zu Mercur, 
nämlich 0,85 DolL für die Tonne Erz. Bis jetzt ist es noch keiner Ge- 
sellschaft gelungen, die Kosten für die Bearbeitung von Abgängen auf 
0,59 Doli, herabzudrücken, wie das in Südafrika der Fall ist. Ein ein- 
ziges Werk kommt unter sehr günstigen Bedingungen auf 0,69 Doli. Im 
Allgemeinen erzielen die Werke, welche Abgänge verarbeiten, kein hohes 
Ausbringen. 

Cyanidverfahren. Nach H. van Furman (Transact. Sept. 
1896) entstehen beim Rösten von Sulfiden Sulfate, welche Cyankalium 
zersetzen. Das verwendete Wasser soll möglichst rein sein, da Magne- 
siumsalze, Kohlensäure und Sulfide Cyankalium zersetzen. Kaolin- und 
kalkhaltige Erze und solche mit oxydischem Kupfer sind meist un- 
geeignet 

Kaliumzinkcyanid löst nach J. S. C. Wells (Eng. Min. 60, 
585) zwar Gold, aber weniger gut als Cyankalium. 

Goldhaltige Pyrite bei der Verwitterung. Nach 
W. Mietzschke (Berghzg. 1896) zieht sich das gleichmässig als Sulfid 
vertheilte Gold anscheinend in dem Maasse, als der Pyrit sich in oxy- 

15* 



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228 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

disohes Product umwandelt, nach der Mitte des Pyrites zu, so dass z. B. 
der noch aus Schwefelkies bestehende Kern eines zur Hälfte verwitterten 
Schwefelkieskrystalles den doppelten Goldgehalt zeigen müsste, als der 
ganze Erystall vor seiner Zersetzung. Geschieht die S^rsetzung ungleich- 
mftssig oder besitzt derSchwefelkieskGrper grossere Unregelmässigkeiten, 
so findet man thatsächlich in dem völlig zersetzten Kiese zuletzt mehrere 
Kömchen reinen Goldes, welche sich nicht vereinigen konnten. Gut aus- 
gebildete Pyritkrystalle zeigen dagegen nach ihrer völligen Verwitterung 
in der Mitte ein Goldkömchen, das meistens Krystallflächen besitzt 

Gad-Arsenikwerke zu Bovisa in Italien. Nach F. Cle- 
r i c i (Berghzg. 1 896, 399) enthält das verarbeitete Erz 34 Proc. Schwefel, 
10 bis 12 Proc. Arsen und 0,6 Unzen Gold in der Tonne. Dasselbe wird 
geröstet, wobei Schwefelsäure und Arsen gewonnen werden, aus den 
Böstrückständen wird das Gold mit Chlorkalk ausgelaugt. 

Eigenschaften des Schwefelgoldes, welches durch 
Fällen der Chloridlösung mit Schwefelwasserstoff erhalten wird, unter- 
suchte Ditte (Eng. Min. Juni 1895). Die Lösung muss vor dem Ein- 
leiten von Schwefelwasserstoff angesäuert werden. 

Goldextraction mit Brom. NachC.Pret u. H.Trachsler 
(Eng. Min. 62, 295) wird das tellurhaltige Erz geröstet, mit Bromsalz- 
säure ausgelaugt, das überschüssige Brom mit Schwefligsäure beseitigt 
und das Gold mit Schwefelwasserstoff gefällt. 

Zur Bestimmung von Gold vor dem Löthrohr wird 
nach J. W. Richards (J. Frankl. Juni 1896) das Metallkorn so lange 
erhitzt, bis das vorhandene Silber verflüchtigt ist 

Zum Probiren von Golderzen wird nach H. Merrit 
(Transact. Febr. 1896) die Probe mit Natriumamalgam verrieben und das 
erhaltene Goldamalgam nach Verflüchtigung des Quecksilbers vor dem 
Löthrohr geprüft. (Vgl. Oesterr. Bergh. 1896, 166.) 

Zink. 

Zinkerzvorkommen von Iserlohn beschreibt L. Hoff- 
mann (Z. GeoL 1896, 45). 

Die Retorten der oberschlesischen und rheinisch- 
westfälischen Zinkhütten besprichtSteger(Z. Bergh. 1896, 1). 
Die oberschlesischen Zinkmuifeln sind mächtige, ziemlich starkwandige 
Gefässe von ungefähr 200 bis 250 k Gewicht, die 75 bis 100 k Erz und 
37 bis 40 k Reductionskohle fassen. Sie sind 36 bis 70 cm hoch, 
170 bis 190 cm lang und 20 bis 26 cm breit Die Wandungen sind an 
der Oeffnung 30 bis 35 mm stark, nehmen aber nach hinten an Stärke 
bis zu 50 mm zu. Glasuren der Muffeln werden im Allgemeinen nicht 
angewandt. Die beizumengenden Thone erhalten gewöhnlich eine Kom- 
grösse von 1 bis 3 mm. Die Scherben und den Schiefer setzt man als 
ein Gemisch von Grobem (bis zu 9 mm Durchmesser) und Feinem zu, 
wie es der Kollergang, der meist im Gebrauch ist, liefert. Das grobe 



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Zink. 229 

Sduurmottekom erhöht die mechanische Festigkeit der rohen Betörten, 
was wegen ihrer Schwere nicht ohne Belang ist. Das grobe Korn ver- 
hilft aber anch der Betorte zu der günstigen Eigenschaft, schnellen 
Temperatorwechsel bis zu einem gewissen Qrade ertragen zu können, 
und vermindert wegen der geringeren Berührungsfläche die chemische 
Einwirkung, befördert also die Haltbarkeit Das Scharmottefeine erhöht 
die Dichtigkeit der Masse und ihre Wärmeleitungsfähigkeit und gestattet 
zugleich, den Thonzusatz herabzusetzen. Alleinige Magerung durch 
Scharmottefeines wäre nicht zweckentsprechend, weü die Betorten sehr 
zum Reissen neigen würden. — Die Fabrikation der Betorten in den 
Rheinlanden und in Westfalen weicht von der in Oberschlesien gebräuch- 
lichen ab. Wegen der reichen Erze, die dort geschüttet werden, haben 
die Retorten eine ganz andere Form bekommen. Es sind Bohren mit 
rundem oder elliptischem Querschnitt, deren Länge zwischen 1100 bis 
1700 und deren innere lichte Weite zwischen quer 150 bis 170, längs 
250 bis 270 mm schwankt. Die Wandstärke beträgt gleichmässig 25 bis 
28 mm, doch gibt man auf einem Werke der unteren Auflagefläche zur 
Erhöhung der Haltbarkeit eine Stärke von 50 mm, die aber allmählich 
nach oben in eine solche von 25 mm übergeht. Die Betorten werden 
ausschliesslich durch Maschinenarbeit hergestellt, und zwar schafft eine 
hydraulische Presse mit 2 Arbeitern in einer Schicht 90 bis 100 Stück 
Betorten. Die Masse wird sehr sorgfältig präparirt. Thon und Mage- 
rungsmittel werden ziemlich fein, letztere auf 2 bis 3 mm Korn, also be- 
deutend feiner als in Oberschlesien, gemahlen. Die Masse wird trocken 
gehörig mit Schaufeln durchgemischt. Alsdann durchläuft sie einen 
kräftigen, liegenden Thonschneider , in welchem sie einen massigen 
Wasserzusatz (von 10 bis 14Proc.) erhält und dadurch nur eben plastisch 
wird, so dass sie unter Daumendruck nur schwer Eindrücke annimmt. 
Die oberschlesische Betortenmasse muss, um für die Handarbeit gehörig 
plastisch zu werden, beträchtlich mehr angenetzt werden (mit 16 bis 
20 Free. Wasser), was natürlich die Dichtigkeit der Masse beeinträchtigt. 
— Die d^i Thonschneider verlassenden Masseklumpen werden nun 
durch maschinell betriebene Stempel kräftig in Formen geschlagen und 
dann in cylinderförmige Ballen zerschnitten, deren jeder zur Herstellung 
je einer Betorte gerade ausreicht. Der Ballen kommt nun in den mit 
Verschlussstück versehenen Presscyünder einer hydraulischen Presse 
und wird hier durch einen unter 180 bis 200 Atm. Wasserdruck stehen- 
den Kolben so weit durchbohrt, dass zwischen Kolbenende imd Yer- 
ichlussstück gerade noch der Boden der Betorte übrig bleibt. Die so 
vorgeformte Bohre wird herausgepresst und mit Draht in gewünschter 
Länge abgeschnitten. Durch den hohen Druck erhalten die Bohren eine 
ausserordentliche Dichtigkeit, was günstig auf die Aushaltung von 
Schwindrissen hinwirkt. Die Annäherung der Massetheilchen an einander 
wird dabei durch die feine Mahlung unterstützt. — Abweichend von den 
oberschlesischen Zinkhütten setzen diejenigen des Westens fast allgemein 
gemahlenen Anthracitkoks der Masse zu. Dieser Zusatz beträgt durch- 



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230 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

weg nur 10 Proc., färbt aber die ganze Masse dunkel; er hat sich be- 
währt. Nach den Einen soll er die Retorten im rohen Zustande vor 
Springen schützen; Andere erkennen diese Wirkung nicht an und glauben, 
dass der Koks die Retorten beim Olühen vor Rissen schützt, noch Andere 
sagen, dass er den Ausfluss des in den Retorten aus den Erzen sich 
reichlich abscheidenden metallischen Eisens und dadurch das Durch- 
löchern der Wandungen verhindert. Das Ausbrennen des Koks in der 
Retortenmasse muss natürlich verhindert werden, sonst ist der Koks- 
zusatz direct schädlich. In diesem Sinne wirkt schon die hydraulische 
Pressung, indem der ungeheure Druck die Kokstheilchen mit plastischer 
Masse dicht umhüllt. Ausserdem werden die Retorten aber noch aussen 
mit einer Olasur dünn bestrichen, die erst im Ofenfeuer schmilzt und die 
Retorte dicht überzieht Die Glasur besteht aus einem Gemenge von 
fettem gewöhnlichen Thon, Sand und Steinsalz oder Soda, um an Soda 
zu sparen, wird auch Glaspulver zugesetzt. Im Inneren der Retorte 
bildet sich schon nach der ersten Beschüttung aus den Erzen eine 
Schlackenrinde, die ihrerseits als innere Glasur wirksam ist. — Die 
Massemischung ist trotz der Verwendung gleichen Materials auf den 
westlichen Hütten ebenso verschieden, wie auf den oberschlesischen. 
Doch gilt es als Satz, ungefähr 40 Proc. Bindethon, 50 Proc. Soharmotte 
und 10 Proc. Koks zu mengen. 

Aufbereitung von Zinkhüttengekrätz. Nach Steger 
(Z. Bergh. 1896, 147) enthält das aus den Retorten der oberschlesischen 
Zinkhütten gezogene Gekrätz neben 3 bis 4,5 Proc. Zink noch den 
grössten Theil der eingebrachten, wieder verwerthbaren Reductionskohle. 
Da nämlich das Innere der Retorten während der Destillation unter Luft- 
abschluss steht, kann von der Reductionskohle nur derjenige Theil ver- 
brennen, welchem der für die Verbrennung erforderliche SauerstofT von 
den oxydischen Erzen abgegeben wird. Ausserdem dringt während der 
Ladung und während des Räumens der Retorten noch Sauerstoff der 
Aussenatmosphäre in sie ein und verbrennt ein weiteres, allerdings nur 
geringes Quantum Kohle. Diese Reductionskohle ist zum grössten Theile 
grobkörnig und deswegen selbst bei den billigen Kohlenpreisen Ober- 
schlesiens werthvoll. Ihre Wiedergewinnung ist demnach von Wichtig- 
keit und wird thatsächlich auf einigen Werken Oberschlesiens betrieben, 
doch geschieht dies nur auf trockenem Wege durch blosses Sieben und 
Abklauben tauber Bestandtheile, wobei eine Reinhaltung des gewonnenen 
Materials nicht zu erzielen ist. Da die Räumasche nur in ganz trockenem 
Zustande gesiebt werden kann, ist diese Arbeit mit unangenehmer Staub- 
entwickelung verbunden, wird nur ungern geübt und deswegen auch nur 
theilweise ausgeführt. Versuche mit nasser Aufbereitung hatten nicht 
den gewünschten Erfolg. 

Reduction von Zinkstaub. Nach Ch. Rave, L. Hen und 
R. Wein mann (D. R. P. Nr. 87 844) bringt man den vorher mit fein- 
gemahlenem Harze vermischten Zinkstaub in einen gusseisernen oder aus 
feuerfestem Thon hergestellten Schmelztiegel. Der Apparat muss mit 



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Zink. 231 

einer Oeffnung versehen sein, aus welcher die flQohtigen Theile des 
Harzes entweichen können. Die Temperatur wird dann nach und nach 
bis auf Dunkelrothglut erhöht und auf dieser Höhe bis zur vollständigen 
Reduction des im Zinkstaube enthaltenen Metalles erhalten. Das redu^ 
cirte Metall sammelt sich angeblich im unteren Theile des Apparates an. 
Verhüttung von Erzen flüchtiger Metalle. Nach 
E. Lungwitz (D. R P. Nr. 83 571) braucht man bei der Reduction 
eines flüchtigen Metalles nur einen genügenden Druck im Reductions- 
xaum zu erhalten, um eine Verflüchtigung des einmal gebildeten Regulus 
zu verhindern. Beim Schmißlzen von Zinkerzen würde das Zink bei der 
Temperatur des Ofens, etwa 1200^ sich verflüchtigen, wenn nicht durch 
genügend hohen Druck dafür gesorgt würde, dass sein Siedepunkt über 
diese Temperatur stiege. Wie Versuche ergeben, ist die Spannung des 
Zinkdampfes bei dieser Temperatur etwa 3 Atmosphären. L u n g w i t z 
empfiehlt nun einen aus feuerfesten Steinen gebauten Ofen B (Fig. 32) 
mit Stahlmantel A, dessen Oicht durch eine Kappe C geschlossen ist. 
In der Mitte dieser Kappe oder auch nach der 
Seite zu ist eine OefFnung angeordnet , welche ^^^' ^^' 

durch die nach unten sich öffnende Fallthür 6^ 
verschliessbar ist. Ausserdem ist in der Oicht 
unterhalb C^ der gewöhnliche Fülltrichter D 
für Erz und Kohle mit der Fallthür D^ ange- 
bnu^ht Die Thüren C^ und D^ können durch 
die gewöhnlichen Glocken ersetzt werden. 
Durch die Düsen E wird die zur Heizung und 
Steigerung des Druckes erforderliche Druckluft 
in den Ofen geführt, i^ist ein zweiter, Ä in 
einem gewissen Abstand umgebender Stahl- 
mantel; der Raum zwischen A und F bildet 
eine luftdichte und wasserdichte Kühlkammer 
für den Mantel A. Um Beschädigung dieses 
Mantels zu verhüten, falls er durch Schmelzen 
<ler Steinwand an irgend einem Punkte dem im 

Ofen herrschenden Druck und der Hitze zugleich ausgesetzt werden sollte, 
wird das Wasser im Kühlraum unter einem Druck erhalten, welcher dem 
im Ofen gleichkommt. Das Wasser fliesst dem Kühlraum aus der Oeff- 
nung g der Röhren zu, die sich von dem Hauptrohr 0^ abzweigen. 
Letzteres wird von einer Pumpe aus versorgt. Man lässt das Wasser 
zweckmässig bei der Gicht eintreten, so dass der obere Theil des Schachtes 
zuerst gekühlt wird, und gewährt ihm an der Sohle des Herdes einen 
Abfluss durch die Röhre OK Ofen und Kühlraum sind mit Manometern 
H und H^ und Sicherheitsventilen / und P versehen, um die Gleich- 
haltung des Druckes zu ermöglichen. Das Sicherheitsventil / liegt am 
besten unmittelbar unter der Fallthür DK Hier entweicht der Ueber- 
schuss der Gase. Nachdem dieser Ofen mit Erz und Brennmaterial be- 
schickt ist, schliesst man die Thüren G^ und D^ und lässt, sobald an- 



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232 II« Gruppe. Chemische Metallurgie. 

gefeuert worden ist, durch die Düsen E Druckluft eintreten, so dass der 
Druck im Ofen gross genug wird, um ein Sieden des zu reducirenden 
Metalls bei der herrschenden Tempa^tur zu verhindern. Das Metall 
sinkt zum Herde herab, wo es durch ein Stichloch abgestodien wird. 
Handelt es sich um ein Bleizinkerz, so trennen sich die beiden fast 
quantitativ, und der bei weitem grössere Theil etwa vorhandenen Silbers 
ündet sich beim Zink. Auch wird bei diesem Verfahren die Bildung von 
Flugstaub, welche so viel Kosten und Mühe verursacht, fast gänzlich 
vermieden. Die Bauart des Ofens gestattet ein ununterbrochenes Arbeiten. 
Zum NachfQllen öffnet man die Fallthür C^ und beschickt, während 2)* 
geschlossen bleibt. Nun wird C^ geschlossen und D^ geöffnet, so dass 
der Ofen gefüllt wird, ohne dass Gase entweichen, der Druck also er- 
halten bleibt 

Nach ferneren Mittheilungen von Lungwitz (Berghzg. 1896, 
329) ist Zink wiederholt in Hochofengasen nachgewiesen^). Werden 
seiner Ansicht nach die der Zinkgewinnung im Eisenhochofen so un- 
günstigen Bedingungen derart abgeändert, dass man die Spannung des 
Gebläsewindes erhöht und die Temperatur des Ofens so niedrig hält, als 
es mit Erzeugung leichtflüssiger Schlacken vereinbar ist, so muss das 
gesammte Zink im Tiegel des Schachtofens vorgefunden werden. 

Zinkgehalt der Schlacken. Nach Lang (Eng. Min. 62, 
44) soll eine gute Schlacke im Bleihüttenprocess nicht mehr als 7 Proc. 
Zinkoxyd enthalten, in Flammofen kann sie aber sogar bis 22 Proc. ent- 
halten. 

Maassanalytische Zinkbestimmung durch Ferro- 
cyankalium beschreiben sehr eingehend L. De Eoninck und 
E. Prost (Z. angew. 1896, 564). 

Schwefelbestimmung in gerösteter Blende. Nach 
Heid (Eng. Min. 62, 178) wird die Probe zweimal mit 5 Proc. Natrium- 
acetatlösung ausgelaugt und zweimal mit Wasser ausgekocht, um den 
Sulfatschwefel zu entfernen, der Rückstand mit rauchender Salpetersäure 
oxydirt und die Schwefelsäure als Baryumsulfat gefällt 

Zinkuntersuchung. R Funk (Ber. deutsch. 1895, 3129) 
verwendet für die Bestimmung geringer Mengen von Schwefel in Zink 
die von E. Fischer vorgeschlagene Reaction, welche auf der üeber- 
führung des Schwefelwasserstoffs in Methylenblau durch p-Amido- 
dimethylanilin und Eisenchlorid beruht. Er konnte in 30 cc Flüssigkeit 
noch 0,001mg Schwefelwasserstoff an der Blaufärbung erkennen und 
grössere Gehalte durch die tiefere Färbung gut davon unterscheiden, so 



1) Z. angew. 1890, 71 u. 540. Die Hüttenwerke am Rammeisberg brachten 
am Ende der 50er und am Anfang der 60er Jahre Zink in den Handel ^ das im 
Bleischachtofen in Mengen von je 0,5 bis 5 Pfand gewonnen wurde. Die jähr- 
liche Ausbeute an solchem Zink war gering und belief sich im J. 1860 auf un- 
gefähr 8 t, im J. 1861 auf 5,5 t. Die jährliche Durchschnittsmenge für die Jahre, 
wo der Sumpfofen mit dem sogenannten Zinkstuhle im Gebrauche war, betrug 
inunerhin 7 bis 8 t. 



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Quecksilber. 233 

dass eine colorimetrische Bestimmung für seinen Zweck am Platze 
erschien. Als Absorptionsmittel für den Schwefelwasserstoff hat sich 
am besten eine Mischung aus gleichen Yolumentheilen einer 2proc. Zink- 
sulfatlösung und einer 0,5proc. Ammoniaklösung bewfthrt Die Schwefel^ 
beatimmung in gereinigten Zinksorten ergab : 

lo Millionteln 

Zink n Yon Kahlbaum 0,23 

Dasselbe 0,22 

Dasselbe wiederholt geschmolzen und filtrirt . — 

Zink von Trommsdorff 0,18 

Zink von Merck, „absolut chemisch rein* . . — 

Zink besonders rein von Eahlbaum .... — 

Dasselbe gewalzt 0,36 

Zink elektrolytisch gereinigt und sublimirt . . 0,10 

Man erhält also Werthe für den Schwefelgehalt des gereinigten 
Zinks, welche zwischen und 2,5 Th. Schwefel in 10 Millionen Theilen 
Zink schwanken. Ein einfaches Mittel, die letzten nachweisbaren Spuren 
Ton Schwefel aus Zink zu entfernen, besteht in dem mehr- 
fachen Umschmelzen undFiltriren des Metalls durch einen Asbesttrichter. 
Es scheint daher, dass Schwefel im geschmolzenen Zink nicht merklich 
löslich ist, und dass der kleine Schwefelgehalt mancher Zinksorten auf 
Sttspendirte Thelle von Zinksulfid zurückgeführt werden muss. 

Quecksilber. 

Quecksilber in der bayerischen Pfalz. Es wird in 
neuerer Zeit wieder auf die Quecksilbervorkommen in der bayerischen 
Pfalz hingewiesen , deren Abbau bereits vor 300 Jahren und noch im 
vorigen Jahrhundert unter französischer Herrschaft in lucrativer Weise 
betrieben, aber, wie es scheint, nicht zu Ende geführt wurde. Analysen 
von Ueberresten (Alsenzgebiet) aus früherer Zeit ergaben 1,6 Proc., 
von Quecksilbererzen , die wenige Meter unter der OberflAche gebrochen 
wurden, 3,6 Proc. und Musterstücke 32,1 Proc. metallisches Quecksilber, 
ein aussergewöhnliches Resultat , denn die Gruben in Almaden weisen 
einen Oehalt von 6 bis 7 Proc. und in Idria bloss 1 bis 2 Proc. auf. 
Welche Mengen dieser Erze noch vorhanden sind , wäre zunächst fest- 
zustellen. (Vgl. V. Oümbel: Geologie von Bayern.) 

Quecksilber in Asturien. NachA.Dory (Rev.univ.Min. 32, 
209) befinden sich die Quecksilbergruben südlich von Oviedo. Das 
Rösten der Erze geschieht in continuirlichen Muffelöfen von Rodriguez. 
Die Erze enthalten nur 0,7 Proc. Quecksilber. (Vgl. Berghzg. 1896, 316.) 
Die Darstellung des Quecksilbers aus Zinnober geschieht entweder durch 
einen Niederschlagsprocess (Zerlegung durch Kalk oder Eisen) oder 
durch Röstung, wobei zur möglichsten Condensation der Dämpfe gewisse 
Bedingungen erfüllt sein müssen. In Asturien waren früher für Stück- 
erze nur Aludel- oder Bussamenteöfen und alte Idrianer Oefen und für 
Schliege von Oyarzabal, Director der Almadener Werke, eingeführte 



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234 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Kanal- oder LivermoreOfen in Anwendung. In den Aludelöfen ist die 
Böstung infolge nicht genügenden Zuges unvollkommen, die Quecksilber- 
verluste sind gross, und die Arbeit ist sehr ungesund. Die alten Idrianer 
Oefen zeigen ähnliche üebelstände, nur ist die Gondensation in den 
grossen Kammern leichter zu überwachen, als in den Aludeln. (Quecksiiber- 
verluste im Aludelofen 4,41 Proa, im Idrianer Ofen 6,20 Proc.) Im 
Livermoreofen wird die Hitze nur unvollständig ausgenutzt , der Kanal 
verstopft sich leicht und die Gestalt des Ofens erschwert dessen Ver- 
ankerung , so dass an der dem herabgleitenden Erze entgegengesetzten 
Seite leicht Risse im Geraftuer entstehen. Zur Beseitigung dieser üebel- 
stände der genannten Oefen , welche nur noch zum geringen Theile in 
Anwendung stehen, sind folgende neuere Oefen eingeführt: Muffelöfen 
von Rodriguez undGascue mit 2 bis 3 Muffeln fOrSchliege werden 
alle IV2 Stunden mit 50 k Erz und mit bis 15 Proc. Kalk beschickt, 
die zweimuffeligen Oefen erfordern in 24 Stunden 330 k Kohlenklein 
und setzt man in 24 Stunden 1600 k bei nicht über 1 Proc. Quecksilber- 
verlust durch. Die Quecksilberdämpfe gelangen zunächst in zwei ge- 
mauerte grosse Kammern, dann in zwei kleinere, dann in einen Holz- 
kasten , dessen Boden durch einen Wasserstrom gekühlt ist Von hier 
treten die Gase und Dämpfe durch ein Rohr in einen stehenden zwei- 
theiligen Kanal, in welchen ein Wassertrommelgebläse einen Wasser- 
strahl von oben ergiesst, daraus durch einen geneigten Kanal in den 
Schornstein. — Schachtofen von G as c u e und Rodriguez für Stück- 
erze, ein modificirter Hähnerofen von 6,70 m Höhe, 2 m Weite über 
dem Rost und 1,85 m Weite an der Mündung. Der Ofen setzt in 
24 Stunden 8,5 1 Erz in 8 bis 600 cc dicken Stücken mit 0,5 Proc. Koks 
bei 3,12 Proc. Quecksilberverlust durch; alle 75 Min. werden Posten 
von 443 k Erz und 2,22 k Koks aufgegeben. Die Erze enthalten nur 
0,01 bis 0,02 Proc. Quecksilber (Erze von Vallalta in Venetien 0,446 bis 
0,125, Ripa (Toscana) 0,25 bis 0,30, Castellagara (Toscana) 0,003 bis 
0,004, Califomien bis 0,5 und Grat wein in Steiermark 4, 12 bis 5, 7 2 Proc.). 
— Zur Gondensation der Quecksilberdämpfe und arseniger Säure 
sind vorhanden : zwei Reihen grössere Kammern mit Wasserkühlung im 
Boden, woran sich vier kleinere Kammern schliessen, von deren geneigten 
Böden das Quecksilber durch eine Oeffnung abfliesst , und seitliche Oeff- 
nungen zur Ausziehung der Stupp und der arsenigen Säure angebracht 
sind. Aus den kleineren Kammern führen weite Rohre Dämpfe und 
Gase in einen langen Kanal mit Labyrinthen , in welchen ein Wasser- 
trommelgebläse Wasser ergiesst, dann in den Schornstein. 

Quecksilbergewinnung in Mexiko beschreibt!. Mactear 
(Oesterr. Bergh. 1896, 510) sehr eingehend. Er zeigt, dass das Erz- 
vorkommen im Durchschnitte ein sehr reiches ist , und dass der mittlere 
Halt der verarbeiteten Erze mit Ausnahme von Almaden (in Spanien) von 
keiner der bestehenden Quecksilbergruben der Welt übertroffen wird. 
Trotz dieses Reichthums sind aber die mexikanischen Gruben in ihrer 
Entwicklung zurückgeblieben, woran wohl zunächst die von der spanischen 



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Sonstige Metalle. 



235 



BegieruDg dem Quecksilberbaue in rücksichtslosester Weise bereiteten 
Hindemisse Schuld tragen. Die Hütteneinrichtungen sind meist sehr 
einfach. 

Brennrückstände von der Verhüttung derldrianer 
Zinnobererze hatten nach F. Janda (Oesterr. Bergh. 1896, 549) 
folgende Zusammensetzung : 

Sohüttröstofen Schachtofen 

CaS04 3,94 Proc. 2,09 Proc. 

MgS04 0,67 0,99 

CaS 0.80 0,10 

FeS 2;04 0,85 

FeO 1,42 1,14 

Fe,0, 5,44 6,54 

A1,0, 4,11 7,40 

CaO 18,19 22,22 

IfeO 5,42 10,27 

COt 7,26 18,11 

PtO» 0,08 0,13 

SiO, 40,30 25,82 

Kohle 10,10 3,84 

Hg 0,005 0,003 

MnO, Chloralkalien n. dgl. 0,225 0,497 



Sonstige Metalle. 

Platinvorkommen in Neu-Südwales besprichtJ.B.Jaqet 
<Bng. Min. 62, 126). 

Analysen von Rohplatin (Annal Hep. of the Unit Stat 
geolog. Survey) : 



Kassland • . 

» 
Ecaador . . • 
Brit. Colnmbia . 
Califoroien . . 
Ural . . . . 
Oregon . . . 
I» . . , 
Rep. Columbia . 

Oregon . . . 
Rep. Columbia . 

Oregon . . . 

n . . . 

Iridosmin ans 
Platinsand 



Pt 



83,984 
78,872 
86,109 
79,130 
62,927 
48,920 
89,047 
0,826 
90,664 
37,802j 
Ä4.272 
62,114 
72,641 
46,711 
43,480 

0,470 



Ir 



1,677 
0,289 
0,336 
2,969 
0,271 
0,864 
1,016 

0,686 
1,343 
0,779 
0,831 
0,816 
0,923 
0,260 

Spr. 



Ob 



Spr. 



0,418 

Spr 

1,034 

2,107 
2,328 
1,068 
0,878 
0,326 
0,633 
0,240 

0,260 



Pd 



Rh 



0,221 

Spr. 

1,200 

0,698 

1,160 

0,981 

0,890 

0,609 

0,618 

0,870 

0,608 

0,288 

0,664 

Spr. 

0,070 



Fe 



Cu 



0,162 

0,746 
0,360 
0,791 
0,300 
0,439 

1,349 
1,241 
1,117 
0,362 
1,989 
0,097 
0,260 

0,100 



7,6730,616 
12,847 2,396 

8,196,0,460 
10,493 1,838 

6,041:0,362 

4,083; Spr. 

3,769 0,327 

1,617 0,729 
1,996 0,486 
3,0810,608 
3,218 — 
3,866 0,286 
4,225 '0,206 
3,6900,330 

0,170 0,110 



Au 



1,890 



0,969 



1,803 
0,767 



Ir 

08 



Sand 

U.B.W. 



4,412 

2,849 

0,642 

4,108 

20,688 

44,168 

49,669 

97,306 

1,169 

47,013 

20,968 

38,173 

1,161 

24,476 

41,320 



1,904 
1,583 

16,950 

0,569 

2,841 

1,237 

0,233 

6,921 

14,496 

1,602 

16,702 

22,584 

10,560 



65,290 33,290 



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236 n. Grappe. Chemische Metallurgie. 

Schmelzbarkeit des Platins. Yict. Meyer (6er. deutsch. 
1896, 850) konnte in einem Öebläseofen mit Betortengraphit Platin zum 
Schmelzen bringen. 

Zur Gewinnung der in Erzen u. d gl. enthaltenen Me- 
talle werden die Erze nach 0. Bobson und S. Crowder (D. R. P. 
Nr. 82 722) gepulvert und angefeuchtet mit einem Öemisch von Kohlen- 
wasserstoffen (Terpentinöl , Erdöl , Paraffin u. dgl.) mit Rüböl u. dgl. aufs 
Innigste vermengt, wodurch die Metalltheilchen von den übrigen Be- 
standtheilen getrennt und von dem Oelgemisch an die Oberflftche des 
breiigen Oemenges getragen werden sollen. 

Wolframerz von Zinnwald in Böhmen hat nach S t o 1 b a (Berghzg. 
1896, 392) folgende Zusammensetzung: 





Stückerze 


Graupenerze 


Mehlerze 


WO, . . . 


76,5 


73,6 


60,1 


FeO ... 


10,3 


9,8 


8,1 


MnO ... 


12,2 


12,6 


9.6 


CaO . . . 


1,1 


0,4 


0,9 


MgO . . . 


Sp. 


Sp. 


Sp. 


SnO, . . . 


Sp. 


3,6 


13,1 


Bergart . . 




— 


— 



Es wird besonders zur Herstellung von Wolframstahl verwendet 
(VgL Eng. Min. 62, 153.) 

Zur Darstellung von Kalium und Natrium empfiehlt 
J. A. Kendall (D. B. P. Nr. 88956) die im Pat 87 780 beschriebene 
Betorte, welche mit einem äusseren Behälter umgeben ist; in den 
Zwischenraum zwischen beiden wird Wasserstoffgas , bez. Wassergase 
eingeleitet Die innere Betorte besteht aus Nickel oder Kobalt und die 
äussere aus feuerbeständigem Thon oder aus Nickel , Kobalt oder aus 
schwer schmelzbarem Eisen , welche beiden letzteren Metalle mit einer 
Schicht feuerbeständigem Thon bekleidet sind. Die Gegenwart des 
Wasserstoffes verhindert, dass das Metall der inneren Betorte durch das 
Gemenge des Alkalis und der Kohle angegriffen wird. Die innere 
Betorte ist mit einem Abzugsrohr iür die entweichenden Kalium- oder 
Natriumdämpfe und die bei der Beaction entstehenden Gase versehen. 
(Z. angew. 1897, *58.) 

Uran ist nach Moissan (C. r. 122, 1088) weiss und ähnelt in 
vielen Beziehungen dem Eisen. Er lässt sich feilen , nimmt Kohlenstoff 
auf, lässt sich härten und oxydirt sich leicht. 

Metalllegimngen und schützende Ueberzüge auf 

Metallen. 

Bronze aus der prähistorischen Culturgeschichte , gefunden bei 
der Durchgrabung eines Pfahlbaues in der üna bei Bihaö , untersucht 
von F. Lipp. (Vgl. S. 121.) Das mürbe, bröckelige Material ist von 
lichtkupferfarbigen, metallischen, unregelmässig geformten Theilohen 
durchsetzt, welche folgendermaassen zusammengesetzt sind : 



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MetalUeginmgen uod schützeDde Ueberzüge auf Metallen. 237 

Kupfer 81,41 

Zinn 15,78 

Antimon 0,25 

Blei 0,20 

Silber Spur 

Wismuth — 

Nickel 0,83 

Eisen 0,16 

Zink — 

Aus dieser Analyse geht hervor, dass die metallischen, nicht 
kiystallisirten Theilchen des untersuchten Fundstfickes nichts anderes 
als Bronze sind , fQr deren prähistorische Herkunft der Umstand spricht, 
dass sie Nickel und kein Zink enth&lt , da bekanntermaassen römische 
und andere Bronzen aus dem späteren Alterthume als zinkhaltig und 
nickelfrei sich erwiesen , während die vorgeschichtlichen Bronzefunde, 
wie jene von Limburg, Meinsdorf , Steier u.s. w., sodann die Bronze von 
den Pfahlbauten des Bieler-Sees erwiesenermaassen zinkfrei und nickel- 
haltig sind. Die chemische Analyse des nichtmetallischen Theiles der 
untersuchten Masse ergab : 

Blei 44,26 

Kupfer 18,84 

Zinn 6,61 

Wismuth — 

Nickel 1,90 

Zink — 

Thonerde 6,30 

Kalk 4,10 

Magnesia 0,40 

Kieselaure 2,50 

Kohlensäure .... 3,60 

Sauerstoff 10,40 

Aus dieser Analyse ergibt sich, dass die nichtmetallische Masse 
des Fundstückes kein Silicat ist, demnach nicht als Schlacke bezeichnet 
werden darf. Mit mehr Wahrscheinlichkeit ist anzunehmen, dass diese 
fast zur Hälfte aus Bleioxyd bestehende Masse ein beim Rafßniren 
(Saigem , Oarmachen) der Bronze erhaltenes Hüttenproduct ist , wie es 
beim nicht reducirenden Umschmelzenan derOberflächedes geschmolzenen, 
bleihaltigen Bronzematerials sich gebildet hat 

Chromlegirungen erhält die El ectro Metallurgical Comp. 
(D. R P. Nr. 89 348) durch Einführen von elektrolytisch hergestelltem 
Chrom in die geschmolzenen Metalle. Um die Oxydation des Chroms 
in dem Augenblick , wo dasselbe der Legirung beigesetzt wird , zu ver- 
hüten , wird dasselbe vorher auf elektrolytischem oder anderem 
Wege mit einer mehr oder weniger dicken Schicht eines Schutzmetalles 
bedeckt, z. B. mit Kupfer, Nickel, Gold, Silber, Zink, Aluminium, 
Zinn , Platin u. s. w. Einige lOOOstel reinen Chroms , dem Kupfer oder 
Nickel, Gold, Silber, Zink, Blei, Zinn beigesetzt, genügen, um in sehr 
erheblicher Weise die Härte und Zähigkeit dieser Metalle zu vermehren. 



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238 ^I* Gruppe. Chemisohe Metallurgie. 

Am besten hält man den Ghromzusatz in einem YerhAltniss von 0,5 bis 
15 oder 20 zu 100. Die MetalUegirungen , welchen Chrom in grösseren 
Mengen beigesetzt ist , sind so ausserordentlich hart , dass sie nur mit 
dem Schleifstein bearbeitet werden können. — Ein Chromzusatz im Ver- 
haltniss von 0,5 bis 20 zu 100, bei Kupfer oder Bronze, Messing, Neu- 
silber U.S.W., verbessert diese derart, dass ihreBruchfllhigkeitderjeDigen 
des Stahles ungefähr gleichkommt Eine geringe Menge Chrom , den 
Münzmetallen zugesetzt , macht dieselben bedeutend widerstandsfähiger 
gegen Druck und gegen die nothwendige Waschung. Das Chrom macht 
ferner die Metalle und dieMetalllegirungen erheblich widerstandsfähiger 
gegen hohe Temperaturen (bei der Herstellung von Formen, Herdplatten, 
Schüreisen u. s. w.). Es macht dieselben auch widerstandsfähiger 
gegen Säuren, Alkalien und andere chemischen Stofifö bei der Her- 
stelluDg von chemischen Apparaten und ebenso von Eüchen- 
geräthen. 

Eisenlegirungen stellteJ.S. de Benneville(J.Am.Soa 17, 
10, 791) durch Erhitzen von Gusseisen mit Chrom und Molybdän oder 
mit Chrom und Wolfram dar. Er erhielt Krystalle von Fe7(CrMo)gC4 
und Fe^(CrW)eC4. 

Siliciumverbindungen der Metalle. Nach H. Moissan 
(C. r. 121, 621) verbindet sich pul verförmiges Silicium beim Erhitzen 
im Wasserstoffstrom mit Eisen, ohne dass dieses schmilzt, zu einer 
weissen , spröden Legirung. Beim Behandeln mit verdünnter Salpeter- 
saure bleiben kleine prismatische Krystalle von SiFe^ zurück. Diese 
Verbindung löst sich in Fluorwasserstoffsäure oder Königswasser und 
wird durch ein schmelzendes Gemisch von Soda und Salpeter zersetzt. 
Wie das Siliciumeisen , lässt sich auch SiCr^ herstellen. Dieses ist 
wesentlich härter als die Eisen verbindimg , ist dieser aber im üebrigen 
sehr ähnlich. Dagegen löst Silber in geschmolzenem Zustande das 
Silicium auf, scheidet es aber beim Abkühlen in krystallisirter Form 
wieder ab, ohne eine Verbindung damit zu bilden. 

Vigouroux (das. 121, 686) erhielt in derselben Weise die Ver- 
bindungen SiNi^ und SiCo^. 

Schmelzbarkeit der MetalUegirungen untersucht 
H. Gautier (C. r. 123, 109); darnach können Verbindungen NigSuj, 
SnAl, SngAlji, Ag^Al, SbAl, CuNi angenommen werden. 

Kupferlegirungen bespricht F. Förster (Z. anorg. 10, 309), 
— Charpy (Berghzg. 1896, 277) Kupfer-Zink-Legirungen; in 
den deutlich krystallinischen Legirungen (mit bis 34 Proc. Zn) localisirea 
sich die Verunreinigungen zwischen den Krystallen. In den industriellen 
Messingarten bilden diese Verunreinigungen, die fast immer aus schwachen 
Metallen, Blei und Zinn bestehen, ein im Kalten widerstandsfähiges 
Loth ; es zeigt sich , dass die Verunstaltungen und Brüche im Innern 
der Krystalle erfolgen ; dies erklärt auch , dass der Bruch solcher Le- 
girungen mit grossen Krystallen ein sehr feines Korn zeigt. Aber erhöht 
man die Temperatur, so nimmt die Lothstärke rasch ab; sind 200<> über- 



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MetalUegirangen und schützende Ueberzüge auf Metallen. 239 

schritten, dann werden die Metalle sehr spröde, indem der Bruch 
zwischen den Erystallflftchen erfolgt Beträgt der Zinkgehalt ungefähr 
40 Proc, so hört das auf; die Erystalle erfüllen nicht mehr die ganze 
Masae und die Verunreinigungen, in einem ziemlich bedeutenden Magma 
vertheilt, werden nicht so rasch geschwächt. Bekanntlich ist Messing 
mit 36 bis 45 Proc. Zink in der Hitze schmiedbar. — Die physikalischen 
Eigenschaften der Kupfer- und Zinklegirungen beweisen deutlich das 
Vorhandensein der Verbindung CuZn^ (67,3 Proc. Zn). In Verbindung 
mit den Untersuchungen von Lechatelier und R i c h e ist man nun 
zu folgenden Hypothesen über die Legirungen des Kupfers mit Zink ge- 
langt Die Legirungen mit bis 34,5 Proc. Zink werden von isomorphen 
Gemengen des Kupfers mit der Verbindung Gu^Zn gebildet; die Le- 
girungen mit 54,5 bis 67,3 Zink sind wechselnde Gemenge von Gu^Zn 
(der dehnbaren Verbindung) und GuZn^ (der harten , zerbrechlichen Ver- 
bindung), welche sich mehr oder weniger, je nach der Zusammensetzung, 
den Eigenschaften der einen oder anderen bestimmten Legirung nähern. 
Die Legirungen endlich mit über 67,3 Proc. Zink sind Gemenge des 
Zink mit der Verbindung GuZn^. 

Bronzefarben- und Blattgoldfabrikation beschreibt 
E. Odernheimer (Z. angew. 1895, 727). 

Zur Trennung sogenannter gemischter Spähne, be- 
stehend aus Weissguss- und Bothguss- (Bronze), auch Messingspähnen, 
werden nach R Deissler (D.R.P. Nr. 88476) die gemischten Spähne 
bei einer Temperatur, bei welcher der Weissguss zerfällt oder schmilzt, 
jedoch nicht mit dem Bothguss- bezw. Messing sich legirt, durch 
Bewegung während des Erhitzens oder im erhitzten Zustande ge- 
sondert 

Verbleien von Eisen. Nach E. v. Münstermann (D.R. P. 
Nr. 85 436) werden die zu verbleienden Gegenstände vor der Einführung 
in das Bleibad mit einer angesäuerten Lösung von Kaliumquecksilber- 
jodid behandelt Dieses Bad soll das Blei auf dem Grundmetall besser 
haften machen. 

Metallisirverfahren. Während nach dem bisherigen Her- 
stellungsverfahren von galvanoplastischen Formen aus formbarem Stoff 
mit Wachs , Guttapercha oder dergl., erst nach dem Abformen mit auf- 
gestäubtem Metall- bez. Graphitpulver leitend gemacht werden , erfolgt 
nach L. Boudreaux (D. R. P. Nr. 84235) das Leitendmachen der 
Oberfläche der Formplatten vor dem Abformen. Man behandelt die 
Formplatten vor dem Aufstäuben des Bronzepulvers mit einem Lösungs- 
mittel oder macht sie durch Erwärmen klebrig. Unter diesen Umständen 
haftet das Pulver sehr fest auf der Masse, so dass letztere behufs Formung 
gepresst werden kann, ohne dass sich hierdurch das Metallpulver wieder 
ablöst 

Brünirungsverfahren für Aluminium. Nach Göttig 
(D.R. P.Nr. 86610) wird Aluminium mit Ammoniak oder einem Gemenge 
von Ammoniak und Ammoniaksalzen behandelt (Vgl. S. 197.) 



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240 n. Grappe. Chemische Metallurgie. 

Auftragevorrichtung für Email von E. Färber (D. R. P. 
Nr. 86 544). 

ZurVergoldung v on Bronzepulver wird nach J.Lubenow 
<D. R P. Nr. 86 453) das sorgfältig von Fett u. dgl. gereinigte Bronze- 
pulver mit Qoldamalgam gemischt und in der Polirmühle bearbeitet. 
Erwärmung beschleunigt die hierbei vor sich gehende Vergoldung des 
Bronzepulvers. 

Entzinnungsverfahren.NadiB.Kotzur(D.RP.Nr.84 776) 
leiden die derzeitigen elektrolytischen Methoden zur Entzinnung von 
Weissblechabföllen an dem üebelstand, dass die Elektrolyte sehr schnell 
unbrauchbar werden. Die Säuren (Schwefelsäure und Salzsäure) sättigen 
sich sehr rasch mit Eisen , verursachen dann hohe Spannungen in den 
Bädern , lösen an der Anode das Zinn nicht mehr oder nur mangelhaft 
und bewirken an der Kathode den Niederschlag unreinen Zinns , indem 
sich basische Salze absetzen oder bei höherer Stromdiehte gar Eisen mit 
ausfällt. Man muss daher die Elektrolyte regelmässig abstossen und 
durch häufige Zugabe frischer Säure die Bäder in Ordnung halten. — 
Noch grösser sind die üebelstände beim Arbeiten mit alkalischen Lösungen. 
Diese Elektrolyte enthalten stets neben kaustischem Alkali entweder von 
Anfang an zugesetztes zinnsaures Natrium oder solches, welches sich 
im Lauf der Stromarbeit gebildet hat Durch die Einwirkung der Kohlen- 
säure der Luft geht dies kaustische Natrium sehr schnell in kohlensaures 
Natrium über, welches für den Zweck der Entzinnung werthlos ist. Mit 
der Zunahme des Öehaltes an zinnsaurem und kohlensaurem Natrium 
und der Abnahme an kaustischem Natrium steigt nicht nur die Spannung 
im Bade, sondern es wird auch schliesslich an der Anode immer mangel- 
hafter gelöst. Die Bäder entwickeln Sauerstoff und WasserstoflT, d. h. 
die Zinnausbeute wird immer geringer. Das Eisen wird mangelhaft ent- 
zinnt und ist für hüttenmännische Zwecke nicht mehr verwendbar, kurz 
es muss ein Theil des Elektrolyts abgestossen und durch kaustisches 
Alkali ersetzt werden. Mit dem Elektrolyt geht gleichzeitig ein 
Theil des Zinns in Form von zinnsaurem Natrium verloren. — Der Vor- 
schlag von W. Borchers, durch Eindampfen zur Trockne Präparirsalz 
aus den Lösungen herzustellen, ist in der Praxis unausführbar, weil mit 
den Weissblechabfällen stets eine Menge Substanzen , wie Lack , Fett, 
Schmutz u. s. w. dem kaustischen Elektrolyt zugeführt werden , welche 
die Lösung so stark verunreinigen , dass sie braun gefärbt ist und ein 
dunkles , völlig verunreinigtes Präparirsalz gibt ; auch dui*ch Glühen mit 
oxydirenden Stoffen, wie Salpeter, ist das Product nicht weiss und 
löslich zu erhalten. Ausserdem ist es so stark mit kohlensaurem Natrium 
und Kochsalz oder anderen im Bade vorhandenen Salzen vermischt, dass 
es in der Färberei oder Druckerei nicht Absatz finden kann. — Man 
kann nun zwar theil weise die Luft abhalten, wie das W. Beatsonin 
der Beschreibung seines englischen Patentes Nr. 12 200 1890 andeutet, 
indem man die Bäder zudeckt und nur zum Entleeren der entzinnten 
Schnitzel und zum Füllen mit neuem Material öffnet Hiermit erreicht 



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MetaUleginmgen und schützende üeberzüge aof Metallen. 24 1 

man aber nur theilweise den gewünschten Zweck , und vor allem wird 
die Arbeit sehr gefährlich. Qegen Schluss der Operation ist niemals die 
Bildung von Wasserstoff und Sauerstoff gänzlich zu vermeiden , sofern 
man die Abfälle nicht halb entzinnt aus dem Bade entfernen will, so dass 
leicht ein explosibles Oasgemisch entsteht, das durch ein hervorragendes 
Weissblechstück , welches Eurzschluss bildet, entzündet werden kann. 
— Man bringt die zu entzinnenden Materialien in ein elektrolytisches 
Bad als Anode; der Elektrolyt des Bades enthält kaustisches Alkali. 
Leitet man den Strom hindurch , so wird die Entzinnung des Materials 
vor sich gehen unter Bildung von Zinnoxyd an der Anode , welches sich 
mit kaustischem Alkali löst und an der Kathode grösstentheils als Zinn 
sich abscheidet, über 90 Poe., während einige Procente zinnsaures Alkali 
in dem Bade bleiben und sich in demselben anreichem ; es fehlt schliesslich 
durch den Zurückgang des Bades an kaustischem Alkali , sowohl durch 
dieses zinnsaure Natrium als auch durch die Einwirkung der Luft, 
welche kohlensaures Alkali bildet. Dieser Mangel an kaustischem Alkali 
bewirkt , dass das an der Anode sich bildende Zinnoxyd nicht mehr in 
Löeung geht. Die Spannung im Bade steigt , und es tritt keine Lösung 
von Zinn an der Anode mehr ein, da diese sich mit Zinnoxyd bedeckt. 
um dies zu verhindern , führt man einen Theil des Elektrolyten recht- 
zeitig ab und unterwirft ihn einem chemischen Process, welcher die 
Entfernung des Zinnoxydes aus der Lauge bewirkt und kaustisches Alkali 
auf's Neue schafft. — Man fällt das Zinnoxyd aus dem Elektrolyten 
nach Pat 21 628 mit Kohlensäure aus; es bildet sich aus dem zinnsauren 
Natrium kohlensaures Natrium , während das Zinnoxyhydrat selbst aus 
stark braun gefärbten Lösungen sich rein weiss abscheidet, da die 
organischen , die Lösungen färbenden Substanzen durch die Kohlensäure 
aus der alkalischen Lösung nicht ausgefällt werden. Das Zinnoxyhydrat 
wird, wie bekannt, benutzt, die Lauge aber, welche kohlensaures 
Natrium im Wesentlichen enthält, wird durch Kalk in bekannter Weise 
kanstificirt. — Ein zweites Verfahren beruht darauf, dass man nach 
Pat 54126 den Elektrolyten mit Kalk kocht und so das zinnsaure 
Natrium in zinnsauren Kalk und Aetznatron überführt, gemäss der 
Gleichung : 

NajSnOa + Ca(OH)a — CaSnOg + 2NaOH. 
Das Natron geht wieder in den elektrolytischen Process zurück, 
während das Zinn aus dem zinnsauren Kalk auf hüttenmännischem 
oder chemischem Wege gewonnen werden kann. 

Verfahren, Eisen und Stahl gegenRost zu schützen 
nach Farbenfabriken vorm. Fr. Bayer&Co. (D.R. P.Nr. 86 672). 
Statt, wie im Hauptpatente 82 886 (J. 1895, 271) angegeben, wässerige 
Lösungen der Ferro- oder Ferricyanwasserstoffsäure zu verwenden, 
werden alkoholische bez. alkoholisch -wässerige Lösungen dieser Säuren 
mit oder ohne Znsatz von Oelen benutzt. Derartige Lösungen lassen sich 
wesentlich gleichmässiger als wässerige Lösungen auf die Gegenstände 
auftragen. 

Jahr«8ber. d. ehem. Technologie. XUI. IQ 



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242 n. Gruppe. Chemische Metallurgie. 

Zur Herstellung von Metallüberzügen durch Gontact 
wird nach B o s s e & S e 1 v e (D. R. P. Nr. 84 298) statt des bisher benutzten 
Zinkes bei dem gewöhnlichen Contactverfahren Aluminium benutzt. Die 
auf diese Weise erhaltenen Metallüberzüge zeichnen sich besonders bei 
Vernickelungen und Yerkupferungen durch hohen Qlanz aus und be- 
dürfen deshalb keiner weiteren Behandlung mehr. 

Neue Bücher. 

H. Baniza, F. Klockmann, A. Lengemann, A. Sympher: Das 
Berg- und Hüttenwesen des Oberharzes. (Stuttgart, 
F. Enke.) Pr. 10 M. 

Nach eingehender Besprechung des Harzer Bergbaues folgt eioe recht gute 
Dai'stelluDg des jetzigen Hüttenwesens, der verschiedenen Erzschmelzverfahren, 
der Bleienteilberung u. s. w. Das Buch verdient auch in weiteren Kreisen Be- 
achtung und Empfehlung. 

L. Beck: Die Geschichte des Eisens in technischer und 
kulturgeschichtlicher Beziehung. (Braunschweig, Friedr. Vie- 
weg & Sohn.) 

Die vorliegende 8. Lieferung dieses schon wiederholt empfohlenen Werkes 
behandelt besonders England und Schweden im 17. Jahrhundort. Damit ist die 
zweite Abtheilung dieses hervorragenden Geschichtswerkes beendet. Kein Hütten- 
tnann, ja kein Chemiker sollte versäumen, dasselbe zu lesen. 

H. Lang: Matte Smelting, its Principes and later Developments 
discussed. With an Account of the Pyritic Processes. (New York 
and London 1896.) 

L. de Launay: L. Argent, göologie, mötallurgie, vole öconomique 
(Bailiiere & fils, Paris). 

F. Reiser: Das Härten des Stahles in Theorie und Praxis. 
(Leipzig, A. Felix.) Pr. 3 M. 

Verf. bespricht zunächst die Eigenschaften und die Prüfung des Stahles, 
besonders die Schmiedeproben. Eingehend wird die praktische Ausführung des 
Härtens von Stahl beschrieben, unter besonderer Berücksichtigung der möglichen 
Misserfolge und der Wiederherstellung von verdorbenem Stahl. Auch das 
Schweissen des Stahles und die Veredelung von Constnictionsstahl wird be- 
schrieben. Der theoretische Theil des Buches ist sehr kurz gehalten. Das Buch 
ist aus der Praxis für die Praxis geschrieben und wird daher Eisenhüttenlabora- 
torien nützlich sein. 

C.Schnabel: Handbuch der Metallhüttenkunde. 2. Bd. 
(Berlin, Julius Springer.) Pr. 18 M. 

Der vorliegende zweite Band dieses vortrefflichen Handbuches behandelt in 
sehr eingehender Weise die Gewinnung von Zink, Oadmium, Quecksilber, 
Wismuth, Zinn, Antimon, Arsen, Nickel, Kobalt, Platin und gibt schliesslich eino 
Zusammenstellung über Aluminium. 

Es sei als zuverlässiger Führer im Hüttenwesen bestens empfohlen. 



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Statistik. 243 

C. A. Stetefeldt: The Lixiviation of Silver-Ores with Hyposulphite 
Solutions, with special Reference to the Russell-Process. (Die 
AuslauguDg der Silbererze durch Hyposulfitlösungen mit be- 
sonderer Berücksichtigung des Russell - Processes.) (Freiberg, 
J. Stettner.) 

H. Wedding: Ausführliches Handbuch der Eisenhütten- 
kunde. I.Band: AllgemeineEisenhüttenkunde. (Braun- 
schweig, Friedr. Vieweg & Sohn.) Fr. 30 M. 

Die vorliegende zweite Auflage dieses hervon'ageDdeD Werkes bringt zu- 
nächst eine sehr eingehende Besprechung derEi^nscbaften des Eisens, besonders 
des Zuflusses des Kohlenstoffes , Siliciums , Phosphors u. s. w. auf die Eigen- 
schaften des Eisens. Das zweite Buch enthält eine ganz vorziighche Beschrei- 
bimg der Prüfung des Eisens bez. die Eisenprobirkunst. Dieser &eil des Buches 
ist besonders analytischen Laboratorien zu empfehlen; die angehängte Unter- 
suchung der Brennstoffe und Gase ist jedoch etwas dürftig ausgefulen. Das 
dritte Buch behandelt in vortrefflicher Weise die Herstellung des Eisens , dabei 
sehr eingehend die chemischen Vorgänge. 

Besonders lobend zu erwähnen sind noch die sehr schönen Abbildungen von 
dem Gefüge des Eisens. Das ganze Werk ist besonders allen Hüttencbemikem 
zum Studium bestens zu empfehlen. 

L. Weill: L'Or, propri6t6sphy8iquesetchimiques,gisements,extraction, 
applications, dosage. (Bailli^re & fils.) 

Win 8 low: Lead and Zinc Deposits (Jefferson City). 

Ausführlicher Bericht über die Blei- und Zinkhütten in Nordamerika, be- 
sonders in Missouri. 



Statistik. 

Die Gewinnung der Bergwerke und Hütten im Deut- 
schen Reich und in Luxemburg während des Jahres 1895 1)» 
(Siehe 6. 244.) 



1) Vorläufiges Ergebniss, zusammengestellt im Kaiserlichen Statisti- 
schen Amt 

16* 



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244 



n. Orappe. Chemische Hetalliu^e. 



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42,87 
37,06 


40,77 
19,71 
62,91 


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18702 1 1757 979 
6636 1 226 399 


1 
1 


1^ 

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1 1 


1 1 
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1 


fjenigen Werke, 
r dereu Betrieb 
rend des Jahres 
» Berichte bisher 
ht eingegangen 
nd, hatten im 
ire 1894 erzeugt 


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Statistik. 



245 



Die deatsehen Hochofen-werke mit ihrer Leiatnngsfilhigkeit nach 
E. Schrödter (Z. Ingen. 1896, 821). 



'Zahl der Hoch- 
! 5fen 



Name des Hochofenwerkes 



! £ 



11 
•«PQ 



S 



angefUhre Leistung 
in 24 Standen 



Borsigwerk 

Donneremarckhütte . . 
Friedensbütte .... 

Jnlienhfitte 

Königliche Hütte, Gleiwita 

Falyahfitte 

Königs- und Lanrahfitte . 



Obersohlesien. 



Hnbertosbütte 

Redenbfitte 

Tarnowitser Hütte , 

Württemberg. 
Wasseralfingen | 1 | 

Bayern. 

Amberger Hochofen 1^1 

Maxhütte Rosenberg I S I 



8 


2 


— 


2 
8 
6 


1 


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1 
2 

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2 

1 
2 


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1 


1 


— 



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1 - 



50 

70 

110 

ftO 

66 

76 

«0 bis 70 

(sasammen etwa 

600 t) 

60 bis 70 

70 

40 

10 

56 
170 (sns.) 



Thüringen, Hara, Braunschweig, HannoTer. 



Unterwellenborn (Mazhütte) 



Blankenbarg 
Bübeland 
Zorge . . . 
Bothehütte . 
Mathildenhütte 
CarUhfitte . 



llseder Hütte 



1 


2 


— 


1 




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1 




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1 




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2 




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2 


1«) 






Westfalen-Niederrhein. 



Georgs- Marienhütte 

Apierbecker Hütte 

C. Ton Born 

H6rder Verein 

Union, Dortmund 

, Hattingen ...... 

„ Steele 

Bosch 

Schalker Gruben- und HÜttenTerein 

Boehumer Verein 

Fr. Krupp, Johanneshütte . . . 



8 





— 


2 

1 
4 
8 
1 
2 


1 


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1 


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1 


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2 


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2 


8 


1 


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8 


1 


— 



70 



5*) 
6 
5 

140 (zus.) 
5 

480 (aus.) 

870 (aus.) 

200 „ 

180 „ 

600 „ 

860 „ 

120 „ 

200 „ 

400 „ 

600 „ 

890 „ 

240 n 



1) Holskohlen-Hoehöfen. 

2) Im Umbau. 



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246 



n. Omppe. Cbemisohe Metallurgie. 



Name des Hochofenwerkes 


Zahl der Hoch- 
öfen 


ungefähre Leistung 
in 24 Stunden 

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Friedrich - Wilhelms - Hütte , Mülheim 
a. d. B 


2 

2 
2 
2 

4 
2 

1 

2 

ein. 

1 
1 
1 
3 
3 

ind. 
1 

1 
1 
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1 
2 
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2 
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1 

1 


1 
1 

1 
1 

1 

1 
2 

1 
1 

1 

1 

1 


2 


200 » 


Gutehoffiiungshütte 

Phönix, Kupferdreh 

„ Borbeck 

n Buhrort 

Rheinische Stahlwerke 

Gewerkschaft Deutscher Kaiser . 

Niederrheinische Hütte 

Vulcan 


820 „ 
80 „ 
200 „ 
220 „ 
600 „ 
400 „ 
320 , 
170 , 


Hochdahl 


120 , 


Esch Weiler Bergwerk sver ein .... 

Mittelrh 
Carl-Otto 


200 « 
60 


Friedrich- Wilhelms Hütte, Troisdorf . . 
Gebr. Lossen 


90 

70 
240 (zus.) 
240 „ 

40 bis 45 

35 
70 bis 75 
25 „ 30 

40 
100 bis 120 
90 „ 100 
45 „ 50 
70 „ 80 
40 „ 50 


Fr. Krupp, Hermannshütte, Neuwied 

„ Mülhofen 

Sayn 

Siegerli 

Finnentroper Hütte* 

Germaniahütte ... 


Bremerhütte 


Birlenbacher Hütte 

Haardter Hütte 

Geisweiler Eisenwerke 

Bolandshütte 


Hainer Hütte 


Johanneshütte . 


Marienhütte 


Eiserfelder Hütte 

Eiserner Hütte 


60 
60 bis 70 


Charlottenhütte 

Alte Scheider Hütte 

Brachbacherhütte 

Friedrichshütte 

Wissener Hütte 

Heinrichshütte 


100 „ 120 
40 „ 50 

50 

70 bis 80 

100 bis 120, 35 bis 40 

90 bis 100 


Köln-Müsener Bergwerks-Actien-Verein . 

Grünebacher Hütte 

Goseubacher Hütte 

Alte Herforder Hütte ....... 

Seelenberger Hütte 

Niederdreisbacher Hütte 


125 „ 130 
25 „ 30 
12 „ 15 

25 
80 bis 35 
20 „ 25 



1) Vom 1. Januar 1896. 



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Statistik. 



247 



Name des Hochofen Werkes 



Zahl der Hoch 
Öfen 



s-s 



nngeffthre Leistung 
in 24 Stunden 



Dill-Lahn (Nassau) 

Bnderus, Sophienhütte, Wetzlar . , 

„ Georgshütte, Burgsolms . , 
„ Main-Weserhütte, Lollar 

f, Margarethenhütte, Giessen . 



2 








1 8 

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1 


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1 


— 






350 (zus.) 



Barbacherhütte . . . 

Völklingen 

Gebr. Sttimm, Neunkirchen 
Halbergerhütte, Brebach 



Saar. 



4 


— 


1 


4 


1 





6 , 


— 


— 


4 1 


— 


— 



410 bis 415 (zus.) 
430 r, 450 ^ 

300 
120 „ 140 „ 



Lothringen. 

Lothringer Eisenwerke 

Aci^ries d^Anglenr in Oth 

de Wendel l^^y^"^«?^" 

( Grossmoyeuvre 

Dillinger Hütte, Bedingen 

Rfimelinger Hüttengesellschaft in Oet- 

tingen 

Lamarche & Co. zu Meziöres .... 

Bombacher Hüttenwerke 

Stumm, Ueckingen 



Gebrüder Collart in Steinfort .... 

Bedingen 

Luxemburg - Saarbrücker Actiengesell- 

achaft zu Esch 

Mete & Co. SU Eich 

Bümelinger Hüttengesellschaft in Rüme- 

lingen 

DfidelingeD 

Aachener Hütte zu Esch 



2 

7 
7 
2 


2 


— 


75 bis 80 bis 100 «) 

100 bis 110 

100 , 110 

125 


2 
2 
3 
2 


1 


1 
1 


70 bis 80 >) 
100 „ 120 
120 „ 180 
120 


arg. 






2 
2 


— 


— 


95 bis 110 (zus.) 
200 „ 235 n 


2 

6 


-- 


— 


200 „ 
500 „ 


3 
5 

4 


= 


— 


800 „ 335 „ 
500 „ 600 n 
550 „ 600 „ 



1) Einer nach dem andern wird grosser gebaut, für eine Erzeugung von 
je 110 bis 120 t. 

2) Diese drei Oefen werden für eine Erzeugung von je 100 1 um- 
gebaut. 



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248 



n. Qruppe. Chemisohe Metallorgie. 



Die Hochofenwerke Deatschlands lieferteo 





Pmddeleisen 
t 


1894 


1 884 659 


1893 


1 370 298 


1892 


1 491 696 


1891 


1 563 836 


1890 


1 862 895 


1889 


1906 311 


1888 


1 898 426 


1887 


1 766 067 


1886 


1 690 792 


1886 


1 885 793 


1884 


1 960 438 


1888 


2 002 195 


1882 


1 901 541 


1881 


1 728 952 


1880 


1 732 750 


1879 


1 592 814 


1878 


1 648 589 



Bessemer- I 
and Thomas- 
Roheisen 

t 



3160 848 

2 831 686 

8 689 910 

2 337 199 

2 135 799 

1 965 895 

1 794 806 

1 732 484 

1 494 419 

1300179 

1 210 853 

l 072 357 

1 163 083 

886 750 

731 538 

461 253 

447 712 



Giesserei- 
Roheisen 



874 624 
774 434 
746 207 
739 948 
651 820 
640 188 
628 293 
520 524 
429 891 
486 816 
414 528 
379 643 
309 346 
281 613 
248 302 
161 696 
111 734 



Bruch- and 


Roheisen 


Wascheisen 


Samme 


t 


t 


10 007 


5 380 038 


9 635 


4 986 003 


9 748 


4 937 461 


10 235 


4 641217 


7 937 


4 668 451 


13 664 


4 524 568 


16 897 


4 337 421 


14 878 


4 023 953 


13 556 


8 528 658 


14 645 


3 687 433 


15 293 


8 600 612 


15 524 


3 469 719 


16 835 


3 380 806 


16 694 


2 914 009 


16 447 


2 729 038 


10 824 


2 226 587 


10 956 


2 147 641 



Bayern lieferte im J. 1895 : 285 215 t Eisen. 

Königreich Sachsen. Von den Erzeugnissen der fiscaÜschen Hüttenwerke 
bei Freiberg und der vorgenannten Blaufarbenwerke bei Schneeberg wurden im 
J. 1894 nachstehende Mengen verkauft : 



Geldwerth 

2668565,71 Mark 

6983326,61 

38900,70 

658212,35 

14623,36 

72226,46 



Feingold in Scheidegold 956,9997 k 

Feinsilber in Scheidesilber .... 81322,9742 

Wismuth 2402,0 

Kupfervitriol 21 403,94 hk 

Nickelspeise 746,25 

Zink und Zinkstaub ........ 2221,20 

Bleiproducte (Probirblei, Weichblei, 

Antimonblei, Bleiglätte, Bleirauch 

und Zinnblei) 46026,87 

Schrotwaaren 1 610,59 

Bleiblech 11597,54 

Andere Bleifabrikate 1 977,4 

Schwefelsäure 126787,14 

Andere Chemikalien (Eisenvitriol und 

schwefelsaures Natron) .... 6994,17 27980,60 

Arsenikalien 12290,95 436453,00 

Blaufarben werksproducte .... 4045,39 1770947,57 

Die Hütten Österreichs lieferten im J. 1895: 

Gold 75,091k 

Silber 40080,776 

Quecksilber 5354 hk 

Kupfer 8650 

Kupfervitriol 2464 

Frischroheisen 6605495 

Gussroheisen 1179609 

Blei 80850 



944176,19 
40218,99 

253657,41 
47926,48 

528682,02 



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SUtistik. 



24ff 



Glätte 20347 

Nickelvitriol 92 

Nickel-Ammonsulfat 83 

Zink 64561 

Zinn 596,86 

Antimon 2960,50 

XJranpräparate 44,70 

Eisenvitriol 10137 

Vitriolstein 1597 

Schwefelsäure und Oleum ... 74 315 

Alaun 8853 

Mineralfiarben 31 641 

Ungarn lieferte in den Jahren : 1895 1894 

Gold k 3187,274 2687,075 

Süber , 20432,322 20154,657 

Kupfer hk 2865,50 2707,66 

Blei „ 22766,31 21128,91 

Eisenkies , 666832,00 746191,50 

Braunkohle ..... 35179011,00 31810715,40 

Steinkohle „ 10680458,— 10373221,— 

Briketts , 294215,— 300574,— 

Koks , 120326,— 102502,— 

Frischroheisen . . . , 3222058,60 3121481,13 

Oiessereiroheisen . . , 214591,63 178368,22 

Schwedens Metallproduction im J. 1894: 

Gold 93,603 k 

Süber 2869,5 „ 

Blei 3303,63 hk 

Kupfer 3498,99 , 

Roheisen producirten 145 Hochöfen im Betrage von 462809 t, wovon 
51,5 Proc. auf Oerebro und Kopparberg entfallen. Die mittlere Tagesproduction 
einea Ofens stieg dabei von 12,18 auf 12,43 t. Erblasen wurden: 257 275 t 
Frisch- und Puddelroheisen, 183395 t Bessemer- und Martineisen, 1046 t Spiegel« 
etaeo und 21 093 t Oiessereiroheisen ; das Spiegeleisen lieferte fast ausschhessuch 
Scfaisshyttan. 

Bus sl and. Die Erzeugung auf den russischen Privat -Hüttenwerken 
stellte sich im J. 1805 nach dem Ausweis des St. Petersburger Centralbureau der 
Bnenindustriellen wie folgt: 

Boheisen Schmiedeisen Stahl 

Nordische Hüttenwerke 700 t 41062 t 94120 t 

üralische Hüttenwerke 478673 227 613 47549 

Hüttenwerke des mittleren (Moskauer) 

Bezirks 125810 46292 59839 

Südrussische Hüttenwerke .... 550437 41658 256842 

Hüttenwerke des südwestlichen Gebietes 3538 1793 — 

Hüttenwerke im Weichselgebiet . 184527 63524 107509 

Zusammen 1343685 421942 565859 

Die Betriebsergebnisse der Staatshüttenwerke liegen für 1895 noch nicht 
vor; es dürften aber die Prodactionszablen denen des Vorjahres gleich ange- 
■ommen werden können, und wäre demnach die Gesammterzeugung des Reiches 
für 1895 annähernd wie folgt zu veranschlagen : 

in 1894 in 1893 

Roheisen . . 1454298 1 gegen 1312760 1 1160737 t 
Schraiedeisen . 464810 „ 459206 436000 

Stahl ... 574112 „ 492878 390000 



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260 n. Orappe. Chemisohe Metallurgie. 

Roheisenerzeugung Grossbritanniens betrug 





t 




darchschnittl. 




verbrauchte Kohle 




1 s 




j&hrliohes 


einge- 




in ^ 


Jahr 


3(S 
II 




erzeugung 


Aasbringen 

eines 
Hochofens 


schmolzenes 
Eisenerz 


zusammen 


'o 'S 






t 


t 


t 


t t 


t 


187S 


688 


6 671614 


9 768 


17 089 166 


16 986 028 


2,55 


1874 


649 


6 087 268 


9 380 


16 107 742 


16 586 876 


2,55 


1876 


629 


6 467 309 


10 282 


16 824 709 


16 896 106 


2,46 


1876 


686 


6 660 893 


11386 


18 098 839 


16 837 966 


2,38 


1877 


641 


6 714 404 


12 411 


18 642 112 


16 687 924 


2,82 


1878 


498 


6 483 148 


13 018 


17 676 677 


16 338 102 


2,21 


1879 


497 


6 091 262 


12 257 


16 049 833 


13 327 290 


2,19 


1880 


667 


7 873 221 


13 886 


21 424 128 


17 264 361 


2.19 


1881 


666 


8 274 760 


13 937 


20 673 261 


17 764 750 


2,14 


1882 


670 


8 724 066 


16 306 


21 689 463 


18 081 042 


2,07 


1883 


662 


8 665 769 


16 699 


21 349 487 


18 069 400 


2,08 


1884 


476 


7 936 716 


16 264 


19 189 706 


16 335 045 


2,06 


1886 


434 


7 634116 


17 360 


18 224 973 


16 632 127 


2,06 


1886 


399 


7 121 911 


17 824 


17 674 243 


14 477 710 


2,03 


1887 


406 


7 680 470 


18 964 


18 657 400 


16 648 055 


2,02 


1888 


426 


8 126 932 


19 122 


19 468 608 


16 389 367 


2,01 


1889 


445 


8 466 989 


19 002 


19 998 891 


17 034 961 


2,01 


1890 


414 


8 030 681 


19 400 


19 621 339 


16 427 236 


2,04 


1891 


376 


7 624 661 


20 012 


18 816 483 


16 619 690 


2,00 


1892 


362 


6 816 603 


18 830 


16 606 966 


14 081923 


2,07 


1893 


327 


7 088 622 


21677 


16 886 683 


14 027 636 


1,98 


1894 


826 


7 642 196 


23 207 


18 088 862 


15 123 067 


2,00 


1896 


344 


7 826 714 


22 762 


18 927 406 


16 468 109 


1,97 



Italien. Während des Jahres 1895 waren 7 Hochöfen im Betrieb, die 
9213 t Roheisen erzeugten im Werthe von 1 039 738 Lire (gegen 6 Oefen mit 
10 329 t Erzeugung im Voijahre bezw. 5 im Jahre 1893 mit 8038 t Erzeugung). 
Die Eisen- und Stahlwerke erzeugten zusammen 214 138 t im Werthe von etwa 
54 Millionen lire, gegen 196343 t im Werthe von 50 Millionen Lire im 
Vorjahre. 

Quecksilber in Californien (Flaschen): 

1894 

New-Alraaden 7235 

Napa Consolidated ... 4390 

Standard 4214 

SulphurBank 348 

GreatEastern 1368 

New-Idria 1005 

Aetna Consolidated . . . 3575 

Great Western 5341 

Redington .... . . 1209 

Zusammen einschliessl. der 
minder wichtigen Gruben 30039 



1893 


1892 


6615 


5 563 


6120 


5680 


5 211 


3208 


1200 


1393 


1137 


1630 


870 


848 


3795 


1592 


3187 


5867 


1192 


728 



30551 



27993 



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Statistik. 



251 



Ter ein igte Staaten: 

1894 1895 

AlumiDium 371 1 386 1 

Antimon 205 1 393 1 

Blei 145906 t 142298 t 

Gold 59824 k 70470 k 

Kupfer 160392 t 175294 t 

Quecksilber 1056 t 1179 t 

Roheisen 6764572 t 9597449 t 

Silber 1550387 k 1441087 k 

Zink 67135 t 74245 t 

Weltproduction an Oold und Silber. Die G o 1 d production der 
Welt stieg im J. 1894 auf die bisher noch nie erreichte Höhe von 290383 k und 
war um nicht weniger als 34 147 ^ grösser als im vorhergehenden Jahre 1893. 
Dagegen ist die Silber production um 134680 k gesunken, da sie 1894 
5205065 k und 1893 5339746 k betrug. Eine im Eng. Min. (Nr. 26 vom 
29. Juni 1895) enthaltene Tabelle, welche nach officiellen Berichten und bezüg- 
lich jener Länder, von welchen solche nicht vorliegen, nach den Erhebungen des 
DirectoTS der Vereinigten Staaten-Münze zusammengestellt wurde , gibt nämlich 
die Gold- und Silberproduction für 1894 wie folgt an : 

1894 
Länder Gold Silber 

Vereinigte Staaten von Nord- Amerika 59 824 k 1 550 387 k 

Australasien 65281 562263 

Mexico 6771 1463361 

Bussland 41598 10117 

Deutsches Reich 3315 193151 

Oesterreich-Üngarn 2535 61319 

Schweden 94 2869 

Norwegen — 4 705 

Italien 176 28885 

Spanien — 85000 

Griechenland — 35436 

Türkei 12 1516 

Frankreich 279 98677 

Grossbritannien 99 7 932 

Gebiet von Canada 1648 20202 

Argentinische Republik 143 37 334 

Columbia 4353 52511 

BoUvia 101 684418 

Equador 103 240 

Chüe 698 88680 

Brasilien 3339 — 

Venezuela 1213 — 

Britisch-Guiana 4308 — 

HoUändisch-Guiaoa 872 — 

FranzÖsisch-Guiana 2000 — 

Peru 112 10767S 

Uruguay 213 — 

Central-Amerikanische Staaten . . 708 48123 

Japan 737 60869 

China 9019 — 

Afrika 73585 — 

Britisoh-Indien 6507 — 

Korea . 703 — 

Total 1894 290 383 5 205 065 

„ 1893 256236 5339746 



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252 



II. Gi-uppe. Chemische Metallurgie. 



Zinkprodaction der Welt nach Henry R. Merton k Co. in London 
(Tons ä 1016 k): 

1895 1894 1893 1892 

Rheinland, Belgien und Holland . 172135 152420 149750 143305 

Schlesien 93620 91145 90310 87 760 

Grossbritannien 29495 32065 28375 30310 

Frankreich und Spanien . . . 22895 21245 20585 18662 

Oesterreich 8355 8580 7560 5020 

Polen 4960 5015 4530 4270 

331460 310470 301110 289327 

tereinigte Staaten .... . 78206 64409 69949 76895 

Tons 409666 374879 371059 366222 



Von dieser Weltproduction lieferten 

Rheinland, Belgien und Holland: 

1895 1894 1893 1892 

Tieille Montagne Ges 63545 54030 54305 53770 

BtolbergGes 16385 15170 15135 14950 

Austro-Belge Ges 9855 9595 9855 9720 

G. Dumont & Freres .... 10080 9415 8680 8675 

Rhein.-Nassauische Ges. ... 9085 8165 8205 8040 

Societe de Boom 7155 7065 7110 5430 

L.deLaminne 6440 6930 6920 6845 

Escombrera Bleyberg Ges. . . 5690 5750 5775 6070 

Grillo 6195 5615 5625 5550 

Märk.-Westfäl. Bergw.-Ver. . . 6155 5620 5620 5540 

Nouvelle Montagne Ges. ... 6815 5290 5290 5240 

Berzelius 5535 5350 5345 5290 

Bschger Ghesquiere & Co. ... 4205 4375 4370 4100 

Societe Prayon 7330 4110 4250 4085 

Zinkmaatschappy in Limburg . . — *700 *2000 — 

Societe Campine 4200 *2810 ^700 — 

Schultet Comp 3465 2430 565 — 

172135 152420 149750 143 305 



Schlesien: 
1895 

Schlesische Actiengesellschaft . 25950 

G. von Giesche's Erben . . . . 19860 

Herzog von Ujest 21 140 

Graf H. Henckel v. Donnersmarck 11 680 

Gräfin SchafFffotsch 3570 

Graf G. Henckel v. Donnersmarck 4400 

H. Roth 3320 

Wünsch 2155 

Verein. Königs- und Laurahütte . 1 400 
Baron von Horschitz'sche Erben . — 

Fiscus 145 



*) Geschätzt 



1894 


1893 


1892 


25230 


25 255 


24915 


19385 


18920 


18295 


17 265 


17 210 


17085 


12005 


11695 


11115 


6940 


6885 


6070 


4185 


4215 


4070 


1805 


1775 


1845 


1980 


2075 


2120 


1270 


1170 


1230 


935 


960 


875 


145 


150 


140 



93620 91145 90310 87 760 



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IIL enj^t 

Elektrochemie. 

Allgemeines. 

£lektricität aus Kohle. Beim Eohlenelement von 
Schrewsbury und Dobell (Engl. P. 1894 Nr. 12483) tauchen 
Kohlenelektroden in geschmolzene Nitrate, als Kathode dient das eiserne 
SchmelzgeHss. — Jacques (Am. P. 555 511) verwendet in ent- 
sprechender Weise einen eisernen Tiegel mit Aetznatron ; unter der ein- 
gehängten Kohle wird Luft eingeblasen. — Dieses Element ist nach 
Andrews und Reed (vgl. Z. Elektr. 3, 117) unbrauchbar. (Vgl. 
Kohlenelement von Borchers J. 1894, 346; 1895, 285.) 

Elektricität aus Kohle. D. Tommasi (Elektrot. 1896, 654) 
erinnert an sein, schon 1884 beschriebenes Element In der Mitte eines 
cjlindrischen Glasgefässes befindet sich ein von einer dicken Bleisuper- 
oxydaehicht bedeckter Kohlenknopf; das Ganze ist in ein Leinwand- 
säckchen eingeschlossen. Diese Elektrode ist in eine durchlöcherte 
Kohlenröhre gesetzt; das Ganze ist in ein Glasgefäss gestellt, welches 
mit Stückchen aus Retortenkohle und einer concentrirten Kochsalzlösung, 
welcher Chlorcalcium zugesetzt ist, angefüllt ist. Das Niveau dieser 
Lösung darf die Mitte des Glasgefässes nicht übersteigen. Die Kohlen- 
stückchen, welche nicht eintauchen, sind mit einer Chlorcalciumschicht 
bedeckt Er gibt dafür folgende Theorie : Nach Tscheltzou entbindet 
derüebergang eines Mol. Bleiprotoxyd in den Zustand des Bleisuperoxyds 
12,14 Cal. Da die Bildungswärme des wasserfreien Bleiprotoxyds 
(PbO) 51 Cal. beträgt, so folgt, dass die Bildungswärme des Bleisuper- 
oxyds (PbOj) 63,14 Cal. beträgt. Bei der Zersetzung des Wassers durch 
die Kohle bei geschlossenem Stromkreise bildet sich Kohlensäure und der 
Wasserstoff wird frei gemäss der Gleichung : 

C + 2H,0 — COj + 4H, entspr. 102,6 — 138 = — 35,4 Cal. 

Andererseits wird in dem die Stelle der porösen Scheidewand ver- 
tretenden Leinwandsack das Bleisuperoxyd reducirt 

PbO, -f. 4H — Pb + 2H,0, entspr. 138 — 63,14 «= 74,86 Cal. 



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254 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

Die aus beiden Reactionen entstehende Wärme ist : 74,86 — 35,40 «= 
39,46 Cal. Da 1 V. 46,3 Cal. entspricht, so würde die EMK des Kohlen- 
elements sein : 39,46 : 46,30 «a 0,85 V. Directe Messungen ergaben 
0,6 bis 0,7 V. 

Kohlejonen und Kohlenelement versuchte A. Coehn 
(Elektrot 2, 190). um zu versuchen, ob sich ein Element construiren 
Hesse, dessen Lösungselektrode aus Kohle bestände, handelte es sich 
darum, der Kohle eine noch elektronegativere Elektrode gegenüberzu- 
stellen. Jenseits der Kohle stehen am negativen Ende der Spannungs- 
reihe noch die Superoxyde. Es wurde Bleisuperoxyd verwendet in der 
praktischen Form einer geladen^i Aecumulatorplatte. Stellt man diese 
einer Kohle in Schwefelsäure (unter den vorher gefundenen Bedingungen 
von Concentration , Temperatur u. dgl.) gegenüber , so ergibt sich ein 
Element, in welchem Kohle die Lösungselektrode bildet Das Element 
ist im Stande, einen starken Strom zu liefern; es zeigt, durch einen 
äusseren Widerstand von 100 ü geschlossen, die Spannung von 1,03 V. 
Es entsteht hier die Frage, ob überhaupt ein Antheil und welcher Antheil 
der Stromentwickelung den Vorgängen an der Kohle zufällt Auch 
Platin, in Schwefelsaure einer Bleisuperoxydelektrode gegenübergestellt, 
zeigt eine Wirkung auf das Galvanometer im selben Sinne wie Kohle. 
Bis zu einer sichtbaren Sauerstofifent Wickelung am Platin kommt es jedoch 
dabei nicht Sobald das Platin mit Sauerstoff beladen ist, wird die 
Wirkung auf das Galvanometer verschwindend klein. Würde die Kohle 
ebenfalls nur als unlösliche Anode wirken, so müsste der Vorgang liier 
wie dort mit wachsender Sauerstoffbeladung zu Ende gehen. Dies ist 
jedoch nicht der Fall. Der Stromübergang währt, bis die Accumulator- 
])latte entladen ist Eine frisch geladene Bleisuperoxyd platte an Stelle 
der entladenen stellt wieder einen Stromüb^gang in der früheren Stärke 
her. — Nach Coehn lässt sich somit ein Element herstellen, dessen 
Lösungselektrode aus Kohle besteht 

Elektrolytische Lösung von Kohlenstoff. F. Vogel 
(Z. Elektr. 2, 581 u. 616) gelangt dagegen zu folgenden Ergebnissen: 
1. Es ist bisher noch nicht gelungen (und sehr unwahrscheinlich), Kohle 
auf elektrolytischem Wege in Lösung zu bringen. — 2. Kohle ist bisher 
aus einer Lösung von Kohleustofifverbindungen nicht als Kation abge- 
schieden worden, sondern nur als inhärenter Theil eines Kations. Das 
Faraday 'sehe Gesetz hat sich, wenn auch Kohle allein weder Kation 
nochAnion sein konnte, bestätigt gefunden. — 3. Elemente herzustellen , 
deren Lösungselektrode aus Kohle besteht, ist B a r t o 1 i und Papasogli 
gelungen und durch Coehn verbessert worden. 

Elektricität aus Kohle. Nach C. J. Reed (J.Frankl. 142, 1) 
sollte das ideale Element aus zwei unzerstörbaren oder doch einiger- 
maassen dauerhaften festen Leitern bestehen, die sich mit einem Elektro- 
lyten in Berührung befinden. Der Elektrolyt dagegen sollte aus zwei, 
durch eine poröse Scheidewand getrennten Lösungen bestehen, von denen 
eine durch diese Scheidewand hindurchfUesst Jede dieser beidea 



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Allgemeines. 



255 



Lösungen sollte ein chemisches Reagens enthalten, welches bei der Be- 
rührung der Flüssigkeiten im Stande ist, sich in exotherm ischerReaction 
mit dem anderen Reagens zu verbinden. Die arbeitende Substanz sollte 
im Stande sein, bei möglichst niedriger Temperatur so auf KohlenstofT 
einzuwirken, dass ohne erhebliche Energieentwickelung oder Energie- 
absorption eine unbeständige, leicht zu CO9 oxydirbare Kohlenstoff- 
verbindung entsteht. Dieselbe Substanz müsste ausserdem im Stande 
sein, mit dem Luftsauerstoffe bei möglichst niedriger Temperatur und 
ohne erhebliche Energieentwickelung oder Energieabsorption eine unbe- 
ständige SauerstofPverbindung zu bilden. Diese zwei Verbindungen der 
Umwandlungssubstanz einerseits mit dem Kohlenstoffe, andererseits mit 
dem Sauerstoffe würden dann die wirksamen Reagentien des Elementes 
sein ; sie sollten sich in dem kalten Elektrolyten bei ihrer Berührung, 
unter Bildung vonCO^ und unter Rückbildung der Umwandlungssubstanz 
umsetzen können. Es sollten Vorkehrungen getroffen sein, dass der fort- 
während aus dem Ellemente abfliessende ausgenutzte Elektrolyt ebenso 
stetig durch regenerirte Lösungen ersetzt wird. (Vgl. Z. Elektr. 3, 88.) — 
Der erste Schritt bestehe in der Verbrennung des Schwefels in Luft 
unter Erzeugung von Scliwefeldioxyd, SOj und unter Entwickelung von 
71 000 w: S + Oj = SO, -|- 71 000 w. Das bei diesem Vorgange 
entstehende SO, wird in Wasser eingeleitet, man erhält so den oxydirend 
Avirkenden Elektrolyten. Etwas Schwefelsäure mag zugesetzt werden 
um die Leitßlhigkeit. Die 

Verbrennungswärme des ^^' ^^' 

Schwefels wird auf die 
Retorte jB (Fig. 33) über- 
tragen. Durch den Stutzen 
T wird die Retorte bei F 
mit Kohle beschickt, wäh- 
rend durch T bei I etwas 
Schwefel gehalten wird. 
Auf den Steinhaufen / 
.schliesslich lässt man durch 
T' Wasser tropfen. Der 
zur anf&nglichen Wärmeerzeugung dienende Schwefel wird bei D ver- 
brannt. Durch O erfolgt die Luftzufuhr, während bei S das Schwefel- 
dioxyd entweicht. Wenn die bei F liegende Kohle auf Dunkelroth- 
giut gebracht ist und mit den bei / sich entwickelnden Schwefeldämpfen 
in Berührung kommt, so bildet sich nach folgender Gleichung Schwefel- 
kohlenstoff: 

C , S, , Wärme __ CS, 
970 "T" 1420"^ 190 ""2580 hw 
Kommen mm die Schwefelkohlenstoffdämpfe mit dem auf den heissen 
Ziegeln sich bildenden Wasserdämpfen bei J in Berührung, so findet hier 
eine Doppelumsetzung statt, welche unter Absorption von 140 hw Schwefel- 
wasserstoff und Kohlendioxyd liefert : 




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266 ni. Grappe. Elektrochemie. 

CS, , H,0 , Wärme 2 H,S , CO, 
2580 "+" ■+" 140 ~ 2720 "*" 
Die Endproducte, HjS und COj, entweichen schliesslich bei A. Der 
Schwefelwasserstoff kann in Wasser absorbirt werden, wodurch man den 
reducirend wirkenden Theil des Elektrolyten erhält, oder es kann als Gas 
Verwendung finden. Es wurde nun an Energie aufgewandt : 

3 Aeq. Schwefel — 3 x 710 2130 hw 

1 Aeq. Kohlenstoff . . 970 

Im Ganzen 3100 hw 

In H,S übergeführt 2720 

Wärmeverlust im Ofen 380 

Die nächste Arbeit besteht nun darin, SO, und H,S in gasförmigem 
Zustande zusammenzubringen. 

2 H,S , SO, 2 H,0 , 3 S , Wärme 
2700 "t" "" "*"2130"*"590hw 

In Fig. 34 befinden sich die Kohleelektroden G in Berührung mit 
einer der Lösungen entweder von SO, oder von H,S, während die Kohle- 
elektroden 6^ in die andre dieser Lösungen eingeführt sind. Die beiden 
Lösungen sind durch grosse Zellen E von einander getrennt Dem 
Apparate Fig. 35 können die Gase als solche zugeführt werden. Ein 
•Gas wird durch die Rohrleitung P in das Innere der Kohleelektroden C, 
das andre Gas durch die Bohrleitung P^ in die ebenfalls hohlen Kohle- 

Fig. 34. Fig. 35. 



elektroden C^ befördert. Beide wieder tauchen in verdünnte Schwefel- 
säure ein. Drahtleitungen H^und W^ stellen in diesem wie in dem zuerst 
erörterten Falle den Stromkreis her. Wenn Gase benutzt werden, so 
sollten dieselben unter so starkem Drucke in die Hohlkörper eingepumpt 
werden, dass sie duix^h die Poren stetig in den Elektrolyten eindringen. 
Der während des Vorganges ausscheidende Schwefel wird durch Filtration 
K)der Decantation wiedergewonnen. Endergebniss : 

1 At. Kohlenstoff vorbraucht: . . 970 hw 

3 At. Schwefel verbraucht: . . . 2130 

3 At. Schwefel wiedererhalten: . . 2130 hw 

WäimoverliLst im Ofen : . . . . 380 

In elektrische Energie übergeführt : 590 

3100 hw — 3100 hw 



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Allgemeines. 257 

Der Schwefel kann also aus der Rechnung fortfallen, so dass wir als 
Netto-Umsatz von 1 At Kohlenstoff 590 hw in elektrische Energie über- 
führen, also eine Maximalmenge Energie von 

E - IIJ = 61 Proc. 
970 

gewinnen könnten. Dieses Ziel wird aber praktisch nicht erreicht. 
Nach der Theorie musste man eine elektromotorische Kraft von: 
29 000:4 X 23 260 = 0,63 Volt erwarten; die höchste elektro- 
motorische Kraft aber, welche Reed im geschlossenen Stromkreise er- 
reichen konnte, war 0,36 Volt, so dass der endliche Wirkungsgrad dieses 
Processes nicht 61, sondern 35 Proc. beträgt. 

Gaselement. Nach A. H. Bucherer (D. R. P. Nr. 88327) 
wird der aus kohlenstoffreichem Eisen oder Nickel bestehenden hohlen 
Anode Kohlenoxyd zugeführt, so dass infolge der Eigenschaft des kohlen- 
stofiFreichen Eisens und Nickels, Kohlenoxyd zu absorbiren, eine Ver- 
einigung des letzteren mit dem der Kathode zugeführten Sauerstoff zu 
Kohlendioxyd und dadurch ein elektrischer Strom erzielt wird. Als 
Elektrolyt werden geschmolzene Alkalicarbonate, LijCOi, Na^COi, K^COj, 
oder Mischungen derselben verwendet Die Elektroden bestehen aus einer 
Anzahl im Kreise angeordneter und mit einander in Verbindung stehender 
Röhren. 

Thermoelement soll nach A. Wunderlich (D. R. P. 
Nr. 83 859) so gestaltet werden, dass es vollständig mit einer feuerfesten 
Umhüllung (Fig. 36) versehen werden kann. Zu diesem 
Zweck erhält die Kohle Ä Cylinderform. Das Kupfer ^^S- ^^• 
wird in Gestalt zweier Kapseln D und B mit Schraub- 
gewinde auf die Enden des Kohlencylinders aufgebracht. 
Die Ableitung der Kapsel D wird in Form eines isolirten 
Kupferstiftes C durch eine Bohrung des Cylinders hinaus- 
geführt und durchdringt ebenso wie die andere Ablei- 
tung F die Isolirschicht fl, welche Kohle und Kupfer 
luftdicht abschliesst. Der zu erwärmende Pol des Ele- 
mentes (Kupferkapsel B) kann dauernd im Glühen erhalten 
werden. 

Zur Heizung von Thermosäulen werden 
nach F. Grünewald (D. R. P. Nr. 84183) in die mit 
Wärmeschutzmasse umgebene Säule ausserhalb derselben 
erwärmte Bolzen eingeführt. 

Aufbau von Thermoelementen beschreibt 
derselbe (D. R. P. Nr. 85 829) und empfiehlt ferner (D. R. P. 
Nr. 87 802 u. 88 645) Dampfkessel mit Thermosäulen zu 
versehen (vgl. J. 1882, 1142). . 

Gülcher'sche Thermosäule. Nach Angabe der Firma 
Jul. Pintsch liefert 

Jahresbor. d. ehem. Technologie. XLII. 17 



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258 in. Gruppe. Elektrochemie. 

Säule Nr. 1, aus 26 Elementen bestehend, eine elektromotorische Kraft 

von 1,5 Volt, 
Säule Nr. 2, aus 50 Elementen bestehend, 3,0 Volt 
Säule Nr. 3, aus 66 Elementen bestehend, 4,0 Volt. 

Der innere Widerstand beträgt bei Nr. 1 etwa 0,25, bei Nr. 2 etwa 
0,50 und bei Nr. 3 etwa 0,65 Ohm, so dass (bei gleich grossem äusserem 
Widerstand) jede der drei Grössen eine Stromstärke von annähernd 
3 Ampdre liefert. Nr. 1 wird meist nur zu Demonstrationszwecken in 
Schulen, zum Betriebe kleiner Inductionsapparate u. dgl. benutzt — 
Nr. 2 dient zu elektrolytischen und galvanoplastischen Arbeiten in chemi- 
schen und physikalischen Liaboratorien u. s. w. — Nr. 3 eignet sich am 
besten zum Laden von Accumulatoren, zum Betriebe von elektro-medi- 
cinischen und zahnärztlichen Apparaten, för Telegraphenzwecke u. s. w. 
Der Gasverbrauch beträgt durchschnittlich bei der 

Säule Nr. 1 : 70 1/Std. 
Säule Nr. 2: 130 1/Std. 
Säule Nr. 3:170 1/Std. 

Hiemach berechnet sich die totale elektrische Energie der Gü Ic herr- 
schen Säule auf 70 Volt-Ampöre für 1 cbm stündlichen Gasverbrauch. 

Spannungsregler für Thermosäulen von H. Danneel 
(Z. Elektr. 3, 81) ist empfehlenswerth. 

Herstellung der wirksamen Masse für elektrische 
Sammler. Nach Meissner & Cp. (D. R. P. Nr. 87 152) soll den 
zur Herstellung der Masse dienenden Bleioxyden ein innerer Zusammen- 
halt dadurch gegeben werden, dass ihnen Stoffe aus der Gruppe der 
Pflanzenbasen (Cinchonin, Morphin, Chinin) entweder rein oder als Salze 
zugesetzt werden. Diese Stoffe werden bei der Formation an der Anode 
oxydirt, wodurch saure Verbindungen entstehen — Chinin wird beispiels- 
weise zu einer Tricarbonsäure oxydirt — , welche an die Bleioxyde ge- 
bunden werden. 

Accumulatorelektroden. NachKrecke (D.R.P.Nr. 89421 
u. 89 422) wird Gerbsäure mit Mennige oder Harnsäure mit Bleicarbonat 
verwendet 

Stromsammler nach G. Holub u. A. Duffek (D. R. P. 
Nr. 83 858), — C. Luckow (D. R. P. Nr. 84 423), — J. A. Timmis 
(D. R P. Nr. 85 827) ; femer verschiedene engl. Patente. 

Accumulatoren. Nach H. A. Earle (Z. Elektr. 2, 517) ist 
ein idealer Accumulator derjenige, der unzerstörbar ist. 

Ueberschwefelsäure in Bleiaccumulatoren. Nach 
K. Elbs u. 0. Schönherr (Z. Elektr. 2, 471) ist für die Reactionen, 
auf welchen die Leistung des Bleiaccumulators beruht, die Ueberschwefel- 
säure bedeutungslos. — Nach Elbs (das. 3, 71) hat man die Bildung 
des Bleisuperoxydes in den Accumulatoren im Sinne nachstehender 
Gleichungen sich vorzustellen : 

PbSOi + (SÖi) — Pb(SO|)ji; 
Pb(S0|)2 + 2 H,0 « PbOj + 2 H2SO4. 



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Allgemeines. 259 

Vorgänge im Bleiaocumulator. Nach C. Liebenow 
(Z. Elektr. 2, 420 u. 653; 3, 71) tragen bei der geringen Löslichkeit der 
Bleisalze und dem geringen Dissociationsgrade des Wassers die Ionen 
des Bleies wie des Wassers fast nichts zur Leitfähigkeit des Elektrolyten 
beL Die Leitfähigkeit wird vielmehr in völlig überwiegendem Maasse 
durch die Ionen der Schwefelsäure bedingt Dagegen fallen, sobald ein 
Ladestrom von nicht zu erheblicher Intensität den Accumulator durch- 
fliesst, zunächst nur die Ionen PbO^ undPb aus, da hiermit die geringste 
Stromarbeit verbunden ist. Wegen ihrer geringen Menge würden die- 
selben jedoch in immittelbarer Nähe der Elektroden sehr schnell er- 
schöpft sein, wenn nicht aus dem an den Elektroden selbst angehäuften 
Bleisulfat nach der Fällung sofort neue Molecüle in Lösung gingen, 
durch deren Dissociirung Ersatz für die abgeschiedenen Ionen geleistet 
vird. Erst wenn alles Bleisulfat einer der beiden Platten durch den 
Zustand des Oelöstseins und der lonisirung hindurchgegangen und in 
Bleisuperoxyd bezw. Bleischwamm übergeführt ist, scheiden sich bei 
weiterem Stromdurchgang an dieser die am nächstleichtesten ausscheid- 
baren Ionen aus, das sind die Hydroxyl-, bezw. Wasserstoff-Ionen. Das 
Blei wandert in alkalischer Lösung im wesentlichen der Richtung des 
positiven Stromes entgegen. Diese Thatsache steht nur dann im Ein- 
klänge mit den Ansichten, welche man über die Ai*t der Elektricitäts- 
leitung elektrolysirbarer Körper besitzt, wenn das Bei im unzersetzten 
Elektrolyten negativen Elektroden angehört. Das Vorkommen negativer 
PbO^-Ionen in der Natur ist damit erwiesen. Somit spaltet sich z. B. 
Bleinitrat in wässeriger Lösung nicht nur in gewöhnlicher Weise in 
Pb- Kationen und NOfAnionen, sondern es entstehen nebenher, wenn 
auch nur in geringer Zahl, weitere Ionen nach dem Schema : 

2PbN,0e + 2H,0 =» Pb + 4H + PbO, + ^NOg. 

Vorgänge im Blei-Stromsammler. W. Lob (Z. Elektr. 2, 
495; 3, 100) wendet sich gegen Elbs. 

Eohleelektrode für elektrolytische Zwecke. Nach 
E Steffahny (D. R. P. Nr. 90032) werden aus Theer, Russ und ge- 
mahlenem Graphit gepresste Kohle vor dem Brennen, mit einem stein- 
pflasterartigen Ueberzuge von haltbarerer Kohle, vortheilhaft von billigen 
Retortengraphitbruchstücken versehen, welche ganz oder zum Theil in 
die noch weiche Kohlenmasse eingepresst oder aber durch ein geeignetes 
Bindemittel auf letztere aufgekittet werden, worauf dann das Brennen 
erfolgt Es ist zweckmässig, dafür zu sorgen, dass die dergestalt her- 
gestellte neue Oberfläche in Folge ihrer Vertiefungen und Rauhigkeiten 
ein Mehr- oder Vielfaches der ursprünglichen Fläche darstellt Diese 
Pflasterung der gepressten Kohlen kann ringsum oder nur auf zwei oder 
einer Seite derselben stattfinden. 

Bei einer derartig geschützten Kohle wird die als Unterlage dienende 
gepresste Kohle nur als Stromleiter wirken, während die aufgepflasterte 
oder aufgespickte Kohle der zerstörenden elektrolytischen Strom Wirkung 

17* 



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260 III- Gmppe. Elektrochemie. 

ausgesetzt ist, dieser aber genug Widerstand leisten kann, einmal in 
Folge ihrer grösseren elektrolytischen Festigkeit, dann aber auch, weil 
sich die zerstörende Strom Wirkung, auf eine grössere Fläche vertheilt, 
abschwächt. Die Kohlen können auch, obgleich weniger vor- 
theilhaft, so hergestellt werden, dass die gepresste Kohle mit 
Nuthen oder Löchern versehen wird, welche nach dem Brennen 
ein nachheriges Einsetzen , Aufsetzen oder Aufschrauben von halt- 
barerer Kohle, insbesondere von Retortengraphitbruchstücken ermög- 
lichen. 

Platinelektrode für elektrolytische Zwecke von 
W. C. Heraus (D. R. P. Nr. 88 341). Zwei oder mehrere Stäbe aus 
leitendem Material, welche mit Platinblech gut anschliessend überzogen 
sind und wie solche bereits als Elektroden verwendet worden sind, 
werden oben durch leitende oder nicht leitende Stege mit einander ver- 
bunden, und dann wird der Zwischenraum zwischen ihnen, soweit sie in 
das elektrolytische Bad eintauchen, durch ein dünnes Platinblech über- 
brückt. Bei diesem Platinblech kommen naturgemäss beide Seiten als 
elektrolytisch wirksame Flächen zur Wirkung, während die Füllung der 
durch das Blech mit einander verbundenen Röhren für die zweckmässige 
Zuleitung viel grösserer Strommengen sorgt, als das Platinblech allein, 
ohne Schaden zu leiden, zuzuleiten im Stande wäre. Die Platinröhre 
muss vor oder nach dem Einführen der Füllung unten sorgfältig mit 
Platin verschlossen werden, damit die elektrolytische Flüssigkeit nicht 
in das Innere der Röhre gelangen kann. 

Elektrodensystem von C. Kellner (D. R. P. Nr. 85818) 
besteht wesentlich aus Platindrähten. Die Fig. 37 und 38 zeigen in 
perspectivischer Ansicht und in der Draufsicht eine viereckige Aus- 
führungsform des Elektrodensystems, Fig. 39 zeigt in kleinerem Maass- 
stabe den Querschnitt einer ebenfalls viereckigen Ausführungsform, 

Fig. 37. 

Fig. 38. Fig. 39. 



wobei Platindrähte über zwei flache Streifen a von Hartgummi oder 
anderem von der zu zersetzenden Flüssigkeit nicht angreifbaren Material 
herumgelegt bezw. in Kerben dieser Streifen eingelegt werden, und die 



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Allgeraeines. 



261 



Bewickelung dieser Streifen in solcher Weise vorgenommen wird, dass 
nach Aneinanderschieben derselben in mit Nuthen versehenen Leisten b 
die die Kathoden bildenden Drähte H des einen Streifenpaares zwischen 
die die Anoden bildenden Drähte A des nächsten fallen, und umgekehrt, 
also versetzt gegen dieselben erscheinen, und jeder Draht K oder A von 
mehreren entgegengesetztpoligen Drähten A bezw. K umstellt ist. Die 
verschiedenpoligen Leisten sind in den Längsnuthen verschieden hoch 
angebracht oder mit Randverstärkungen, die abwechselnd nach oben und 
nach unten gekehrt sind, in die Längsnuthen eingesetzt, so dass die 
gleichpoligen Drähte je in einer Ebene liegen und leicht durch Auf- 
giessen einer Schicht / einer leicht schmelzbaren Legirung leitend ver- 
banden werden können. — Die Fig. 40 und 41 zeigen in senkrechtem 
und wagrechtem Schnitt die Anordnung derartiger Elektroden in runder 



Fig. 40. 



Fig. 41. 





Form, bei welcher die Drähte^ und £" nicht herumgelegt, sondern durch 
Terschieden hohe Hartgummiringe bezw. Scheiben a nahtartig gezogen 
und an den Endplatten mit einer Schicht / einer leicht schmelzbaren 
Legirung ebenfalls vergossen werden, so dass die Drähte A an der einen 
Endplatte, die Drähte K an der anderen Endplatte in leitender Verbin- 
dung stehen, während sie von den bezüglichen gegenpoligen Drähten 
durch Isolirschichten getrennt sind. Diese Drahtelektroden können 
selbstverständlich auf bekannte Weise auch auf Spannung geschaltet 
werden, in welchem Falle die Stromzuführungen dann nur an den Enden 
der Drähte erfolgen. 

Diaphragma aus Hartgummifilz empfiehlt F. Heeren 
(D. R. P. Nr. 86 101). Die Herstellung dieses Diaphragmas geschieht 
in der Weise, dass man feine, ganz gleichmässig nach ihrer Feinheit 
sortirte Hartgummidrehspäne in einer Lage, deren Dicke nach der 
herzustellenden Platte bemessen werden muss, auf einer auf etwa 130^ 
erwärmten Metallplatte gleichmässig ausbreitet und durch vorsichtiges 
Klopfen so schon eine Verfilzung erzeugt. Vermittelst einer ebenfalls 
erhitzten zweiten Metallplatte werden jetzt diese bereits verfilzten Späne 
zusammengepresst. Die Grösse des anzuwendenden Druckes ist nach 
der gewünschten Dichtigkeit des Filzes abzumessen. Der Hartgummifilz 
muss einige Stunden unter diesem Druck verweilen, und darf der Fil^ 



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262 in. Gi-uppe. Elektrochemie. 

nicht eher zwischen den Platten herausgenommen werden, als bis die 
Platten unter Druck vollständig erkaltet sind. 

Herstellung nitrirter, besonders als elektroly- 
tische Membran verwendbarer Gewebe. Nach E. Stef- 
fahny (D.R.P. Nr. 88681) lässt sich eine gleichmässige Nitrirung und 
grosse Haltbarkeit dadurch erzielen, dass zuerst die einzelnen für das 
Gewebe bestimmten Bestandtheile , wie Fäden, Bänder, Schnüre aus 
Baumwolle oder anderen Pflanzenstoffen, für sich nitrirt und dann erst 
zu noch vergrösserter Haltbarkeit unter Mitbenutzung von passenden 
mineralischen Stoffen, wie Asbestschnur oder Glas, zu dem Gewebe ver- 
einigt werden. Man kann z. B. hierbei so verfahren, dass man die 
organischen Bestandtheile als Kette, die mineralischen als Schuss für 
das Gewebe benutzt, oder umgekehrt 

Diaphragmenelektroden für elektrolytische Zwecke. 
Nach J. Hargreaves und Th. Bird (D. R P. Nr. 85154) breitet 
man das breiförmige Diaphragmenmaterial (etwa ans Asbest) auf der 
einen Seite der durchlässigen, zweckmässig aus Metalldrahtnetz bestehen- 
den Elektrode aus und lässt alsdann erhärten. Auf solche Weise erhält 
man eine Diaphragmaelektrode, bei welcher das Diaphragma eine ganz 
dünne Schicht bilden kann und doch durch die als Träger dienende 
Elektrode haltbar wird. 

Poröse Zelle mit Schutzleisten für die Lösungs- 
Elektrode. Nach V. Jeanty (D. R. P. Nr. 83 857) wird die Zelle 
an den gegenüberstehenden Innen Wandungen mit Isolirstäbchen ver- 
sehen. Dadurch sollen Theile der eingetauchten Elektrode längere Zeit 
hindurch vor Verfall geschützt bleiben, so dass sie für den früher der 
Zersetzung ausgesetzten Theil der Elektrode als Tragerippen dienen. 

Zur Verminderung der Polarisation bei der Elektro- 
lyse empfiehlt C. Hesse l (D. R. P. Nr. 86 010) Kathoden aus loth- 
recht stehenden dünnen Drähten bei gleichzeitiger Circulation des Elektro- 
lyten in der Weise, dass die an den Kathoden sich ansetzenden Wasser- 
stoffbläschen, welche schon an sich an den dünnen Drähten schwer 
haften bleiben, durch den kreisenden Elektrolyten sofort nach ihrer 
Bildung hinweggeführt werden. Die Kathoden werden z. B. aus ein- 
zelnen dünnen Kupferdrähten, welche in einem kupfernen Rahmen senk- 
recht angeordnet sind, hergestellt. Die Lösung des elektrolytisch zu 
behandelnden Salzes befindet sich in einem oberhalb des elektrolytischen 
Apparates aufgestellten Behälter, aus welchem die Lösung durch ein 
Rohr am Boden in die Zelle des Apparates eindringt, aus dem sie oben 
wieder abfliesst — Diese Construction der Kathoden bewirkt in der Ver- 
bindung mit der Cireulation des Elektrolyten eine sofortige Entfernung 
der sich bildenden Wasserstoffbläschen, wodurch die Polarisation auf 
das möglichst geringste Maass herabgemindert wird. Die Adhäsion 
zwischen den Wasserstoff bläschen und den Kathoden ist an und für sich 
in Folge der Form der letzteren sehr gering, so dass die Bläschen schon 
von selbst leicht dem Auftriebe folgen und aufwärtssteigen können. 



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Elektricität als Wärmequelle. 263 

vobei sie auch nicht, wie bei netzförmigen Kathoden, durchquerliegende 
Drähte aufgehalten werden. Eine unbedingte Sicherheit in der Ent^ 
femung der Wasserstoffbläschen wird aber erst durch die Circulation 
des Elektrolyten hervorgerufen. Da der Elektrolyt am Boden des 
Apparates eintritt und diesen am oberen Ende wieder verlässt, so wird 
durch die Bewegung der Flüssigkeit der Auftrieb der Wasserstoff bläschen 
noch unterstützt und die letzteren werden von den Kathoden hinweg aus 
dem Apparat herausgeführt. 

Chemie des elektrischen Lichtbogens ist nach S. P. 
Thomson (Z. Elektr. 2, 570) noch nicht völlig erforscht. Deway 
hat gezeigt, dass sich nicht aliein Kohlensäure und Kohlenoxyd bildet, 
sondern auch Stickstoff Verbindungen, Blausäure, Cyan, salpetrige Säure 
u. dgl. Es ist bisher von keinem Schriftsteller auf den Geruch der 
Bogenlampe aufmerksam gemacht worden. Der Lichtbogen hat aber 
ganz bestimmt einen durchaus charakteristischen Geruch, der wahrscheiur 
lieh daher kommt, dass die Kohle sich mit Sauerstoff und Stickstoff ver- 
bindet, und dass diese beiden Gase sich auch untereinander verbindeui 
80 dass die Möglichkeit gegeben ist zur Bildung chemischer Verbin- 
dungen, die (mehr oder mjjider giftig) glücklicherweise nur in kleinen 
Mengen auftreten, aber doch ausreichen, um der Luft, worin der Bogen 
brennt, einen eigenthümlichen Geruch zu verleihen. Die Flammenbogei^ 
mit hoher Spannung bringen sehr bald einen wahrnehmbaren Geruch 
hervor, während ein normaler Bogen, wie er gewöhnlich mit 40 bis 
50 Volt erzeugt wird, nur sehr geringe Mengen der unangenehmen 
stickstoffhaltigen Verbindungen in Freiheit setzt. 

Elektricität als Wärmequelle. 

Die elektrische Wärme Vorrichtung für Flüssigkeiten 
von P. Stotz (D. R. P. Nr. 85 854 u. 87 859) besteht aus einem Ge- 
häuse mit einem zickzackförmigen flachen Kanal k 
(Flg. 42) von spaltförmigem Querschnitt, dessen Fig. 42. 

Zacken durch keilförmige, von elektrischen Heiz- 
drähten d durchzogene Isolirkörper e ausgefüllt sind. 
Elektrischer Sieder von F. W. Schindler- 
Jenny (D. R. P. Nr. 86 801). 

Zum Heizen mittels Elektricität wer- 
den nach F. Le Roy (D. R P. Nr. 86 643) Silicium- 
körper verwendet, welche von dem sie durch- 
fliessenden Strome zur Glut erhitzt werden und so 
eine sichtbare Wärmequelle bilden. Das Silicium ist 
ein elektrischer Leiter, welcher beim Glühen an der Luft sich nicht 
verändert, also auch nicht oxydirt wird, und einen sehr hohen Schmelz- 
punkt besitzt (Vgl. J. 1895, 300.) 

Verarbeitung von Erdalkalisulfaten, -Sulfiden, -poly- 
sulfiden u. s. w. auf Schwefel bez. Schwefelverbindungen und Erdalkalir 



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264 lU- Gruppe. Elektrochemie. 

hydroxyde geschieht nach E. Jacobsen (D. R P. Nr. 89959) unter 
gleichzeitiger Gewinnung von Carbiden durch Erhitzen der Sulfate, 
Sulfide u. dgl. im Oemisch mit Kohle durch den elektrischen Licht- 
bogen gemäss D. R. P. Nr. 77 168. Wenn man Sulfide oder Sulfate 
einer genügend hohen Erhitzung mit Kohle im elektrischen Lichtbogen 
unterwirft, so gewinnt man neben den Carbiden je nach den Arbeits- 
bedingungen Schwefel, Schwefelkohlenstoff, schweflige Säure, also eine 
Reihe für die Technik werth voller Producte. Femer löst sich auf diesem 
Wege mit Leichtigkeit die Frage der Ueberführung der massenhaft na- 
türlich vorkommenden und künstlich herstellbaren Erdalkalisulfate in die 
Hydroxyde, indem die aus ersteren gewonnenen Carbide mit Wasser 
Acetylen und Hydroxyde liefern. Die Gewinnung dieser Nebenproducte 
ist geeignet, die Darstellung der Carbide zu verbilligen, imd dürfte daher 
das Verfahren z. B. für Zuckerfabriken und Fabriken der chemischen 
Grossindustrie wichtig sein. Erstere können ihren Aetzstrontian 
aus Cölestin herstellen und gleichzeitig Acetylen , Schwefel , schweflige 
Säure, Schwefelkohlenstoff gewinnen; letzteren ist eine vortheilhafte 
Aufarbeitung der Sodarückstände ermöglicht. Zunächst werden 
die mit der drei- bis fünffachen Menge Kohle gemischten Sulfate zu Sul- 
fiden reducirt, die dann weiter in Schwefel und Erdalkalimetall zerfallen, 
deren ersterer als solcher oder in Verbindung mit Kohlen- oder Sauer- 
stoff austritt, letzteres sich mit überschüssigem Kohlenstoff zu Carbid 
verbindet. 

Destillation von Fettstoffen, Gummi und Harz mit 
Hilfe des elektrischen Stroms. Der Apparat von Y. J. Kuess 
(D.R P.Nr. 87 485) wird ausführlich beschrieben (Z. angew. 1896, 511). 

Elektrischer Ofen zur 
Fig. 43. Darstellung von Calcium- 

carbid. Nach A.Tenner(D.RP. 
Nr. 88 364) ruht der Boden des 
Ofens auf einem Wagengestell A 
(Fig. 43), welches auf Schienen 
läuft, um unter den gemauerten, mit 
Thüren versehenen Ofenobertheil B 
nach Bedarf eingefahren bez. aus- 
wärts zurückgezogen werden zu 
können. Dieser Boden besteht aus 
einer starken Eisenplatte a, auf 
welche eine ungefähr 20 cm hohe 
Schicht k von Elektrodenkohle oder 
Koks (mit Steinkohlentheer) aufge- 
bracht wird , so dass sie die Herd- 
sohle bildet. Indem die Eisen- 
platte a mit den stromzuführenden 
Kabeln p des einen Dynamopols verbunden ist , stellt sie in Gemein- 
schaft mit der Koksdecke k zugleich die eine Elektrode des Ofens dar. 



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Elektricität als Wärmequelle. 265 

Aof diese Elektrodensoble wiid das aus einer gleichförmigen Mischung 
fon Kohle und Ealk bestehende Beschickungsmaterial nicht früher, 
als bis der Ofen geschlossen, zusammengestellt und in Betrieb gesetzt 
ist, mittels mechanischer Zuführvorrichtung allmählich aufgeschüttet 
Entsprechend der Vermehrung der Schichthöhe bezw. zur Regelung 
müssen die oberen zu einem Bündel vereinigten, mit den Speise- 
kbein q an geeigneten metallenen Fassungen verbundenen Elektroden- 
kohlen b gehoben vrerden, zu welchem Zwecke dieselben in aufzieh- 
btrer Aufhängung mit Spindelantrieb angeordnet sein können. Eine 
Beschickungsöffhung ist bei c an der jenseitigen Ofenwand ersicht- 
lich gemacht ; der Abzug für die Gase ist mit d bezeichnet Durch me- 
chanische, unter Zuhilfenahme von Stocher- oder Aufrührwerkzeugen 
bew^kstelligte Beschickung kann den ünterenden der Eohlenelektroden 
h das umzuwandelnde Behandlungsgut in gleichförmiger Ausschüttung 
dargeboten werden. Es ist zu bemerken , dass sich das Material vermöge 
Kraterbildung trichterförmig um die Kohlenunterenden anordnet — 
Sofern man alle Oeffnungen , mit Ausnahme des Abzuges dj dicht ab- 
schliessbar macht, lässt sich der Durchzug von Luft durch den Ofen fast 
vöUig vermeiden, so dass der sonst vorhandene üebelstand des Mit- 
foitreissens von Material zum Abzüge in Fortfall kommt , während auch 
vermöge Entziehung des Sauerstoffs der übermässigen nutzlosen Ver- 
brennung eines Theils des Elektrodenmaterials und Beschickungsgutes 
Torgebeugt wird. Durch die mit dargestellte ümmantelung der oberen 
Kohlen b mit einem schmiedeisemen Gehäuse lässt sich überdies die 
Haltbarkeitsdauer derselben erheblich verlängern. — Die Rohmischung, 
bestehend aus 56 Th. Ealk und 36 Th. dichter Kohle, wird mittels ge- 
eigneter Zerkleinerungs- und Mischmaschinen beschickungsfertig vor- 
bereitet Nach Einschiebung des die Ofensohle bildenden Wagens A wird 
zunächst die an der Ofenbrust vorgesehene Thür dicht geschlossen. 
Nunmehr wird der elektrische Arbeitsstrom von der Dynamomaschine 
^geschaltet, von 1700 bis 2000 Amp. und 65 bis 100 Volts, und zu- 
gleich werden die oberen Elektroden b zur Lichtbogenbildung der Sohlen- 
schicht k genähert. Darauf wird die Rohmischung mittels mechanischer 
Beschickungsvorrichtung in den Ofen geschaufelt, so dass der Lichtbogen 
etwa 30 cm hoch um die Elektroden herum von derselben bedeckt liegt ; 
hierdurch lässt sich der Lichtbogen leichter gleichmässig halten. Das 
zeitweise Aufrühren der Mischung während des Betriebes ist deshalb 
Bothwendig , weil die Gase , die sich beim Lichtbogen bilden , beständig 
im Material Kanäle bilden , welche andernfalls nicht leicht von selbst 
zerfallen , so dass dann zu wenig Material in den Lichtbogen gelangt. 
Die Zuführung des Materialgemisches wird mehrere Stunden lang fort- 
gesetzt, wobei eine ständige üeberwachung der Hublage der oberen 
Kohlenelektroden mittels der Spindelhebevorrichtung nothwendig ist — 
^erkt der das Handrad Bedienende, dass die Spannung sinkt, so hebt 
er die Kohlenstäbe. Bei etwaiger Unterbrechung sinkt die Stromstärke 
tuf Null ; in diesem Falle müssen die Elektrodenkohlen schnell gesenkt 



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266 I^- Gruppe. Elektrochemie. 

werden. Zwar entsteht das Caleiumcarbid in schmelzflQssiger Form 
zwischen den Elektroden und verbleibt auch in der Eemmitte längere 
Zeit flüssig, indessen ist sein WärmeleitungsvermOgen zum Yortheile der 
Schonung der unteren Elektrodensohle zu gering , als dass man die auf 
dieser Herdsohle theil weise auseinanderfliessende , jedoch rasch gegen 
die Ofenwandungen hin erstarrende Masse durch ein Stichloch ununter- 
brochen abführen könnte. Daher ist bei der neuen Ofenconstruction 
gänzlich von der Anbringung eines Stichloches abgesehen. Mit der Be- 
schickung wird fortgefahren , bis die Anhäufung bis zu einer gewissen, 
von den Ofendimensionen abhängigen Orenze fortgeschritten ist Nun- 
mehr hebt man die Elektroden zeitweilig in die Unterbrecherlage und 
findet auf der Fläche des Wagengestells A^ das nach Oeffnung der Thür 
D herausgefahren wird , das Product in Form eines mehr oder weniger 
ausgedehnten Kuchens. Nach Absonderung des hinreichend rein be- 
fundenen krystallinischen Productes verbleiben auf der Sohle noch Rück- 
stände , die bei einer zweiten Charge unter Berücksichtigung ihres durch 
eine Analyse festzustellenden Gehalts an Kalk und Kohle wieder be- 
nutzt werden können. Wenn etwa durch Aufwirbelung beim Beschicken 
ein Theil des Materials in den Abzug d gelangt, so kann derselbe, wofern 
ein möglichst gerade aufsteigender Abzugskanal anzuordnen ist , wieder 
nachträglich in den Ofenraum zurückfallen und geht somit nicht für den 
Arbeitsprocess verloren. Der Ofenbetrieb braucht bei der vorbeschrie- 
benen Anordnung nicht unterbrochen zu werden , da man , sobald ein 
Wagen A herausgefahren ist , sogleich einen bereit gehaltenen anderen 
Wagen unter dem Ofen einfahren kann. 

Herstellung von Caleiumcarbid (Industries 1896, 322). 
Der in Spray benutzte Ofen ist von gewöhnlichen Ziegeln aufgemauert 
und enthält 2 Zellen, welche durch je zwei 
Fig. 44. eiserne über einander befindliche Thüren ver- 

schlossen werden und mit einem Schornstein in 
Verbindung stehen. Die Grundfläche, im Innern 
gemessen, beträgt 0,76 X 0,91 m. Der elek- 
trische Strom wird durch 16 Kupferdrähte von 
19 mm Durchm. zu der Eisenplatte a (Fig. 44) 
geleitet, welche mit einer rd. 178 mm hohen 
Schicht b von Kohlenstabstückchen oder von 
einer Mischung aus Koks und Kohlentheer be- 
deckt ist. Die obere Elektrode c, die ebenfalls 
mit 16 Kupferdrähten verbunden ist, besteht aus 
6 Kohlenstäben von 914 mm Länge, die durch 
ein Eisenblech d umhüllt und in einem Halter e 
befestigt sind. Mit Hilfe einer Kette lassen 
die Halter sich auf und nieder stellen. Die 
Spannung des Stromes kann zwischen 50 und 100 V. geregelt werden. 
Zum Betrieb der 2 vorhandenen Oefen dient ein Wasserrad von 300 Pf. 
Leistung. (Z. Ingen. 1896, 556.) Obwohl diese Oefen während eines 



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Elektricität als Wärmequelle. 267 

12inonatliohen Betriebes zufriedenstellende Ergebnisse lieferten, so 
wurde doch als Uebelstand empfunden , dass sie erst erkalten mussten, 
bevor man sie ausräumen konnte. Dieser Fehler ist beim Bau der 
neuen Anlage in Niagara - Falls vermieden worden, indem man der 
unteren Elektrode (Fig. 45 und 46) die Form eines Wagens gab, der 
auf einem Gleise bewegt werden kann. Auch während des Betriebes 
werden die Wagen rd. 50 mm mit Hilfe des Stabes a vor- und wieder 

Fig. 45. Fig. 46. 



zurückgeschoben. Der Zweck ist, das Material gut durch einander 
zu schütteln und den elektrischen Lichtbogen auf die ganze Ober- 
fläche wirken zu lassen. Unter dem Ofen liegt eine Orube b, in 
welche beim Herausholen des Wagens durch einen Rost hindurch das 
nicht reducirte Material fallen soll, und aus der es durch eine Thür 
herausgenommen werden kann. Die obere Elektrode enthält 12 Kohlen- 
stäbe. Der Eohlenhalter besteht aus 2 Stücken d und e, die prismatisch 
gegen einander verschieblich sind , und von denen das untere mit den 
Eohlenstäben auf den Wagen gesetzt und mit diesem eingefahren wird. 
Die Leitung des Stromes wird unten durch eine Art Zange vermittelt, an 
welche die Kabel angeschlossen sind , oben durch eine Stange f, die aus 
einem inneren Theil von Kupfer und zwei äusseren aus Eisen besteht. 
Der Ofen wird durch die Oeffiiungen m beschickt , in denen Rührflügel 
angebracht sind. Die Oase ziehen durch den Fuchs h ab, welcher 
deshalb so tief angebracht ist, damit die Stange f der unmittelbaren 
Hitze nicht ausgesetzt ist. Aus demselben Grunde ist ein Mantel i an- 
gebracht , der von Luft durchströmt wird : bei k tritt die Luft ein , bei / 
aus , welche noch zu Heizzwecken benutzt werden kann. Die Thür g 
bleibt zu Anfang des Betriebes so lange offen, bis die Luft im Innern des 
Ofens durch das sich entwickelnde Kohlenoxyd verdrängt ist. — Die 
verwendeten Koks dürfen nicht viel Asche enthalten ; in Spray beträgt 



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268 



III. Gruppe. Elektrochemie. 



der Aschengehalt etwa 7 Proc.; jedenfalls darf er nicht höher als lOProc 
steigen. Die Koks müssen äusserst fein gemahlen sein , was bei dem 
Kalk nicht unbedingt erforderlich ist. Es ist sowohl ungelöschter wie 
an der Luft gelöschter Kalk benutzt worden ; der erstere ist vorzuziehen, 
weil das mit ihm hergestellte Carbid schneller abkühlt. Der in Spray 
verwandte Kalk enthält 1,5 Proc. Magnesia und 1 Proc. andere Bei- 
mengungen ; mehr als 5 Proc. dürfen die fremden Bestandtheile niemals 
ausmachen , insbesondere der schädliche Magnesiagehalt nicht mehr als 
3 Proc. Die Mischung muss ausserordentlich innig sein ; sie enth&It 
durchschnittlich auf 100 Th. Kalk 64 bis 65 Th. Kohle. Je höher die 
Spannung des Stromes ist, desto mehr Kohle soll man nehmen. Die 
übrig bleibende nicht reducirte Mischung enthält mehr Kalk als zuvor ; 
es muss demnach noch Kohle hinzugefügt werden, wenn man sie wieder 
verwenden wilL Die Kohlenstäbe der Elektroden verkürzen sich um 1,2 
bis 2,5 mm in jeder Betriebsstunde ; im Durchschnitt werden sie nach 
100 Stunden erneuert. Damit die Stäbe, wenn sie rothwarm geworden 
sind und in Berührung mit Luft kommen , nicht zu stark angegriffen 
werden, ist ein Blechmantel angebracht; die Zwischenräume werden mit 
einer Mischung von Koks mit Theer oder Pech ausgefüllt. — Die Zeit 
für die Reduction schwankt zwischen 2^/9 und 8 Stunden je nach der 
Spannung des Stromes, welche 65 bis 100 V. beträgt. Die Stromstärke 
ist 1700 bis 2000 Amp. Das Calciumcarbid findet sich als ein einziger 
krystallinischer kegelförmiger Kuchen, umgeben von dem nicht reducirten 
Rohmaterial, üeber die Frage nach dem Verbrauch von Kohle und Kalk 
geben schliesslich die in nachstehender Tabelle verzeichneten Versuchs- 
ergebnisse Aufschluss, wobei zu bemerken ist, dass theoretisch, ent- 
sprechend der chemischen Formel CaC^, zur Darstellung von 1 k Calcium- 
carbid 0,875 k Kalk und 0,563 k Kohle erforderlich sind. 



S 



•gO 5 



1 , 


306 


2 : 


335 


3 


890 


^ 1 


278 


5 1 


386 


6 ! 


411 


7 


484 


8 


250 


9 . 


170 


10 


806 



-8, 


ii 


S^ 


si 


Zur Darstellung^ 


•«So 


^1 

^ .2 



gi^ 


von 1 k Carbid sind 


«««SS 

•gos 


ii 


131 


verbraucht 


■; = s 


Gewi 
reduci 


11 

2 


Gewc 

reines 

ca 




> © 2 


CaO 


C 


k 


k 


k 


k 


k 


k 


217 


117 


81 


88 


1,32 j 0,91 


210 


147 


100 


129 


1,13 


0,78 


253 


117 


83 


86 


1,36 ' 0,96 


182 


89 


63 


86 


1,04 0,74 


222 


160 


96 


127 


1,26 0.75 


263 


194 


135 


170 


1,14 0.79 


317 


293 


209 


252 


1,17 0,83 


170 


136 


94 


101 


1,34 0,95 


96 


76 


44 


60 


1,27 ' 0,73 


209 


195 


148 
Dur 


156 
chscbnitt 


1,25 


0,95 
0,»37 




1,228 



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Elektriuität als Wärmequelle. 269 

Calciumcarbidfabrikation in Froges beschreibt J a c q u i n 
(L'6clair. §lectr. 7, 5). Die drei Oefen, welche anfänglich zur Herstellung 
von Aluminium dienten, sind nicht umgeändert worden; um ihre leichte 
Fortbewegung zu ermöglichen, sind sie auf je vier Rollen gesetzt , wie 
Fig. 47 zeigt. Der eigentliche Ofen A besteht aus einem parallelipedischen, 
ftusserlich mit einem glasurartigen Ueberzuge versehenen Oraphittiegel a, 
dessen Grössenverhältniss 1 ,80 m X 1>50 m >< 1 ,50 m beträgt. Er besitzt 
eine innere Aushöhlung ef, 

welche nach oben mit einer Fig. 47. 

Einfallölfnung E und unten 
mit einer Abstiohöffnung 
B für das geschmolzene 
Reactionsproduct in Verbin- 
dung steht. Die abfliessende 
Schmelze wird von dem vor 
der Abstichöfifnung stehen- 
den Behälter Caufgenommen. 
Der zugleich als negative 
Elektrode dienende Ofen- 
körper wird vom Boden 
durch die Rollen isolirt 
Die negativen Leitungskabel 
/ sind mittels Bolzen f an 
der Hinterwand des Ofens 
A befestigt Die positive 
Elektrode besteht aus einer 
20 cm starken Eohlenstange 
Z>, welche durch die vier 
Klauen M der zangenartigen 
Greifvorrichtung K gehalten 

wird. In die beiden Wände L der letzteren sind die Enden der sechs Kabel 
der positiven Leitung N eingelassen. Die Zange K endigt oben in einer 
Schraubenspindel P, mittels deren die Elektrode gehoben oder gesenkt 
werden kann. Zu diesem Zwecke ist die Stange P durch eine Schrauben- 
mutter 7, welche das Ende eines am Qebälk y des Gebäudes befestigten 
Lagers Q bildet, und dann ebenso durch die centrische, innen mit 
Schraubengewinde versehene Durchbohrung eines auf der Schrauben- 
mutter T aufliegenden Zahnrades S hindurchgeführt. Das letztere greift 
in ein anderes Zahnrad R ein, welches an einer durch das Lager Q 
hindurchgehenden und unten mit einem Handrade Z versehenen Führungs- 
stange V befestigt ist. (Vgl. Z. Elektr. 2, 624.) — Zur Herstellung des 
Calciumcarbids im elektrischen Ofen füllt zunächst ein Arbeiter den 



1) Die französische olektrometallurgische Gesellschaft verlegte ihre Alu- 
miniumfabrik von Froges nach La Praz bei Modane, "welche über eine Wasser- 
kraft von 4000 bis 15000 Pf. verfügt. 



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270 UT. Gruppe. Eloktrochemie. 

Schmelzraum durch die Einfüllöffhong E mit einem Gemenge von ge- 
pulvertem Kalk und zerstossenem und zerriebenem Koks. Der mit der 
Beaufsichtigung des Ofens betraute Arbeiter bleibt beständig bei dem 
Handrade Z; vor der Wirkung der Hitzestrahlen schützt ihn ein Schirm 
// aus Qlimmer ; vor seinen Augen befinden sich ein Amp^remeter und 
Voltmeter, die in der elektrischen Zuleitung des Ofens eingeschaltet und 
auf dem Holzwerk y befestigt sind« Sobald die Füllung des Ofens be- 
endet ist, senkt er durch Drehen des Handrades Z allmählich die Kohlen- 
elektrode Z), bis sich unter Erhitzung der Masse der Lichtbogen z wisch«! 
der Kohlenstange und dem Inhalte des Tiegels bildet. Man sieht die 
Kohle fast auf ihrer ganzen Länge rothglühend werden , während eine 
grosse weisse Flamme aus der EinfüllöfTnung E herausschlägt Der 
Arbeiter regelt die Stellung der Elektrode nach den Angaben desAmpdre- 
meters und besonders des Voltmeters. Den Stand derReaction beurtheilt 
er nach der Grösse imd Farbe der Flamme. Wenn der Process ungef&hr 
beendet ist, öffnet ein Arbeiter die Ausflussöffnung, während ein anderer 
den Ofen durch die Einfüllöffnung E aufs Neue beschickt Das ge- 
schmolzene Carbid fliesst aus in das GefKss C, in welchem es noch im 
Fliessen erstarrt. Die Elektrode bleibt innerhalb des Schmelzraumes, 
der Strom wird also nicht unterbrochen. Der Gang des Ofens ist mithin 
ununterbrochen , gleichwohl lässt man Beschickung und Entleerung des 
Ofens abwechselnd nacheinander folgen. Das Abziehen der Schmelze 
wird ungefähr alle 40. Minuten vorgenommen. Wenn die Fabrikation 
des Carbids eine gewisse Bedeutung gewinnt, wird man eine selbst- 
thätige Beschickung einzurichten suchen , um den Betrieb in der That 
ununterbrochen zu gestalten , und um die Tagesproduction an Carbid zu 
erhöhen. Augenblicklich kann jeder Ofen bei 24stündigem Betriebe 
täglich ungefähr 300 k Carbid liefern. 

Zur Herstellung von Calciumcarbid wird nach Bul- 
lier (L'eclair. 61ectr. 8, 504) die Sohle des Ofens durch eine Platte h 

(Fig. 48) aus Kohle oda* 
Fig. 48. Metall gebildet, welche, bei e 

im Gelenk drehbar befestigt, 
während des Betriebes durch 
ein Gegengewicht r und 
einen Biegel d geschlossen 
gehalten wird ; sie bildet auch 
die Kathode des Schmelz- 
ofens. Zu Beginn des Be- 
triebes wird die ebenfalls 
aus Kohle bestehende Anode 
e der Platte h bis zur Bil- 
dung eines Lichtbogens ge- 
nähei-t. Indem dann ein Theil der aus Kalk und Koks bestehenden 
Beschickung zusammenschmilzt, bildet sich um das Ende der Anode 
herum eine kleine Höhlung /", die sich in dem Maasse wie die Masse von 



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Elektricität als Wärmequelle. 271 

ob^i fortschmilzt und die Anode höher und höher gezogen wird, all- 
mählich wieder füllt, so dass am Schluss der Operation der Ofenschacht 
^nen Block geschmolzenen Materiales enthält, wie dies in Fig. 48 links 
ausgeführt ist Die aus gewöhnlichem, feuerfestem Materiale aufgeführten 
3iau«m a bleiben durch eine Schicht ungeschmolzener Beschickung ge- 
schützt Nach dem Erkalten des Schmelzproduotes öfiCnet man die Boden- 
platte ; es wird sich dann der ganze Ofeninhalt sofort in einen unter- 
geschobenen Wagen h entleeren, aus dem der Calciumcarbidblock g zur 
Verpackung oder zur directen Verarbeitung auf Acetylen entnommen 
wird, während der nicht reducirte Theil der Beschickung wieder in einen 
der Oefen zurückgeht. (Vgl. Z. Elektr. 3, 226.) — Verwendung von 
Calciumcarbid und Acetylen siehe S. 64. 

Explosionsfähigkeit von Acetylen. Versuche von 
ßerthelot und Vieille (Rev. ind. 1896, 413) ergeben, dass bei 
atmosphärischer Pressung und bei gleichbleibendem Druck die etwa durch 
einen Funken eingeleitete Zersetzung des Acetylens sich nicht weiter 
ausbreitet Sobald aber der Druck 2 k/qc übersteigt, tritt eine schnelle 
Zersetzung in Kohlenstoff und Wasserstoff ein, wenn man etwa einen 
Draht innerhalb des Behälters durch elektrischen Strom zum Glühen 
bringt Die Geschwindigkeit der Wirkung und ebenso die Drucksteige- 
rang hängen von der anfänglichen Pressung ab, wie folgende Tabelle zeigt. 



^ 


Druck unmittel- 


Dauer der Zer- 


Verhältniss des 


JlUUlgS- 

druck 


bar nach der 


setzung in 


Anfangs- 


Zersetzung 


Tausendsteln 


druckes zum 


k/qc 


k/qc 


einer Sekunde 


EnddiTick 


2,23 


10,73 


— 


4,81 


3,50 


18,58 


76.8 


5,31 


5,98 


41,73 


06,7 


6,98 


5,98 


41,53 


45,9 


6,94 


11,23 


92,73 


26,1 


8,24 


21,13 


213,7 


16,4 


10,13 



Bei flüssigem Acetylen geht die Zersetzung im Verhältniss zu der 
ausserordentlich grossen Drucksteigerung langsamer vor sich. Bei einem 
Versuch wurde der Druck von 1500 k/qc in 0,0094 Sekunden erreicht 
V(m der Explosionskraft, die bei der Zersetzung auftritt, gibt ein Ver-- 
such eine Vorstellung, welcher mit 18 g Acetylen in einer Stahlflasche 
von 48,96 cc Inhalt angestellt wurde. Der erreichte Druck betrug dabei 
55G4 k/qc. — Es wurden Flaschen mit gasförmigem Acetylen, das auf 
10 k/qc comprimirt war, und mit flüssigem, dessen Dichtigkeit 0,3 be- 
trug, Schlag- und Fallproben unterworfen. Ein Fall aus einer Höhe von 
6 m auf einen stählernen Amboss rief keine Explosion hervor. Als ebenso 
ungefährlich erwies sich das gasförmige Acetylen, als man mittels eines 
Fallhammers von 280 k Gewicht, der 6 m hoch herabfiel, seinen Behälter 
za'brach. Dagegen explodirte bei der gleichen Probe die mit flüssigem 
Acetylen gefüllte Flasche, jedoch erst kurze Zeit nach dem Stoss. Es 
scheint daher, dass sich ein Gemisch von Luft und Acetylen gebildet hat, 
nachdem die Flasche zerbrochen war, und dass erst dieses durch die 



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272 III. Grappe. Elektrochemie. 

Reibung der Metalltheile entzündet wurde. Wenn demnach auch flüssiges 
Acetylen ein wenig gefährlicher erscheint als gasförmiges, so ist die 
Explosionsgefahr bei beiden ziemlich gering, solange keine Erwärmung 
im Innern der Behälter stattfindet^;. Eine derartige Temperaturerhöhung 
kann durch die Einwirkung geringer Wassermengen auf überschüssiges 
Calciumcarbid oder durch eine plötzliche Compression hervorgerufen 
werden, wie sie in einem mit dem Acetylenbehälter verbundenen kleineren 
Oefäss entstehen kann, wenn man den Hahn zwischen beiden schnell 
öffnet Ausserordentlich gefährlich wird jedoch Acetylen, sobald es mit 
Luft gemischt ist, weil, abgesehen von der heftigen Explosivkraft, die 
Zündungstemperatur tiefer liegt als bei anderen Gasgemischen ; sie ist 
etwa 480<>, während andere Gasgemische sich erst bei rd. 600® ent* 
zünden. Die ungeheure Heftigkeit der Explosion lässt auch die Be- 
nutzung von Acetylen in Gasmotoren unzweckmässig erscheinen. 
Versuche, welche von Ravel (Z.Ingen. 1896, 1348) an einem Zweitakt- 
motor von 2 bis 2,5 Ff. angestellt wurden, haben dies bestätigt. 

Urancarbid,C,U„ erhielt H.Moissan (Cr. 122, 274 u. 362) 
diux5h Erhitzen von Uranoxyd mit Kohle im elektrischen Schmelzofen. 
In entsprechender Weise wurde Lithiumcarbid erhalten : 

LijCOj + 4C — C,Li, + 3C0; 
femer Mangancarbid, MnsC(das.S.421), Cercarbid (das. S. 357), 
Lanthancarbid (Cr. 123, 148), Wolframcarbid, CWoj (das. 
S. 13). 

Carborund. E. G. Acheson (D. R. P. Nr. 85 197) empfiehlt 
als Verbesserung des Pat. 76 629 (J. 1894, 381) die Einrichtung so zu 
treffen, dass hauptsächlich der aus Kohlenstoffmaterial ohne Zusatz be- 
stehende Kern den Stromweg darbietet, und dass das umgebende, durch 
Hitze umzuwandelnde Materialgemisch von dem Stromdurchgang mög- 
lichst ausgeschlossen wird. Die krystallinische Beschaffenheit des Pro- 
ductes wird nämlich beeinträchtigt, wenn ein merkbarer Theil des Stromes 
auch die Materialmischung durchfliesst, die vielmehr lediglich durch von 
dem Stromwege divergirende Wärmeausstrahlung beeinflusst bezw. bis 
zur Umwandlung erhitzt werden soll. Fig. 49 zeigt die Seitenansicht, 
theilweise Schnitt eines aufgebauten elektrischen Ofens. Fig. 50 einen 
Querschnitt desselben und Fig. 51 ist theilweise Schnittansicht einer 
anderen Ausführungsform des elektrischen Ofens. Der auf einem ge- 
mauerten Fundament A angeordnete Ofentrog von länglich rechteckiger 



1) Die Explosion im Gebäude der Isaak ' sehen Fabrik in derSpenerstrasse, 
Berhn (12. Dec. 1896) entstand lediglich durch Erwärmung comprimirten Acety- 
lens, also nicht durch einen technischen Fehler des Apparats oder durch 
mangelnde Widerstandsfähigkeit der verwendeten Mannesmannröhre. — In der 
Calciumcarbid- Fabrik in Jette-Saint-Pierre bei Brüssel wurden in Folge einer 
heftigen Explosion der Director und ein Arbeiter der Fabrik hochgradig verbrannt 
Der Brand, welcher sich mit grosser Schnelligkeit fortpflanzte, hinterHess nichts 
als die nackten Mauern des Gebäudes, da durch fortwährend nachfolgende Explo- 
sionen die Arbeiten der sofort bereit gewesenen Feuerwehr nur mit äusserster 
Vorsicht ausgeführt werden konnten. 



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Elektricität als Wärmequelle. 273 

Form hat die Seiten Wandungen A^ und die Endwände A^. Die Seiten- 
wandungen -4* werden mit undichten Fugen zwischen den Ziegeln u. s. w. 
aufgeführt, so dass sie ein freies Entweichen der während des Betriebes 
sich entwickelnden Gase gestatten. Indem diese Gase da, wo sie ent- 
weichen , verbrennen, 

wird in grösserem oder Fig. 49. 

geringerem Maasse die 
Ofenhitze und Er- 
hitzung des ßehand- 
longsmaterials unter- 
stützt , woraus eine 
gewisse Ersparniss an 
Betriebsstrom erfolgt. 
An den Endwänden A^ 
werden die aus Stäben 
oder Platten bestehen- 
den Kohlenelektroden Tig.bO. Fig. 51. 
ß eingelagert. Es 
führen eine Anzahl 
Kohlenstäbe durch mit 
Asbest (bei a Fig. 49) 
ausgefütterte OefTnun- 
gen, und ihre Aussen- 
enden sind in be- 
kannter Art mittels 

einer Polklemmplatte B^ vereinigt, an welche der Leiter von der 
Stromquelle S heranführt. Ein einziger durch eine Fassung mit dem 
Leiter verbundener Kohlenblock B, wie Fig. 51 zeigt, oder mehrere 
bündelweise vereinigte Kohlenprismen sind ebenfalls als Elektroden 
für den Ofen geeignet Namentlich ist auf eine genügend grosse 
CoDtactfläche zwischen den inneren Enden der Kohlenelektroden und 
dem daran anschliessenden Kern , sowie auf eine gleichartige Verthei- 
hmg des Stromes an den Kohlenstäben u. s. w. Rücksicht zu nehmen. — 
Wenn der Ofen zum Betriebe vorbereitet wird, ordnet man im Innern 
des Gemisches einen Kanal, den Raum zur Ausfüllung mit dem Kern C 
an. Dieser Kern soll hauptsächlich aus irgend einem feuerbeständigen 
Material bestehen, welches dem Stromdurchgange einen Widerstand ent- 
gegensetzt, dabei aber immerhin einen geringeren Widerstand als das zu 
behandelnde Gemisch hat. Vorzugsweise ist körnige Kohle geeignet, 
wobei der Körnungsgrad nach dem Stromverbrauch und den Abmessungen 
des elektrischen Ofens variiren kann. Eine Körnergrösse von 4 bis 5 mm 
ist beispielsweise zweckmässig, wenn der Kern nahezu 2,5 m lang an- 
genommen ist und der Höchstbetrag an elektrischer Energie sich auf 
etwa 100 000 Watts beläuft, für welchen ein Korndurchmesser von 25 cm 
angewendet wird. Die angegebenen Komabmessungen beziehen sich 
auf von bituminöser Kohle erhaltenen Koks von Durchschnittsqualität 

J«hrc«Her. d. ehem. Technologie. XLII. 18 



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274 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

als EohlenmateriaL Wenn zur Eernbildung sdion im Ofenbetrieb vor- 
benutztes Kömermaterial angewendet wird, so ist es erforderlich, den 
Durchmesser der Körner kleiner als denjenigen der ursprünglichen Koks- 
kömer zu wfthlen. Anstatt nun den Kern in seiner ganzen Länge gleich- 
förmig herzustellen, lässt man gemäss vorliegender Neuerung die Grösse 
der Bestandtheile oder Körper an den Kernenden abnehmen, wodurch 
ein innigerer Elektrodencontact und in Folge dessen ein leichterer Strom- 
durchgang erzielt wird. Mit c (Fig. 49 und 51) ist ein Stück des Kernes 
bezeichnet, welches in dieser Weise aus Körnern geringerer Grösse zu- 
sammengesetzt sein soll. Sehr wichtig ist eine Maassnahme, durch 
welche verhindert wird, dass das zu behandelnde Material mit den 
Elektroden in Berührung kommt, weil in diesem Falle leicht eine 
Krustenbildung an den Elektroden auftritt, die den freien Durchgang des 
Stromes beeinträchtigt. Aus diesem Grunde lässt man die Elektroden 
in den Körper des Kernes (bei c) vorspringen. Zum Zwecke, die innige 
Berührung der Kernbestandtheile und der Elektroden zu unterstützen, 
bringt man unter umständen ein Gewicht W, wie bei Fig. 49 ersichtlich, 
an; wesentlich denselben Erfolg kann man aber durch die in Fig. 51 
dargestellte Aufschichtung des Kemmaterials c eiTeichen, wobei das Ge- 
>vicht der Masse selbst den Contact aufrecht zu erhalten strebt In der 
Umgebung des so hergestellten Kernes wird die mit D bezeichnete 
Materialmasse, die der Behandlung bezw. starken Erhitzung unterzogen 
werden soll, angeordnet. Eine theilweise neue Zusammensetzung für 
die Materialmasse hat sich aus der Zweckmässigkeit der Anwendung 
einer Mischung ergeben, welche ausser dem kohlenstoffhaltigen und 
siliciumhaltigen Material mit geeignetem Flussmittel eine Substanz ent- 
hält, die den elektrischen Widerstand der Masse vergrössern hilft, während 
sie die Masse mehr und mehr porös macht und so den Gasen ein leichteres 
Entweichen durch die Masse ermöglicht Demgemäss wendet man eine 
in den Verhältnissen zu wechselnde Mischung folgender Zusammen- 
setzung an: 20 Th. Kohle (Koks o. dgl.) in kleinen Stücken, 29 Th. Sand, 
5 Th. gewöhnlichen Salzes und 2 Th. Sägemehl oder Kork, an Stelle 
dessen anderes, ähnlich wirkendes Fasermaterial in genügender Menge 
angewendet werden kann. Diese durch innige Mengung gewonnene 
Mischung wird um den Kern aufgeschichtet, so dass sie denselben ziem- 
lich auf der ganzen Länge umgibt. Gewöhnlich bringt man sie in un- 
mittelbare Berührung mit der Fläche des Kerns; bisweilen wird der Kern 
von der Masse durch zwischengelegtes Papier oder ähnliches Material 
getrennt, welches natürlich beim Ofen betriebe verbrennt Vermöge seiner 
Zusammensetzung ist das in die krystallinische Kohlenstoffsilicium- 
verbindung überzuführende Materialgemisch weniger leitend als der Kern, 
der somit, namentlich auch wegen des gesicherten Elektrodenanschlusses 
seiner Enden, den Betriebsstrom ziemlich ganz aufnimmt und als Hitze- 
erzeugungsmittel in sich wirksam werden lässt Dieser auöh mehr als 
das Materialgemisch hitzebeständige Kern bildet nun beim Ofenbetriebe 
den Grundstock, von welchem die Krystallisation ihren Ursprung zu 



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Elektricität als Wärmequelle. 275 

nehmen vermag, so dass die Erystalle in unmittelbarer Eernnfthe ihr 
Entstehungsfeld haben und sich in Ring- oder Cylinderform um die 
Kemmasse zusammenschliessen. In dem Maasse, wie die Erystallisation 
nach aussen fortschreitet, ändert sich die Zusammensetzung der Masse. 
Als Theilbestandtheil des Beschickungsmaterials wird mit Yortheil eine 
Kohlensorte (beispielsweise Anthracit) angewendet, welche verhältniss- 
massig viel Oase entbindet. Die Verbrennung dieser Oase und die theil- 
weise Verbrennung der Kohle, soweit sie dem Zutritt der Luft ausgesetzt 
ist, f5rdert die Erhitzung der Masse und beschleunigt das Verfahren, 
wodurch bei gegebener Leistung der Stromverbrauch eingeschränkt wird. 

Carborundum zur Verbesserung des Stahles statt 
Ferrosilicium empfiehlt F. Lürmann (Z. Elektr. 1896, 113), doch darf 
1 k Sic nicht mehr als 54 Pfennige kosten. Deutschland würde dann 
jährlich etwa 2500 1 SiC gebrauchen. 

Zur Umwandlung von Schmirgel in Korund wird nach 
F. Hasslacher (D. R. P. Nr. 85 021) Naturschmirgel mit einer dem 
Eisenoxydgehalt entsprechenden Menge Kohle gemischt und in einem 
elektrischen Schmelzofen der Hitze des Lichtbogens eines elektrischen 
Wechselstromes ausgesetzt. Es ist wesentlich, dass nur Wechselstrom 
verwendet wird, da Oleichstrom neben der Hitzewirkung auch noch 
chemische Wirkungen ausüben würde, welche streng vermieden werden 
müssen. Unter der Einwirkung der Hitze schmilzt die Masse zusammen, 
gleichzeitig aber wird das in derselben enthaltene Eisenoxyd von der 
Kohle zu metallischem Eisen reducirt, welches schmilzt und sich zu 
isolirten Klumpen zusammenfindet. Der natürliche Schmirgel enthält 
auch noch bis zu 5 Proc. chemisch gebundenen Wassers, dessen Oegen- 
wart namentlich da störend ist, wo der Schmirgel bei hoher Temperatur 
zu Scheiben gebrannt wird. Bei dem beschriebenen Verfahren verliert 
die Masse diesen Wassergehalt, so dass nicht nur eisen-, sondern auch 
wasserfreier Korund erhalten wird. — Die 
Wandung A (Fig. 52) des Ofens besteht aus Fig. 52. 

Scharmottestein-Mauerwerk und ruht auf 
Trägern fT, so dass zwischen dem Ofen und 
dem Boden ein Raum B entsteht, in welchen 
der geschmolzene Schmirgel durch die Oeff- 
nnng D abfliessen kann. In den Ofen 
ragen die beiden Kohlenelektroden C eines 
elektrischen Wechselstromes hinein. — Zu- 
nächst wird die am Boden des Ofens befind- 
liche runde Oeffnung D mit einem schmelz- 
baren Plättchen P (etwa aus Olas) bedeckt Darauf werden die 
Elektroden eingeführt und auf 3 bis 4 cm einander genähert , und 
nun das Innere des Ofens mit Schmirgel und Kohlenstaub beschickt, 
wobei zwischen die Elektroden einige Kohlenstückchen als Strom- 
vermittler gebracht werden. Sobald der Strom geschlossen wird , er- 
hitzen sich die Kohlenstückchen auf hohe Weissglut und der Schmirgel 

18» 



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276 ni. Gi-uppe. Elektrochemie. 

fängt an zu schmelzen. Die wenigen Kohlenstückehen mischen sich 
mit dem schmelzenden Schmirgel, werden von dem Eisenoxyd zur 
Beduction absorbirt und es entsteht bald zwischen den Kohlen- 
elektroden ein Lichtbogen, der sich durch ein summendes Oeräusch 
erkennbar macht. Um diesen Lichtbogen bildet sich nach einiger Zeit 
eine geschmolzene Schmirgelmasse, die nach dem umgebenden im- 
geschmolzenen Material S hin eine starre Rinde bildet. Aus den Ritzen 
der Wandung des Ofens und der Oberfläche des Schmirgels entweicht 
Eohlenoxydgas , das angezündet mit blauen Flämmchen brennt, ein 
Zeichen, dass die Reduction des Eisenoxyds im Gange ist. Ist nun die 
Erhitzung so weit fortgeschritten, dass das Glasplättchen P schmilzt, so 
fliesst der geschmolzene Schmirgel in hell weiss leuchtendem Strahl in 
den Raum B ab, dessen Boden vortheilhaft mit gewöhnlichem groben 
Schmirgelpulver bestreut ist, um das Scharmotte-Mauerwerk vor der Ein- 
wirkung der ausserordentlich hohen Temperatur des Flusses zu schützen. 
• — Es wird dafür gesorgt, dass von oben neuer Schmirgel nachrutschen 
kann, was durch Einstossen der festen Rinde vermittelst eines Eisen- 
stabes geschieht. Der neu hinzutretende Schmirgel kühlt den letzten 
abfliessenden Schmirgel derart ab, dass die Oeffnung D am Boden sicli 
von selbst durch den erstarrenden Schmirgel schliesst und denDurchlass 
erst dann wieder gestattet, wenn dieser völlig geschmolzen ist Bisweilen 
empfiehlt es sich auch, von unten mit einem eisernen Haken dem Abflus^ 
etwas nachzuhelfen. Auf diese Weise wird ein ununterbrochener Betrieb 
des Ofens ermöglicht, bei dem in Zwischenräumen von 10 bis 15 Minuten 
der geschmolzene eisenfreie Schmirgel ausfliesst und immer neu auf- 
geschüttete Mengen zur Schmelzung gelangen. Das erstarrte Product 
stellt eine krystallinische Masse dar, die nach wechselnden Versuchs- 
bedingungen fast farblos von quarzartigem Fettglanz ist, mitunter matt- 
rosafarbig (Rubin) oder deutlich blau erscheint und dann in Hohlräumen 
kleine Drusen schön tiefblauer durchsichtiger Saphirkryställchen aus- 
geschieden hat. (Z. angew. 1896, 120.) 

Eine Eisen-Siliciumverbindung von der Formel FefSi^ 
erhielt G. de Chalmot (J. Amer. 17, 923), indem er Eisenfeilspähne 
mit einem Ueberschusse von Holzkohle und Sand in einem elektrischen 
Ofen erhitzte. Die Verbindung besitzt eine weisse Farbe, ist sehr hart 
und spröde, nur wenig magnetisch, gehört aber zu den guten Leitern der 
Elektricität. Die Zusammensetzung der Krystalle entspricht der Formel 
FcjSij ; das spec. Gew. beträgt 6,36. Die Legirung ist äusserst wider- 
standsfähig gegen Oxydationsmittel, wird aber von Flusssäure sowie von 
einer Schmelze von Potasche und Soda, der man etwas Kaliumnitrat zu- 
gefügt hat, vollständig aufgelöst. — In entsprechender Weise wurde 
Calciumsilicid, CaSi^, erhalten. 

Zum Walzen von Draht oder Blech unter Anwendung 
des elektrischen Stromes zum Erhitzen des Arbeits- 
stückes wird nach J. Platt und G.Goldthorp (D. R.P.Nr. 84 088) 
das zu walzende Arbeitsstück zwischen zwei mit verschiedenen Polen einer 



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Elektricität als Wärmequelle. 277 

Dynamomaschine verbundenen Walzenpaaren hindurchgeführt und durch 
den durchfliessenden elektrischen Strom so weit erhitzt, dass es durch 
den Walzendruck in gewünschter Weise umgestaltet werden kann. 

Elektrische Schmelzöfen stellt W. Borchers (Z. Elektr. 
1896, *239) zusammen. 

Schmelzen von Stahl und Eisen in Tiegeln mittels 
Elektricität empfiehlt B. H. Thwaite (Iron Goal Rev. 1896, 159). 
Während beim gewöhnlichen Schmelzen 100 k Stahl im Mittel 200 k 
Kohle erfordern, entsprechend etwa 1,4 Proc. Nutz Wirkung, würden bei 
Verwendung von Gaskraftmaschinen im elektrischen Schmelzofen 18 Proc. 
nutzbar gemacht. Der elektrische Strom soll schwache Spannung (50 bis 
70 Volts) bei grosser Strommenge (2000 bis 1500 Amp.) besitzen und 
reicht für eine ökonomische und leistungsfähige Anlage eine Kraft von 
100 Pf. aus. Mit 100 Pf. soll man 10 bis 15 Schmelztiegel mit an- 
gemessener Energie versorgen können. Für 1 1 Tiegelstahl sollen bei 
Verwendung einer gut gebauten Gasmaschine, einer angepassten Dynamo- 
maschine und auch einer in sonstiger Hinsicht entsprechenden Anlage 
76 bis 102 k guter Kohle nöthig sein. Ein weiterer Vortheil der elek- 
trischen Schmelzung ist die Unabhängigkeit vom Brennstoff. (Vgl. 
Z. angew. 1896, 355.) 

Zum Schmelzen von Metallen wird nach Thwaite und 
Allen (Engl. P. 1894, Nr. 21879) das in dem Thon- oder Graphit- 
tiegel A (Fig. 53) befindliche Metall B durch das aus feuerbeständigem 
Materiale bestehende Rohr D von dem 
Kohlepole E fern gehalten , so dass der Fig. 53. 

Lichtbogen tief innerhalb der zu schmel- 
zenden Massen erzeugt wird. Das ge- 
schmolzene Metall C sammelt sich am 
Boden des Tiegels an. Unter Vermitte- 
lung des Deckels Ö, in welchem das 
Rohr D festgeklemmt ist, und der mit 
Draht- oder Kabelklemmen in Verbin- 
dung stehenden Führungsstäbe F, wird 
der Kohlestab E in die Stromleitung ein- 
geschaltet, während auf der anderen Seite 

die Verbindung des Schmelzgutes mit der " - 

Stromquelle durch Metallstreifen H her- 
gestellt ist. Als Halter für die Kohle E 
dient die mit Handgriff K versehene, 
federnde Hülse /. 

Herstellung von Eisenlegi- 
rungen auf elektrolytischem 
Wege. Der Ofen von J. Heibling 
(D. R. P. Nr. 86503) besteht aus einem 
Schacht, dessen Inneres aus Kohlen- 
zi^eln A (Fig. 54, S. 278) und dessen 



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278 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

Aeusseres aus feuerfesten Ziegeln B hergestellt ist. Die Schacht- 
sohle ist beweglich, und zwar ist der eine Theil F aus Ousseisen und 
der andere, ebenfalls bewegliche, auf welchem F aufruht , aus Kohlen- 
ziegeln E gebildet. Die Eohlenziegel werden in der Weise hergestellt, 
dass man in geschlossenen gusseisemen Formen ein entsprechendes Oe- 
menge von pulverisirtem Koks oder Graphit und 
Flg. 54. Theer zusammenbacken lässt. Dieser Ofen 

dient als — Elektrode; als -j- Elektrode ver- 
wendet man einen Eohlenstab C von einem 
Durchmesser entsprechend der Tiefe des Ofens 
und der zur Verwendung gelangenden Strom- 
stärke. In den Ofen wird ein Gemenge von 
gepulvertem Erz (Oxyd) und Kohlenstoff ein- 
gebracht. Als Flussmittel wird demselben ge- 
pulverter Aetzkalk in einem solchen Verhält- 
niss beigemischt, dass mindestens 3 Mol. Kohlen- 
stoff auf 1 Mol. Kalk kommen. Wenn die ört- 
lichen Verhältnisse es gestatten, so wird diesem 
Gemenge auch die für die Legirung gewünschte 
Menge Eisenoxyd mit der zur Reducirung des letzteren nöthigen Kohlen- 
menge hinzugefügt, um die Legirung von dem gewünschten Gehalt zu 
bekommen, wobei das Gewicht der gusseisemen Schachtsohle in Rück- 
sicht zu ziehen ist. Um endlich das Silicium zum Theil abzuscheiden, 
wenn solches im üeberschuss vorhanden ist, setzt man dem Ganzen eine 
entsprechende Menge von gepulvertem Flussspath hinzu. Der Regulus 
ist flüssig unter einer aus einer Calciumkohlenstoff Verbindung bestehenden 
Schlacke, welche den Rest des Siliciums als Siliciumkohlenstoffverbin- 
dung gelöst enthält 

Elektrischer Schmelzofen. Nach W. Rathenau (D.R.P. 
Nr. 86 226) wird die Elektrodenkohle von einem Trichter aus Kohle 
u. dgl. umgeben und dieser Trichter so bemessen, dass nahezu der ganze 
Ofenschacht von demselben ausgefüllt wird, so dass nur an den Rändern 
schmale Fugen offen bleiben. Durch diese Fugen kann alsdann die 

Fig. 55. Fig. 56. 



Stichflamme entweichen. Den grössten Theil ihres Weges legt die Flamme 
zwischen den Trichterwänden und den Ofen wänden zurück, sie berührt 



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MetallgewinDUDg. 279 

dabei nicht das Rohmaterial selbst und ist daher auch nicht im Stande, 
grössere Mengen desselben ins Freie zu führen. Der Trichter selbst 
^ird hoch mit Rohstoff angehäuft , so dass die Elektrode darin luftdicht 
eingebettet ist. Höhlung und Oeffnung des Trichters lassen sich so be- 
mefisen , dass das Material durch eigenen Druck in dem Maasse nach- 
sinkt, wie dasselbe unten im Ofen niederschmilzt Eine einfache Aus- 
führung dieser Vorrichtung zeigt Fig. 55 im Schnitt. Der Trichter besteht 
hier aus zwei Eohlenbalken^, welche an beiden Enden entweder fest oder, 
falls eine Einstellung wünschenswerth ist, auf Bügeln aufliegen, die 
durch Schrauben gehoben und gesenkt werden können, welche aber jeden- 
falls genügend weit vom Wärmecentnim entfernt sein müssen. Die 
Stichflamme nimmt ihren Weg durch S, Die Kohlenelektrode K ist von 
Rohmaterial nahezu bis zum Punkte der Stromzuführung Z bedeckt. Wie 
Fig. 56 zeigt, kann die Schutzvorrichtung auch einseitig verwendet werden. 

MetaUgewinnung. 

Elektrolyse im Schmelzfluss. Nach F. Hornig (D.R.P. 
Nr. 85 813) wird die Zersetzungszelle Z (Fig. 57) in einen eisernen 
Kessel K mit Sand eingesetzt. Die Anoden Ä tauchen in den ge- 
schmolzenen Elektrolyten jS7; diese Anoden sind isolirt durch die Muffen/, 
durch den Deckel D eingeführt 

und werden durch einen aus ^^6" ^^' 

zwei Metallb&ndern gebildeten 
Ring R gehalten. In letzteren 
ist auch gleichzeitig das Strom- 
zuleitungskabel Peingeklemmt. 
Ein Gerinne zieht sich rings 
um den nach Art eines hydrau- 
lischen Verschlusses ausgebil- 
deten , ü-förmig gebogenen 
Kesselrand V, Bei L kann 
Wasser zufliessen; durch das 
Rohr F fliesst es wieder ab. Je 
nach der Natur des an der 

Kathode abzuscheidenden Stoffes kann man entweder das Gefäss selbst zur 
Kathode machen, indem man es bei C mit der Leitung iV^ verbindet, oder man 
kann ihn auf einem anderen in das Gefäss eingeführten Metalle M nieder- 
schlagen. Man schmilzt die zu zersetzende Substanz in dem Gefäss Z 
ein, so dass auch in dem U-f5rmigen Kesselrande noch Flüssigkeit steht. 
Nun lässt man, nachdem nöthigenfalls der als Kathode dienende Metall- 
einsatz M eingesenkt ist, den Deckel D oben in die Schmelze eintauchen 
und beginnt dann sofort mit der Kühlung des Randes. Es wird die mit 
dem gekühlten Apparattheile und dem Deckel in Berührung befindliche 
Schmelze erstarren, beide isolirend und den Deckel ausserdem festkittend. 
Sind nun die Anoden Ä eingehängt und die Verbindungen mit der Leitung 



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280 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

hergestellt, so werden die Kathionen in dem unteren Apparattheile aus- 
gefällt, während die Anionen (Chlor, Fluor und ähnliche) an den Anoden 
gasförmig frei werden. Für die Ableitung der letzteren ist das Rohr X 
vorgesehen. — Ist das abzuscheidende Metall bei der Zersetzun^- 
temperatur des Elektrolyten fest, so thut man am besten, in den unteren 
Apparattheil einen Einsatz M aus gleichem Material einzusetzen. Qei'angt 
das zu gewinnende Metall in flüssigem Zustande zur Abscheidung und ist 
es schwerer als der Elektrolyt, so dient die untere Apparatwind als 
Kathode. Man muss alsdann für eine geeignete Oeffnung sorgen, durch 
welche das flüssige Metall abfliessen kann. Ist das abzuscheidende 
Metall fest oder flüssig, aber leichter als der Elektrolyt, oder flüchtig, so 
lässt man an der unteren, als Kathode dienenden Apparatwand ein 
flüssiges Metall herunterrieseln, welches mit dem abzuscheidenden 
Metalle eine bei der Arbeitstemperatur flüssige Legirung bildet, und 
führt letztere durch eine geeignete Oeffnung vom Boden des Gefässes 
aus ab. Apparat und Verfahren sollen dienen zur Gewinnung von 
Blei, Wismuth, Zink, Zinn u. s. w., der Legirungen dieser Metalle 
unter einander und mit den Edelmetallen , den Alkali- und Erdalkali- 
metallen u. s. w. 

Elektrolytische Gewinnung von Zink. Nach Siemens 
AHalske (D. R. P. Nr. 88 202) wird vorhandenes oder durch vor- 
bereitende Behandlung (Erzröstung u. a.) hergestelltes Zinkoxyd durch neu- 
trales schwefelsaures Aluminium oder durch eine die wirksame AI j(SO|)j- 
Gruppe enthaltende künstliche oder natürlich vorkommende Verbindung 
(z. B. Alaune) in Lösung gebracht und aus dieser Lösung durch den 
elektrischen Strom ausgeschieden. Durch die Anwendung von neutralem 
schwefelsauren Aluminium als Laugungsmittel entsteht bei der Lösung 
der oxydhaltigen Zinkerze ein wasserlösliches Gemenge von Zinksulfat 
mit basischem Aluminiumsulfat, welches bei der Elektrolyse mit unlös- 
lichen Anoden in der Weise zersetzt wird, dass sich an der Kathode Zink 
ausscheidet und an der Anode unter SauerstofFentwickelung das basische 
Aluminiumsulfat wieder zu neutralem Aluminiumsulfat regenerirt wird, 
welches in ungestörtem Kreislauf wieder zu neuer Auslaugung von Zink- 
oxyd benutzt werden kann. Bei der praktischen Ausführung des Ver- 
fahrens wird in der Weise vorgegangen, dass die zinkoxyd haltigen Erze 
oder zubereiteten zinkoxydhaltigen Hüttenproducte mit einer Lösung von 
neutralem Aluminiumsulfat, am besten einer solchen, die auf 1/100 bis 
150 g AI, (804)3 + 18 HjO enthält, in der Wärme in Rührwerken 
gelaugt werden, wobei das Zinkoxyd im Sinne folgender Gleichungen in 
Lösung gehen kann : 

1. ZnO + Ala(S04)3 = AIaO(S04)a + ZnS04, 
2. 2 ZnO -f- A]a(S04)3 = (AlO)aS04 -f 2 ZnS04. 

Die auf diese Weise gewonnene Lösung von Zinksulfat und basischem 
Aluminiumsulfat gelangt nach der Trennung der Lauge von den Erz- 
rückständen und nach Beseitigung der verunreinigenden fremden Metalle 
durch bekannte Methoden in die Bäder und wird hier unter Anwendung 



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MetallgewiimuDg. 



281 



unlöelicher Anoden bei Spannungen von etwa 3 Volt zersetzt. Die 
elektrolytische Zerlegung der Lösung von 

AlaOCSOi), = ZnSOi 
verläuft nun in der Weise, dass sich an der Kathode reines Zink ab- 
scheidet, während an der Anode unter Sauerstoffentwickelung das wieder 
in den Kreisprocess eintretende neutrale Aluniiniumsulfat zurOckgebildet 
wird nach 

ZnSOi + Al,0(S04)a -» Zn(Kathode) -f AlafSOi), + O(Anode). 
Abscheidung von Metallen, besonders von Zink, aus 
ihren Lösungen in Alkalien. Nach L. M o n d (D. R. P. Nr. 88 443) 
ist das Verfahren von Kellner (D. R. P. Nr. 80 300 und Schweiz. Pat 
Nr. 6045) unvortheilhaft, weil sich hierbei Wasserstoff entwickelt. Nach 
seinem Verfahren bringt man dagegen das Natriumamalgam in ein Oefäss, 
welches eine alkalische Metalloxydlösung, z. B. Zinkoxyd, in Aetznatron- 
lösung enthält, und in welchem sich gleichzeitig ein Stück Metall, z. B. 
Eisen oder Zink, befindet, das gegen das Amalgam elektronegativ ist. 
Dasselbe taucht theil weise in das Amalgam ein oder ist durch einen 
innerhalb oder ausserhalb der Lösung befindlichen metallenen Leiter der 
Elektricität mit dem Amalgam leitend verbunden. Es erfolgt eine elek- 
frochemisehe Wirkung, deren Entstehung för die Ausführung des Ver- 
fahrens nothwendig ist Das Zinkoxyd wird reduciit, das Natrium wird 
oxydirt und das gebildete Zink wird auf dem Metallstück niedergeschlagen. 
Bei der Ausführung der Reaction findet keine Wasserstoffentwickelung 
statt, während das Verfahren von Kellner auch bei Benutzung von 
Kurzschluss immer mit Wasserstoffentwickelung verbunden ist. — Damit 
der Niederschlag dicht und rein wird, ist es rathsam, das Metallstück^ 
auf welchem der Niederschlag des Zinks erfolgen soll, während des Pro- 
cesses in Bewegimg zu erhalten. Ein vortheilhafte Einrichtung zu diesem 
Zwecke besteht darin, dass das Metall, auf welchem der Niederschlag 
sich bildet, in Gestalt eines Cylinders oder dgl. in dem die Zinklösung 
enthaltenden Qefässe rotirt. 

Behälter A (Fig. 58) ist gegen Fig. 58. 

die Einwirkung des Inhaltes 
geschützt Ein rotirender Cy- 
linder B aus Eisen, Kupfer 
oder dgl. taucht zum Theil in 
die Flüssigkeit ein, welche aus 
einer alkalischen Lösung von 
Zinkoxyd besteht. M ist eine 
Schicht von Natrium- oder Kali um quecksilberamalgam und £7 ist die leitende 
Verbindung zwischen dem Cy linder B und dem Quecksilberamalgam M, 
Das oxydirte Natrium vermischt sich mit der in dem Gefilss enthaltenen 
Aetznatronlösung und diese Lösung kann nach Entfernung des Zinks zur 
Lösung von Zinkoxyd dienen, welche Lauge dann wie oben angewendet 
wird. Es können eine Anzahl solcher Reductionsgefässe angewendet 
werden, wobei entweder eine gleichzeitige oder eine aufeinander folgende 




AT 



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282 ni. Grappe. Elektrochemie. 

Wirkung derselben erfolgen kann. Man kann femer die Rednctions- 
gefässe mit elektrolytischen Zellen verbinden, in welchen das Chlorid 
zersetzt und das Amalgam gebildet wird, indem das Quecksilber, welches 
in den Reductionsgefässen vom alkalischen Metall befreit wird, zur Auf- 
nahme einer neuen Menge Alkalimetalles behandelt und hierauf wieder in 
den Reductionsgef^en verwendet wird. 

Verarbeitung von Schwefelmetallen. Um aus Zink- 
blende fQr elektrolytische Zwecke das Zink in Lösung zu bringen, werden 
nach C. H ö p f n e r (D. R. P. Nr. 86 543) Sauerstoffsäuren des Stickstoffes, 
besonders Salpetersäure, mit Wasser und Salzsäure oder aber mit Salzsäure 
entwickelnden Stoffen und mit dem betreffenden gemahlenen Erz ver- 
mengt. Dies muss in solchen Verhältnissen, bei solchen massigen Gon- 
centrationen und Temperaturen geschehen, dass möglichst alle dabei ver- 
wendete Salpetersäure in Form von leicht regenerirbaren nitrosen Oasen 
abdestillirt, eine Oxydation des Schwefels, sowie eine zu weit gehende 
Reduction der Salpetersäure vermieden wird und neben freiem Schwefel 
eine Lösung von Chlorzink zurückbleibt. Aus der Chlorzinklösung wird 
durch Eindampfen oder durch Abkühlen etwa in ihr enthaltenes Natrium- 
sulfat abgeschieden. Darauf wird die Chlorzinklösung von etwa in ihr 
enthaltenen Metallen, welche elektronegativer als Zink sind, sowie von 
etwaigen anderen schädlichen Stoffen gereinigt und schliesslich elektro- 
lysirt Der grösste Theil des in der Lösung enthaltenden Chlorzinks 
wird durch die Elektrolyse zersetzt und reines Zink und C h 1 o r ge- 
wonnen. Die zurückbleibende verdünnte Chlorzinklösung wird bei der 
angegebenen Behandlung von Zinkblende bez. der Regenerirung der Sal- 
petersäure wieder als Verdünnungsmittel benutzt ; dadurch wird dann 
auch ein etwaiger Restgehalt derselben an Salpetersäure wieder nutzbar 
gemacht. — Es ist zweckmässig, dieses Verfahren durchweg mittels 
kochsalzhaltigen Chihsalpeters, Kochsalz und Schwefelsäure auszuführen 
und die regenerirte reine Salpetersäure für sich zu verwerthen. Das 
Kochsalz kann natürlich auch durch Chlorkalium, Chlormagnesium oder 
andere geeignete Chloride ersetzt werden. — Ebenso wie Zink können 
auch andere Metalle, wie solche in zinkhaltigen oder in anderen Erzen 
enthalten sind, extrahirt und als Sauerstoffsalze oder Chloride in Lösung 
gebracht werden, so insonderheit Blei zu Chlorblei, Kupferzu Kupfer- 
chlorid, Nickel zu Chlomickel, Silber zu Chlorsilber, Eisen zu 
Eisenchlorid, welche sämmtlich alsdann, etwa nach vorheriger durch 
Schwefligsäure bewirkter Reduction zuChlorür, elektrolytisch oder 
durch metallisches Zink oder wie Eisenchlorid durch Zinkoxyd oder die 
entsprechenden Oxyde anderer Metalle zersetzbar sind, wodimjh wieder 
Chlorzink bez. andere Metallsalze entstehen. Bei diesem Verfahren kann 
auch freier Schwefel gewonnen werden. — Vor der Anwendung der Sal- 
petersäure wird zweckmässig das Erz behufs Entfernung von alkalischen 
Erden, sowie säurelöslichen Sulfiden mit Säuren, wie Salzsäure, behandelt, 
wobei der entstehende Schwefelwasserstoff beliebig nutzbar gemacht winl. 
Die chemischen Umsetzungsformeln sind folgende : 



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Metallgewinnung. 283 

L 2 HNO, + 3 ZnS + 3 HjSOi = 3ZnS0| + 3S + 2N0 + 4H,0, 
n. 2HN0, + 3ZnS + 6HC1 = 3ZnCl, + 38 + 2N0 + 4H,0. 

Zinklaugereien. Nach C. Höpfner (D. R. P. Nr. 85812) 
werden natOrliche oder künstlich hergestellte Stoffe, welche Zink als 
Carbonat enthalten, insonderheit arme Galmeierze, welche dem gewöhn- 
lichen metallurgischen Verfahren nicht mitVortheil unterworfen werden 
können, oder geröstete Schwefelzinkerze, nach deren Verwandlung in 
Zinkoxyd bez. Zinkcarbonat folgendermaassen behandelt. Man mischt 
unter Bewegung einer Lösung von Chlorcalcium, welche genügend heiss 
und oonoentrirt ist, mit dem feingepulverten Erz, und zwar vortheilhafter 
Weise unter Druck in einem Kessel oder einer Eetorte, wobei zweck- 
mässig Kohlensäure eingeleitet werden kann. Hierdurch wird das 
Zink nach den nachstehenden Formeln aus dem Carbonat bez. Oxyd 
extrahirt: 

ZnO + COj — ZnCO, 

ZnCO, + CaCI, — ZnCl, -f CaCO,. 

Das Chlorcalcium der Lösung wird hierbei zum Theil durch Chlor- 
zink ersetzt Diese Chlorzinklösung wird mit Zink methodisch ange- 
reichert, dann von anderen etwa in ihr enthaltenen Metallen, welche 
elektronegativer sind als Zink, befreit und schliesslich unter Benutzung 
unlöslicher Anoden der Elektrolyse unterworfen. Man erhält dabei 
an den Kathoden Zink, an den Anoden Chlor, welch letzteres in passender 
Weise nutzbar gemacht wird. So kann man dasselbe z. B. zur Dar- 
stellung von Chlorkalk oder von chlorsaurem Kali oder auch zur Aus- 
laugung von Erzen benutzen. — Es ist aber für die Oekonomie des Ver- 
fahrens nicht immer vortheilhaft, durch die Elektrolyse alles Zink, welches 
in der Lösung enthalten ist, auszufällen ; es empfiehlt sich vielmehr, einen 
in der Lauge zurückgelassenen Rest durch Kalk oder Sulfide niederzu- 
schlagen. Man erhält dadurch Zinkoxydhydrat bez. -sulfhydrat, welches 
dann auf irgend eine Weise Verwerthung findet oder wieder in Carbonat 
verwandelt und von neuem der Laugerei unterworfen oder aber zur Aus- 
fillnng fremder Metallsalze aus den Bohlaugen verwendet wird. — Für 
die Auslaugung des Zinkes in der angegebenen Weise verwendet man 
mit Vortheil die Chlorcalciumlösungen , welche als Nebenproducte bei 
der Fabrikation von Ammoniaksoda oder von chlorsaurem Kali gewonnen 
wCTden. Kochsalz oder andere Kali- oder Natronverbindungen können 
dann ohne Schaden in der zu elektrolysirenden Flüssigkeit vorhanden 
sein. Um nicht zu grosse Mengen der Lösung in dem feinen Pulver der 
extrahirten Erze zu verlieren und um unbequeme Endlaugen zu beseitigen, 
können die Erzrückstände mit reinem Wasser oder schwachen Lösungen 
ausgewaschen und die so erhaltenen Lösungen in einem Kessel conoentrirt 
werden, wobei der entstehende Dampf zum Treiben von Maschinen oder 
in anderer Weise verwerthet wird. Auf gleiche Weise kann man auch 
mit den durch die Elektrolyse ärmer gewordenen Lösungen verfahren. — 
Auf die beschriebene Art wird das Kochsalz und die anderen Kali- bez. 
Naüt)nverbindungen, welche in der ursprünglichen Lösung von Chlor- 



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284 III. Gruppe. Elektrochemie. 

calcium etwa enthalten sind, wiedergewonnen und auch die für die Ver- 
dampfung der Lösuiig aufgewendete Wärme gleichzeitig in anderer Weise 
nutzbar gemacht. Das in der Lösung enthaltene Kochsalz bez. Chlor- 
kalium kann auch bei der Umsetzung von Zinksulfat in Chlorzink und 
Sulfate der Alkalien Verwendung finden. — Zum Auslaugen des Zinkes 
kann man bisweilen, besonders wenn das elektrolytisch erzeugte Chlor 
zur Chlorat-Fabrikation nach dem Magnesiaverfahren verwendet werden 
soll, auch Chlormagnesiumlaugen oder auch Camallitlaugen, welche be- 
kanntlich Chlorkalium und Magnesiumchlorid enthalten, anwenden. Diese 
Lösungen werden dabei, soweit nöthig, mit Kalkhydrat gemischt, wo- 
durch Chlorcalcium und Magnesiumoxyd entsteht. Das in ihnen stets 
enthaltene Chlorkalium kann zur Bereitung von chlorsaurem Kali ver- 
wendet werden. Die hierbei entstehenden Lösungen von Chlorcalcium 
und Chlormagnesium können in beschriebener und bekannter Weise wieder 
zur Bildung von Chlorzink verwendet werden. 

Zinklaugerei. Nach C. Höpfner (D. R. P. Nr. 86153) 
werden entsprechend Pat. 85 812 gerösteter Galmei oder Zinkblende mit 
Chlormagnesium- oder Chlorzinklösung behandelt Diese so erhaltene 
basische Lösung von Zinkoxyd bez. das aus ihr durch Abkühlung oder 
Verdünnung sich ausscheidende Zinkoxyd hydrat wird dann weiter mit 
Kohlensäure behandelt, wodurch das Zinkoxyd in Zinkcarbonat verwandelt 
wird, worauf es schliesslich nachdem vorigen Verfahren durch Chlorcalcium 
in Chlorzink übergeführt wird. Die benutzte Chlorzink- bez. Magnesium- 
chloridlösung kann wieder zur Lösung von Zinkoxyd verwendet werden. 
Besser noch kann zur Vereinfachung des Verfahrens von Anfang an ein 
Gemisch von Chlorcalcium mit Chlorzink oder Magnesiumchlorid zur Aus- 
laugung verwendet werden, oder überhaupt ein Gemisch von Chlorcalcium 
mit einem neutralen Chlorid, welches die Fähigkeit hat, Zinkoxyd aufzu- 
lösen. Hierfür können bisweilen auch Salmiak, Eisenchlorür oder Eisen- 
chlorid in Betracht kommen. Aus der erhaltenen calcium haltigen Zink- 
lösung wird dann später das Calcium als Calciumcarbonat durch einge- 
leitete Kohlensäure niedergeschlagen, während das Zink als Chlorzink in 
Lösung bleibt. Die so erhaltene Lösung, welche Chlorzink, Chlorcalcium, 
u. ü. auch Magnesiumchlorid oder andere Chloride enthält, wird von den 
etwa vorhandenen Metallen, welche elektronegativer sind als Zink, ge- 
reinigt und dann elektrolytisch auf Zink verarbeitet, bis alles 
Zink oder der grösste Theil desselben niedergeschlagen ist, wobei eine 
der Zinkmenge äquivalente Menge Chlor entwickelt wird. Die ganz oder 
zum grössten Theil entzinkte Lösung kann dann nach Zusatz einer ge- 
nügenden Menge Chlorcalcium oder nachdem sie, z. B. durch Verdampfen, 
concentrirt worden ist, zur Auslaugung weiterer Zinkerze benutzt worden. 
— Diese Lösungen von Chlorzink, Chlorcalcium u. s. w., sowie auch die 
Kohlensäure brauchen nicht rein zu sein; es lassen sich vielmehr hierfür 
auch Neben producte anderer Fabrikationen, falls sie genügende Mengen 
obiger Chloride enthalten, ohne Nachtheil benutzen, z. B. die Chlorkalium- 
mutterlaugen , welche Magnesiumchlorid enthalten, ferner die Mutter- 



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MetallgewinnuDg. 285 

laugen der Kaliumchloratfabrikation, der Sodafabrikation 
< Ammoniak verfahren), die Chlorcalcium enthalten, schliesslich auch die 
Mutterlaugen solcher Extractionsprocesse (wie z. B. bei Kupfer- und 
Nickelerzen), welche Eisenchlorür oder Eisenchlorid enthalten. 

Herstellung von Lösungen der Chloride von Schwer- 
metallen. Nach C. Hopf n er (D. R. P. Nr. 87 398) werden Erze, 
welche Oalmei oder Zinkblende enthalten, gemahlen und geröstet, so duss 
Zinkoxyd entsteht. Durch schweflige Säure wird in bekannter Weise 
das so erhaltene Zinkoxyd in schwefligsaures Zink verwandelt, letzteres 
abier alsdann durch Chlorcalcium oder andere geeignete Chloride, deren 
Metalle unlösliche oder schwerlösliche Sulfite bilden, zersetzt in Sulfit, 
z. B. Calciumsulfit , und Chlorzink. Dasselbe Resultat erreicht man, 
wenn man schweflige Säure, Zinkoxyd, Chlorcalcium und Wasser in 
einem geeigneten Gefäss in beliebiger Reihenfolge vermischt. Eis bildet 
sich Chlorzink und scheidet sich Calciumsulfit aus, wenn die Menge des 
vorhandenen Zinkoxyds genügt, um die Bildung von löslichem Calcium- 
bisulüt ganz oder theilweise zu verhindern. Aus dem Niederschlage, der 
in der Regel neben dem Calciumsulfit noch Erzröckstände enthalten wird, 
lässt sich ganz oder theilweise das Sulfit durch schweflige Säure oder 
andere geeignete Säuren, auch Kohlensaure gewinnen. — Um jedoch von 
vornherein ein reines Sulfit zu erhalten, ist es zweckmässig, zuerst eine 
reine Lösung von Zinksulfit oder Zinkbisulfit zu bilden und diese dann 
mit Chlorcalciumlösung zu versetzen. Entfernt man nun durch Destilla- 
tion oder durch Hinzufögung geeigneter reiner Oxyde oder Hydrate, wie 
Kalk, die in der Lösung vorhandene freie schweflige Säure, so filllt reines 
Calciumsulfit aus, welches technisch verwendbar ist Analog kann zuerst 
reines festes Zinksulfit aus einer Zinkbisulfitlösung dargestellt und durch 
Umsetzung mit Chlorcalciumlösung dann neben unlöslichem Calcium- 
bisulfit eine Lösung von Chlorzink gewonnen werden. — Die auf die eine 
oder die andere Weise erhaltene Chlorzinklösung soll meist für elektro- 
1 y t i 8 c h e Zwecke dienen und dabei Chlorgas und reinesZink geben. 
Zu diesem Behufe ist ein etwa verbliebener Gehalt au schwefliger Säure 
oder Salzen derselben unschädlich zu machen, was am einfachsten durch 
Chlorkalk geschieht. Etwaige verunreinigende Metallverbindungen, wie 
Eisensalze u. s. w., werden dadurch ebenfalls gefällt, oder sie werden, 
wie Kupfer, Blei, durch Altzink oder durch Zinkstaub oder elektrolytisch 
in geeigneter Weise vorher entfernt. Um den Zweck der Chlorzink- 
bildung aus Zinkoxyd auch mittels Alkalichloriden zu erreichen, kann 
bei niedriger Temperatur die Bildung von Alkalisulfit oder -bisulfit neben 
Chlorzink erstrebt werden; indessen, da Alkalisulfite in Wasser weniger 
schwer löslich sind und ihre Trennung von Chlorzink auch mittels Alkohol 
Schwierigkeiten bietet, so wird zunächst aus Zinkoxyd und schwefliger 
Saure Monosulfit fest oder gelöst gebildet und dieses dann durch w^arme 
Luft oder durch SauerstofT oder Chlor elektrolytisch in Sulfat verwandelt. 
Zinksulfat kann dann mit Kochsalz oder Chlorkalium in der Kälte nach 
bekannten Methoden umgesetzt und aus der Lösung schwer lösliches 



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286 ni. Gmppe. Elektrochemie. 

Alkalisulfat abgeschieden werden, welches z. B. fQr Papierfabriken ver- 
wendbar ist 

Die Zersetzungsspannung von geschmolzenem Zink- 
chlorid ist nach R Lorenz (Z. anorg. 12, 272) 1,49 bis 1,50 Volt 
Aus den Warmetönungen berechnet sie sich zu 2,1 Volt, die Temperatur, 
bei welcher thatsächlich gemessen wurde, liegt bei 500 bis 600<^. 

Die elektrische Zinkgewinnung hat nach B. Neumann 
(Chemzg. 1896, 37) wenig Aussicht, wenn nicht billige Wasserkraft und 
passende Zinklösungen zur Verfügung stehen. Aussichtslos ist das Ver- 
fahren von Lorenz (J. 1895, 322). 

Corrosionserscheinungen an Zinkplatten. Nach F. 
MyliusundR. Funk (Z. anorg. 13, 151) werden bei der Corrosion 
von Anoden aus unreinem Zink die Erystalle des reinen Metalls aufgelöst, 
während die Verunreinigungen als krystallinischer lockerer Schwamm 
zurQckbleiben. Eine Anode von reinem wie unreinem Zink in Zink- 
sulfatlösung zeigt zu Anfang der Elektrolyse kaum einen Angriff, während 
nach einigen Tagen die Oberflächenschicht an einzelnen Punkten durch- 
brochen und von dort aus unterfressen ist. Bei fortschreitender Elektro- 
lyse vertiefen sich diese Hohlräume mehr und mehr, sind aber durch 
einzelne stehenbleibende Säulen untorbroclien. Cadmium verhält sich 
ebenso. Die fragliche Erscheinung unterbleibt völlig, wenn man die 
Metallplatten gut mit Alkohol abgespült hat Bei technischem Zinkblech 
bleibt ebenfalls eine dünne Oberflächenschicht erhalten ; sie wird völlig 
unterfressen und blättert bei fortschreitender Elektrolyse ab. In sehr 
ausgesprochener Weise zeigt sich dies Verhalten bei Silberblech. Bei 
den gewalzten Metallblechen tritt die Erscheinung indessen auch auf, wenn 
sie sorgfältig mit Alkohol abgespült sind. Die Absonderung der Ober- 
flächenschichten tritt in auffallender Weise nur an gewalzten Blechen, 
welche aus bleihaltigem Zink bestehen, ein, während sie an solchen au^ 
reinem Zink kaum bemerkbar ist 

Zur Gewinnung von Zink und zum Verzinken von Metallen 
soll nach Cowper-Coles (J. Chemical 1896, 414) eine Lösung von 
Zinksulfat, welche gleichzeitig Ferrosulfat enthält, verwendet werden. 
Das Ferrosulfat soll an der Anode aus Blei die Bildung von Sauerstoff 
verhüten. 

Zur Herstellung von Zinklösungen für die Elektrolyse 
sollen nach Brock, Wareing imd Hurter (Engl. P. 1894, Nr. 22826 
u. 22 827) die gerösteten Zinkerze mit Salzsäure ausgelaugt und die 
Lösung durch Chlorcalcium und Chlorbaryum von Schwefelsäure befreit 
werden. 

Cadmium kann nachP.Mylius und R.Funk(Z.anorg. 13, 151) 
leicht elektrolytisch so weit gereinigt werden, dass es wahrscheinlich 
kaum noch 0,001 Proc. metallische Verunreinigungen enthält 

Zum Ausfällen von Oold und Silber aus Cyanid- 
lösungen unterwirft J. Pfleger (D.RP. Nr. 87 787) die Goldlösung 
einer Art Filtration, so dass er die Elektrode zu einem Filter ausbildet, 



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Metallgewinnong. 



287 



welches von der gesammten Lösung zu durchfliessen ist. Dieses Filter 
stellt er aus einer Anzahl nebeneinander gestellter Eisensiebe oder Draht- 
gewebe von 1 bis 3 mm Maschenweite her und zwingt die elektrolytische 
Fltlssigkeit, diese Siebe zu durchfliessen. Die Siebbfindel (von welchen 
jeder 8 bis 10 Siebe hat) werden in dem eisernen Bahmen aufgehängt 
und zwischen jedem Bündel befindet sich die O^enelektrode. Die 
OoldlOsung durchflieest nun den Behälter, in welchem die Siebbündel 
aufgehängt sind. 

Ooldcyanidwerk der Worcester Oold Mining Comp, in Trans- 
vaal ist das erste Werk, auf welchem der Siemens-Halske'sche 
Prooess der elektrischen Ooldfällung eingeführt ist (Vgl. Z. angew. 
1897, *30.) 

Ausscheidung des Amalgams aus der Trübe. Nach 
F. Mahlstedt, Ew. Fischer und E. Klein (D. R F. Nr. 84149) 
ergiesst sich die Trübe in einen aus leitendem Material hergestellten 
Trog, eine leitende und rotirende Scheibe bildet die Anode. (Z. angew. 
1896, *14.) 

Apparat zur Gewinnung von Qold aus Meerwasser 
von Maclean und Bull (Z. Elektr. 1896, 429) besteht aus langen 
Rohren, welche aus Metall hergestellt sein können, aber mit Holz oder 
anderem Nichtleiter ausgelegt sein müssen. Das zur Auskleidung des 
Rohres benutzte Material a (Fig. 59) bildet derartige Wülste, dass der 
innere Bohrraum einen gewellten Kanal b bildet. Nur an den Ein- und 
Ausgängen des Bohres sind Erweiterungen b^ und b^ vorgesehen. Die 

Fig. 59. 




Wellenthäler des Kanales sind zu Quecksilberbehältern 6> erweitert Das 
Quecksilber wird durch Metallplatten d und Drähte oder Kabel d^ als 
Kathode in den Stromkreis eingeschaltet. Als Anoden dienen an den 
oberen Kanal-Innenwänden befestigte Eisenblechbekleidungen c, denen 
durch Metallbolzen c^ und Eisenplatten c^ der Strom zugeführt wird. 
Die so ausgerüsteten Bohre sollen an Meeresküsten mit guter Flutbe- 
w^ung aufgestellt oder schwimmend aufgehängt oder von einem Schiffe 
gezogen werden, während welcher Zeit ein schwacher elektrischer Strom 
durch den Apparat geschickt wird. Hat sich eine hinreichende Menge 
Qold in dem Quecksilber angesammelt, wird das Amalgam in bekannter 
Weise verarbeitet (Vgl. S. 213.) 

Das Verfahren zur Erzeugung krystallinischer 
Metallmassen auf elektrolytischem Wege der Elek- 
tricitäts-Actiengesellschaft vorm. Schuckert & Co. (D.B.P. 



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288 in. Gruppe. Eletoochemie. 

Nr. 88 273) beruht auf der Beobachtung, dass bei der elektrolytischen 
Metallgewinnung Kry Stallausscheidungen am leichtesten erreicht werden 
aus einem Elektrolyten, welcher Metallsalze in der Oxydstufe enthält, 
die unter Bildung der Oxydulstufe das abzuscheidende Metall wieder 
aufzulösen vermögen. Frtr die Kupferausfällung kann z. B. eine Kupfer- 
«hlorürlösung, welche bestandig etwas Kupferchlorid oder Eisenchlorid 
•enthält, verwendet werden, desgleichen für Zinn eine Lösung von Eisen- 
chlorid oder Eisenoxydsulfat. Als Anoden werden aus demselben Stoffe, 
wie das herzustellende Metall, bestehende Platten benutzt Membrane 
sind nicht erforderlich. 

Herstellung gleichmässiger elektroly tischerNieder- 
schläge. Um nach E. Dumoulin (D. R. P. Nr. 84 834) den elek- 
trolytischen Metallniederschlägen auf der Kathode ein gleichmässiges 
Geföge zu geben und die Bildung von Unregelmässigkeiten (Erhöhungen, 
Vertiefungen u. s. w.) zu vermeiden, werden während der Dauer des elek- 
troly tischen Processes über die Oberfläche des Metallniederschlages in 
regelmässigen Zwischenräumen geeignete Vorrichtungen geführt, die 
hierbei die hervorragenden Theile derselben mit einer den elektrischen 
Strom schlecht leitenden Substanz in dünner Schicht überziehen. Hier- 
durch tritt an jenen Stellen eine Verlangsamung des elektrolytischen 
Processes ein, wodiu-ch bewirkt wird, dass die zurückgebliebenen Theile 
der Kathodenoberfläche schnell nachwachsen und somit eine gleiehmässige 
Oberfläche wieder hergestellt wird. Geeignet für diese zeitweise Isolirung 
der vorstehenden Oberflächentheile sind fetthaltige Stoffe, wie z. B. Häute, 
Muskeln, Eingeweide von Thieren. 

Elektrolytisch hergestellte Rotationskörper werden 
nach C. Zipernowsky (D. R P. Nr. 85 713) zunächst mit Draht oder 
Band, z. B. mit Stahldraht, Stahlband, Bronzedraht o. dgl. in geeigneter 
Weise umhüllt. Diese Umhüllung wird dann, nachdem die bei dem Process 
-des Dmhüllens entstandenen Lücken mit Metall ausgefüllt worden sind, 
wiederum elektrolytisch mit Metall überzogen. 

Zur Herstellung von Metallspiegeln auf elektrischem 
Wege verwendet H. Boas (D. R. P. Nr. 85 435) ein luftdicht verschliess- 
bares Glasgefäss, durch dessen eingeschliffenen Tubus die Zuleitung fQr 
die Kathode erfolgt , während der Tubus selbst der Anode den Strom 
Euführt. (Z. angew. 1896, *293.) 

Herstellung von Metallniederschlägen auf elek- 
trischem Wege. Die Vorrichtung von R. Heathfield und W. 
Stepney (D. R. P. Nr. 85840) zum Versilbern oder Verkupfern von 
Metallgegenständen besteht aus einer in einem elektrolytischen Bade be- 
findlichen Trommel. (Z. angew. 1896, *322.) 

Vorrichtungen zum GalvanisirenvonJ.Bo88ard(D.R.P. 
Nr. 85 906) und C. M. Bar ber (D. R. P. Nr. 85 935). (Vgl. Z. angew. 
1896, *444 u. *446.) 

Die Kathodenform von H. le Roy-Bridgman (D. R. F. 
Nr. 84 080) besteht aus einem das Mittelstück des fertigen Gegenstandes 



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MetallgewinnaDg. 289 

bildenden Kern F (Fig. 60) aus Eisen, Bronze o.dgl. und Seiten wänden Q 
und einem zerlegbaren , den Kern F umfassenden Ring R aus nicht- 
Idtendem Material, wobei der zwischen den einzelnen Theilen frei 
bleibende Raum genau die Grösse und Form des her- 
zustellenden Gegenstandes besitzt. ^^- ^• 

um Metallgegenstände auf elektro- ""SS^^- 
lytischem Wege in verjüngte Form zu bringen, IvHp^^P':. 
werden dieselb^i nach W. Hall und H. Thornton ^-"--"twgi^ll^ : 
(D. R P. Nr. 87 845) als Anode in ein Bad gehängt ~""P^^^ 
und die einzelnen Theile derselben durch Heben oder ~-^W^W^" 
Senken des Flüssigkeitsspiegeis deff Elektrolyten oder ::':i5^^^:: 
durch Eintauchen oder Herausheben der Gegenstände — ^-^zv?"" 
der auflösenden Wirkung des Elektrolyten verschieden HHÜBniBBEB 
lang ausgesetzt 

Darstellung von pulverförmigem Metall geschieht nach 
Soci6t6 civile d'ötudes du syndicat de Tacier G6rard 
(D. R. P. Nr. 89 062), indem man das geschmolzene Metall in dünner 
Schicht zwischen zwei einander nahe gerückten Elektroden hindurchfallen 
lässt, durch welche man den Strom mit starker Intensität, aber schwacher 
Spannung leitet. Diese Behandlung hat die Wirkung, dass die fallende 
Metallschicht sich zu einem Pulverregen auflöst, dessen Feinheit der Höhe 
der Temperatursteigerung entspricht. Die Zertheilung wird um so feiner, 
je mehr man sich der Yerflüchtigungstemperatur des Metalles nähert, und 
kann man so die Zertheilung bis zur feinsten Staubform steigern. (Z. 
angew. 1896, *727.) 

Elektrolytische Kupferraffination in den Vereinigten 
Staaten beschreibt G. K r o u p a (Oesterr. Bergh. 1896, 540) wesentlich nach 
den Angaben von Barnett u. Peters: Modern Copper Smelting. Man 
kann die zur Eupferraffination verwendeten Systeme in zwei Klassen ein- 
theilen: 1. System mit lothrecht angeordneten Elektroden, 2. System 
mit wagrechten Elektroden. Bisher wurde nur die erste Anordnung der 
Elektroden ausgeführt ; nach der Art der Stromleitung unterscheidet man 
hier wieder a) das sogenannte Multipelsystem, welches (wenn von 
Aendemngen in Einzelheiten abgesehen wird) in den Grundzügen mit 
der Siemens'schen Construction übereinstimmt. Es sind also auch 
bei diesem System als Stromleiter Kupferschienen verwendet, welche an 
den Bädern der Ijänge nach laufen. Diese Kupfersohienen sind bei jeder 
zweiten Zelle unterbrochen und dienen zum Aufhängen der Elektroden ; 
b) das Seriensystem. Bei den Bädern dieses Systems ist die erste 
Anode und die letzte Kathode mit der Stromleitung verbunden. Die da- 
zwischen eingeschalteten Elektroden hängen isolirt und bestehen entweder 
aus zu Paaren vereinigten Kathoden* und Anodenplatten , oder aber ein- 
fiK5h aus Rohkupferplatten. Erstere Art wird als der Process von S tal- 
mann und letztere als Hayden- Process bezeichnet. Es wird nur 
nebenbei erwähnt , dass durch horizontale Anordnung der Elektroden- 
platten des Hayden-ProcessesdieModificationen von Smith, Snow, 

Jahre^ber. d. ehem. Technologie. XLII. 19 



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290 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

Hugon undRandolph entstehen, welche besonders durch die Lage 
der mit Stromleitung verbundenen Anode gekennzeichnet werden. Die 
Processe mit wagrecht gestellten Elektroden sind im grossen Maass- 
stabe in Amerika nicht verwendet worden , dafür hat man sich aber sehr 
viel Mühe genommen und kein Oeld gespart, um den Serienprocess 
lebensfähig zu machen. Dass man dabei nicht viel Qlück gehabt hat, 
geht aus der Thatsache hervor , dass die Eigenthümerin der grossartigen 
Anlage in Anaconda sich entschlossen hat, den Serienprooess (von S tal- 
mann) durch das Multipelsystem (Thofehrn) zu ersetzen. Um nun 
den relativen Werth der beiden Systeme näher kennen zu lernen , hebt 
Barnett insbesondere folgende Umstände hervor: 1. Die relative 
Leistungsfähigkeit ; 2. die im Betriebe vorhandene Kupfermenge ; 3. re- 
lative Betriebskosten; 4, relative Anlagekosten. — Zu 1. Aus den Grund- 
regeln der Elektrolyse geht hervor, dass, wenn die Constante der Lösung 
nicht berücksichtigt wird , die für ein Bad nothwendige Stromspannung 
von der Oberfläche der Platten , der Entfernung derselben von einander 
und von der Anzahl der in einer Serie verbundenen Platten abhängt. 
Es ist daher die für ein Bad nothwendige elektromotorische Kraft beim 
Seriensystem viel grösser als beim Multipelsysteme. Es ist daher bei 
vielen Platten des Seriensystemes die zur Erhaltung der gegebenen 
Stromdichte nothwendige Stromspannung sehr gross imd deshalb stets 
die Gefahr der Kurzschlüsse vorhanden, die ernste Folgen haben können. 
Die elektronegativeren Metalle der Anoden sammeln sich am Boden der 
Zersetzungszelle und bilden hier gleichsam eine Metallplatte. Ist die 
elektromotorische Kraft hinreichend gross, um den zwischen den imteren 
Seiten der Elektroden und der Schlammlage herrschenden Widerstand 
zu überwinden , so wird der Strom zum Theil durch die Elektroden und 
zum Theil durch den Schlamm fiiessen. Die Menge des Stromes auf 
diesen beiden Wegen steht im umgekehrten Verhältnisse mit dem dort 
herrschenden Widerstände. Die Folge hiervon ist eine kleinere Strom- 
dichte an den Elektroden und demzufolge ein kleineres Ausbringen pro 
Bad. Dass man es hier wirklich mit Kurzschlüssen zu thun hat, beweist 
der Umstand , dass auf der End - Elektrode eine starke Metallfällung be- 
obachtet werden kann , welche durch die Vereinigung der Ströme und 
die hierdurch entstandene grössere Stromdichte der Kathode verursacht 
wird. Für ein Vorhandensein der Kurzschlüsse spricht femer nodi der 
Umstand , dass bei dem Serienprocesse in der Regel eine Anreicherung 
des Kupfers im Elektrolyten stattfindet. Die von den Anoden herab- 
fallenden und sich im Schlamme ansammelnden kleinen Kupferstücke 
bilden mit dem Schlamm eine Art Anodenplatte , auf die man nicht ge- 
rechnet hat. Beim Serienprooess sind die Zersetzungszellen in derB^;el 
ohne Bleifutter hergestellt , was aber auch dann , wenn sie mit einer 
Einlage von getheertem Filz imd einer Asphaltlage versehen sind , mit 
der Zeit ein stellenweises Durchdringen des Kupfervitriols zur Folge 
hat. Derartige Bäder werden bald wirksame Leiter und verursachen 
Stromverluste durch Kurzschlüsse an den Seiten der Bäder und durch 



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Metallgewinnung. 291 

Leckwerden der Böden. — Je älter die Bäder, desto melir sind sie diesen 
Gefahren ausgesetzt, und desto grösser die so entstandenen Verluste. Ein 
neuesSeriensystembringthöchstens 90Proc.des theoretischen Ausbringens 
aus, und mit der Zeit nimmt auch diese Leistung beständig ab. In einer 
best geleiteten Anlage mit Seriensystem, wo täglich genaue Unter- 
suchungen vorgenommen wurden, ist eine Leistung von 85 Proc. erreicht 
worden. Es muss aber bemerkt werden , dass Kurzschlüsse auch dann 
entstehen können , wenn die Anode mit der gegenüberliegenden Platte 
in Contact kommt Derartige Kurzschlüsse beeinflussen beim Serien- 
processe nur die erste Elektrode, während die übrigen die gleiche Menge 
des Niederschlages , wie bei normalen Verhältnissen , erhalten. Wenn 
aber solche Kurzschlüsse beim Multipelsystem eintreten , so werden sie 
sich auf alle Kathoden erstrecken und das Niederschlagen des Metalls 
im ganzen Bade ungünstig beeinflussen. Derartige Fälle können beim 
Multipelsystem wohl eintreten , doch lässt sich durch entsprechende An- 
ordnung der Bäder in Reihen der ungünstige Einfluss der Kurzschlüsse 
wesentlich abschwächen. Man kann hierdurch einen Zustand erreichen, 
bei welchem die Leistung um etwa 10 Proc. erst dann sinkt, wenn die 
Kurzschlüsse in 3 bis 4 Bädern eingetreten sind. — Bei dem umstände, 
dass beim Multipelsystem eine kleinere elektromotorische Kraft noth- 
wendig ist und der Strom bei demselben das Bestreben hat , durch die 
Elektroden zu fliessen , ist die Leistung dieses Systems stets grösser als 
die des Seriensystems, bei welchem der Strom das Bestreben besitzt, an 
den Seiten und über den Boden des Bades zu gehen. Man kann beim 
Multipelprocess eine Leistung von 95 Proc. der theoretischen erzielen. 
— Zu 2. Beider im Betriebe bleibenden Kupfermenge besitzt das Multipel- 
system den Vorzug, indem bei zwei gegebenen Anlagen mit derselben 
Kathodenfläche, derselben Stromdichte und bei gleichen Raffinations- 
Constanten die Kupfermenge des Multipelsystems nur die Hälfte der- 
jenigen des Seriensystems beträgt. Wenn man bedenkt, dass die elektro- 
lytisehen Anstalten je nach ihrer Leistung 125 bis 900 t im Betriebe 
halten , so ersieht man , dass die Kupferzinsen auf die Kosten des Pro- 
cesses nicht ohne Einfluss bleiben können. Um bei den Serienprocessen 
diesen Nachtheil zu mildem , trachtet man die Anode möglichst dünn 
herzustellen. Man will dadurch bei thunlich kleinem Gewichte die grösst- 
mögliche niederschlagende Flache (Kathodenseite) erzielen. Das minimale 
Gewicht der Anodenplatten ist aber bald erreicht , weil die Herstellung 
dünner Anoden sehr kostspielig ist und ausserdem eine öftere Aus- 
wechslung der Anoden verursacht. Wird deshalb bezüglich der Dicke 
der Platten eine bestimmte Grenze überschritten , so wird auch der Vor- 
theil der kleineren Kupferzinsen durch die Nachtheile der zu dünnen 
Anoden wettgemacht. — Zu 3. Auch mit Rücksicht auf die Betriebs- 
kosten gebührt dem Multipelsystem der Vorzug vor dem Seriensystem. 
Um die durch das beim Seriensystem benöthigte Plus von Kupfer ent- 
standenen Auslagen zum Theil zu ersetzen , trachtet man sich dadurch 
zu helfen , dass man die Elektroden näher an einander stellt , wodurch 

19* 



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292 m« GiTippe. Elektrochemie. 

an Bädern und Lauge gespart wird. Hierdurch entsteht aber wieder die 
Qefahr, dass bei ungleicher Stromdichte mehr Kupfer auf einzelne Stellen 
der als Kathode wirkenden Seite der Kupferplatte niedergeschlagen wird, 
wodurch leicht Kupfer-Efflorescenzen und demzufolge Kurzschlüsse ent- 
stehen. Es ist daher fOr die Serienprocesse von grosser Wichtigkeit, 
dass die Stromdichte auf der ganzen Oberfläche gleich ist , was wieder 
nur durch ein Ausarbeiten des Anodenkupfers bis zu einer gleichmässigen 
Beschaffenheit möglich ist. Beim Multipelsystem ist eine so weit gehende 
Rafflnation des Anodenkupfers vor dem Giessen der Anoden nicht noth- 
wendig, wird aber auf manchen Werken dennoch ausgeführt Auf 
anderen Werken , so z. B. auf den Werken der Boston and Montana Con- 
solidated Copper and Silver Mining Company, werden aber die Anoden 
direct aus den Birnen gegossen, wodurch die Kosten für die beim Serien- 
processe unbedingt nothwendigen Operationen des Umschmelzens und des 
Baffinirens des Kupfers behufs Anoden -Herstellung entfallen. Beim 
Multipelsystem stehen die Elektroden 5 bis 6,5 cm von einander entfernt, 
wodurch die Entstehung der durch ungleiches Anwachsen des Metalles 
verursachten Kurzschlüsse weniger gefährlich wird. Auch hilft man 
sich in dieser Hinsicht dadurch , dass man die Kathoden öfter als die 
Anoden auswechselt Beim Serienprocess lässt sich selbstverständlich 
der auf der einen Seite der Kupferplatte (Kathodenseite) entstandene 
Niederschlag von einzelnen Platten nicht Ökonomisch abziehen , es muss 
vielmehr zu diesem Zwecke das ganze Bad ausgeleert werden. Anderer- 
seits kann aber dem Multipelsystem vorgeworfen werden , dass das ver- 
hältnissmässig unreinere Kupfer der Anoden den Elektrolyten mehr ver- 
unreinigt, wodurch ein öfteres Absetzen desselben nothwendig wird und 
die Kosten der elektrolytischen Raffination erhöht werden. Dies trifft 
wohl nur in solchen Anstalten ein, die keine Mittel anwenden, den 
Elektrolyten rein zu halten. Es könnte auch vorgebracht werden , dass 
beim Seriensystem bei einer näheren Stellung der Elektroden zu ein- 
ander das Ausbringen erhöht werden kann. Im günstigsten Falle kann 
das Ausbringen auf das Doppelte des Multipelsystems erhöht werden, 
wozu aber nothwendig ist, dass die Elektroden aus Walzplatten bestehen. 
Durch Anwendung gewalzter Anoden soll man im Stande sein, den 
Widerstand auf */j des Widerstandes des Multipelsystems zu vermindern. 
Die durch das Auswalzen entstandenen grösseren Erzeugungskosten der 
Elektroden und die durch das Abziehen der Kathoden (von den Anoden- 
resten) verursachten Extrakosten heben wieder den Vortheil der Wider- 
standsverminderung vollständig auf. Das Abziehen der Kathoden, 
welche Arbeit beim Multipelsystem wegfällt, ist ziemlich mühsam, und 
nicht selten geschieht es , dass die Kathode sammt Anodenresten zum 
Raffinirofen behufs Anoden-Erzeugung zurückwandert Ferner sind auch 
die Erhaltungskosten bei den Serienprocessen in Folge der kurzen Lebens- 
dauer der Bäder bedeutend höher als beim Multipelsystem. Das Serien- 
system gewinnt etwas durch den kleineren Verlust in der Leitung; 
letzterer beträgt beim Multipelsystem 5 bis 8 Proc. der mechanischen 



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Metallgewinnung. 293 

Energie des Stromes. Letztere Thatsache fällt aber nur dort in's Gewicht, 
wo keine Wasserkräfte vorbanden oder die Brennstofifpreise zu hoch sind. 
Die günstigen Factoren des Seriensystems werden aber durch die Nach- 
theile wett gemacht Wenn auch bei den Serienprocessen die Auslagen 
für die Kathoden völlig erspart sind , so gibt diese Ersparniss auf die 
HQhe der Betriebskosten keinen Ausschlag, indem schon das alleinige 
Abziehen der Kathoden von den Anodenresten fast viermal so viel kostet, 
als die Erzeugungskosten der Kathodenbleche beim Multipelsystem be- 
tragen. — unter denselben Verhältnissen bezüglich der Kosten der Arbeit 
und des Brennstoffes sind die Betriebskosten pro Tonne Elektrolytkupfer 
um 1,98 Doli, geringer. Wird die elektrolytische Raffinationsanlage noch 
mit einer Kupferbessemeranlage verbunden , so entfallen auch die Aus- 
lagen für die Erzeugung der Anoden , was eine weitere Ersparniss von 
3,4 Doli, beim Multipelsystem herbeiführen würde. Die Ersparniss beim 
Multipelsystem gegenüber dem Seriensystem von 1,98 DolL pro Tonne 
Elektrolytkupfer ergibt sich aus folgender Zusammenstellung : 

Multipelsystem 8eriensystem 

DoU. Doli. 
Anodenerzeugung (einschl. Verhüttung der dabei 

fallenden Sehlacke) 3,40 5,57 

Brennstoffverbrauch (in der Elektrolyse) bei einem 

Preise von 4 Doli, für die Tonne 3,66 1,73 

Energieverbrauch in den Leitern 0,26 0,02 

Durch den Verlust an der Leistung verursachte 

Auslagen 0,18 0,54 

Verarbeitung des Anodenschlammes 0,90 0,90 

Arbeitskosten (einschl. Verwaltungsauslagen) . . 3,68 4,14 

Interessen von 82 000 Doli., bez. 62 000 Doli. 5 Proc. 0,74 0,55 

Kupferzinsen 1,41 2,60 

Erhaltungskosten der Anlage 0,76 0,97 

Oel, Beleuchtung und Verluste 0,17 0,12 

Kosten in Dollars 15,16 17,14 

Diese Kosten für die Tonne Kathodenkupfer beziehen sich auf eine 
Anlage mit täglicher Leistung von 136 hk; es wären ausserdem für 
eine Tonne Elektrolytkupfer noch 5 Doli, für das Umschmelzen der Ka- 
thoden zuzuschlagen. Aus der obigen Zusammenstellung ersieht man, 
dass die Ersparniss beim Multipelsystem in den niederen Kosten der 
Anodenerzeugung ihren Grund hat, indem 5,57 bis 3,40 «« 2,17 DolL 
fast die ganze Differenz der Oesammtkosten der beiden Systeme (1,98 Doli.) 
ausmacht. Würde man jedoch die Ausarbeitung des Anodenkupfers 
beim Multipelsystem so weit wie beim Seriensystem treiben , so würden 
dann natürlich die Kosten für Anodenerzeugung auch beim Multipel- 
system höher ausfallen , aber dafür würde sich der BrennstofiFverbrauch 
in der Elektrolyse vermindern. Man würde sogar in diesem Falle noch 
eine Ersparniss von etwa 1,74 Doli, beim Multipelsystem erzielen. — 
Zu 4. Die Anlagekosten des einfachen Seriensystems sind gegen 
das Multipelsystem kleiner , weil bei demselben das Bleifutter der Bäder 
wegfällt und auch die Dampfmaschinenanlage billiger ist. Die Holz- 



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294 ni. Grappe. Elektrochemie. 

construotion der Bäder ist beim Multipelsystem billiger, wodurch die 
Kosten der BleiausfQtterung theil weise gedeckt werden. Wenn aber die 
Bäder des Seriensystems zum Zwecke Tollständiger ündurchdringlichkeit 
mit getheertem Filz, Theer oder Asphalt gedichtet werden und besonders, 
wenn Asphalt unter Druck in die Holzfaser gebracht werden soll, so er- 
reichen die Kosten derselben eine Höhe, die den Herstellungskosten der 
Bäder des Multipelsystems sehr nahe kommen dürfte. Bei Verwendung 
des Schiefers als Material zum Bau der Zersetzungszellen dürften die be- 
züglichen Kosten noch grösser sein. Der Unterschied in den Anlage- 
kosten liegt daher beim Multipelsystem in den Extrakosten für die Lei- 
tungen an den Bädern und in der Herstellung der Kathoden und in 
grösseren Auslagen für die Dampfkessel- und Maschinenanlage. Letztere 
ist fast um i/j theuerer als beim Seriensystem. Wenn somit auch die 
Anlagekosten des Multipelsystems grösser sind, so ist dieses System doch 
einer grösseren Oekonomie füiig und daher dem Seriensystem vorzuziehen. 
Dieses wird aber besonders durch die Thatsache bestätigt, dass die nach 
dem Seriensystem (S talmann- Process) grossartig eingerichtete Scheide- 
anstalt der „Anaconda Mining Company** in Anaconda dieses System 
verworfen und die Anlage nach dem Multipelprocess (Modification T h o - 
fehrn) umgebaut hat. Das Multipelsystem wird gegenwärtig noch auf 
folgenden Werken verwendet : „Baltimore Copper Smelting and RoUing 
Company" in Baltimore Maryland ; „The Baibach Smelting and Refining 
Company** in Newark, New-Jersey ; „The Chicago Copper Refining Com- 
pany** in Blue Island, Illinois; „The New -England Electrolytic Copper 
Company** in Pawtucket, Rhode Island ; „The Boston and Montana Con- 
solidated Copper and Silver Mining Company** in Great Falls, Montana ; 
„Omaha and Grant Smelting and Refining Company** in Omaha, Nebraska ; 
„The St. Louis Smelting and Refining Company** in Chelterham, Missouri ; 
„The Pennsylvania Salt Company** inNatrona, Pennsylvania. Alle diese 
Werke erzeugen zusammen täglich ungefähr 1133 hk Elektrolytkupfer. 
Auch die im Bau begriffene Anlage in Perth Amboy ist für den Multipel- 
process eingerichtet. — Die Verbindung zwischen den Dynamomaschinen 
und den Bädern wird aus Kupfer von hohem Leitungsvermögen her- 
gestellt. Diese Leiter sind im Querschnitte entweder rund, quadratisch 
oder rechteckig gemacht. Theoretisch sollte die Grösse der Leiter so 
gewählt werden, dass die Leitungskosten gleich sind jenem Qeldwerthe, 
welcher durch den zufolge des Leitungswiderstandes entstandenen Energie- 
verlust bestimmt sind. Es wurde für einen Strom von 320 Ampöre 
Stromstärke ein Leiter mit 1 Zoll (2,54 cm) im Quadrat anempfohlen, 
aber in der Praxis wird in der Regel der Querschnitt kleiner gewählt, 
indem 1 Zoll im Quadrat für 666 Ampöre genommen wird. In einer 
elektrolytischen Raffiniranlage wird z. B. ein Strom von 1632 Ampere 
verwendet, wobei die Längsleiter am Bade einen Querschnitt von 3 Quadrat- 
zoll (19,35 qc) und die Querleiter einen Durchmesser von Vi 2oll 
(1,27 cm) besitzen. Durch den Widerstand dieser Leiter wird ein Ver- 
lust von 7,2 Proc. der mechanischen Energie des Stromes venirsacht. 



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Metallgewinnmig. 295 

FQr die Anoden wird selbstredend ein solches Material das gesuch- 
teste sein, welches wenig Wismuth, Antimon und Arsen hält. Der 
Kupferhalt der Anoden beträgt 98 bis 99 Proc. ; ein Halt derselben an 
Blei ist ohneEinfluss und ein Zinnhalt wird als gfinstig betrachtet, indem 
er zur Reinigung des Elektrolyten beiträgt. Die Fläche der Anoden 
beträgt 0,46 bis 0,65 qm, die mittlere Höhe 0,91 m, die Breite 0,61 m 
und die Dicke 1,4 cm. Eine solche Anodenplatte wiegt ungefähr 90 k. 
Die Anoden werden mit zwei Ohren am oberen Ende gegossen, mit 
welchen sie auf der einen Längsseite der Bäder, und zwar auf den Leltungs- 
schien^i, direct aufliegen, während sie auf der anderen Seite auf dem 
Leiter isolirt ruhen. Auf manchen Werken reichen die Anoden bis auf 
den Boden des Bades, was aber mit Rücksicht auf die leicht eintretenden 
Kurzschlüsse zu vermeiden ist — Die Anfertigung der Kathoden ge- 
schieht entweder in den Bädern des Betriebes oder es werden hierzu 
eigene Bäder benutzt. Im ersteren Falle werden die End-Elektroden 
2um Niederschlagen der Kathoden verwendet ; die so erzeugten Kathoden 
haben dann die Grösse der Anoden und werden mit den Querleitem 
der Zersetzungszellen entweder mit Hilfe einer Kluppe oder aber durch 
angenietete Streifen verbunden. Diese Art des Aufhängens ist aber mit 
Auslagen verbunden, die erspart werden k5nnen, wenn man in den be- 
sondem und fQr Kathoden- Erzeugung bestimmten Bädern die Kathoden 
um 20 cm länger macht als die Anoden. Es ist selbstverständlich, dass 
diese Bäder auch entsprechend tiefer sein müssen. Die Platten, auf 
welchen die Kathoden niedergeschlagen werden, sind gewalzte Bleche 
mit einer Länge von 1,117 m, einer Breite von 0,634 m und einer Dicke 
von 5,5 mm. Diese Blechtafeln werden leicht mitOel angestrichen und 
mit einem leitenden Graphitüberzug versehen. Die Enden der Bleche 
werden in geschmolzenes Pech eingetaucht Mit den Querleitern werden 
sie mit Hilfe angenieteter Blechstreifen verbunden. Mit einer Stromdichte 
von 87,8 Ampdre auf 1 qm wird täglich eine Kupferablagerung von un- 
gefähr 0,254 mm Dicke erfolgen. Da die so niedergeschlagenen Ka- 
thoden bei einer Dicke von etwa 1 mm herausgehoben werden, so dauert 
die Ablagerung einer Kathode ungefähr 4 Tage, worauf dieselbe von der 
als Kathode dienenden Blechtafel abgezogen wird. In einer Rafünationsanlage 
mit 300 Zersetzungszellen, von welchen jede 18,58 qm niederschlagende 
Oberfläche besitzt, müssten 30 Bäder zur Kathoden-Erzeugung allein vor- 
handen sein. Hierdurch wäre man im Stande, monatlich rund 7432 qm 
Kathodenfiäche zu erzeugen, welche Menge bei 270 Bädern zur Raffination 
für ein Auswechseln der Kathoden nach Ablauf von je 20 Tagen genügen 
würde. — Die Or5ssenderBäder sind durch verschiedene Umstände 
bestimmt Grosse, mit kleiner Potentialdififerenz arbeitende Bäder haben 
beim etwaigen Eintreten von Kurzschlüssen oder bei einer Erhöhung des 
Widerstandes eine kleinere Leistung, als es in solchem Falle bei einer 
gröeseren Anzahl kleinerer Bäder mit höherer elektromotorischer Kraft 
der Fall wäre. Grosse Abmessungen erschweren ausserdem die Arbeit 
an den Bädern. Eine grössere Anzahl kleiner Bäder hat wohl ein 



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296 in. Gi-uppe. Elektrochemie. 

grösseres Ausbringen, aber auch höhere Anlagekosten zur Folge. Die 
Erfahrung lehrt, dass um an Bodenfläche zu sparen, die Bftder am besten 
schmal und tief gemacht werden sollen. Bestimmend ist för diese Form 
auch der Umstand, dass der Arbeiter von einer Seite aus auch die 
Elektroden auf der gegenüberliegenden Seite ordnen kann. Die Länge 
des Bades ist durch die gegebene Eathodenfläche und die Entfernung der 
Elektroden gegeben. Ist diese Oberfläche gross, so muss auch die Strom- 
dichte gross sein, damit sich der Grad der Fällung des Metalls als ökono- 
misch herausstellt Die grössere Stromdichte hat aber die Ver- 
grösserung der Leiter zur Folge, was wieder grössere Anlagekosten ver- 
ursacht. Erfahrungsmässig ist das Beste, etwa 1 8,6 qm niederschlagender 
£athodenoberfläche zu wählen. Werden nun die Elektroden 5 cm aus- 
einandergestellt , die Endelektroden 7,6 cm, bezw. 10,16 cm weit von 
jedem Badende entfernt, und sind die Elektroden 0,581 qm gross, so würde 
ein Bad 17 Kathoden und 16 Anoden enthalten. Beträgt die Dicke der 
Anoden ungefähr 2cm, so ergeben sich für die Zelle: Länge 2,11 m. 
Breite 0,76 m, Tiefe 1,03 m. Diese gestatten eine Entfernung der 
Elektrodenkanten von den Längsseiten mit etwa 6,4 cm, die Entfernung' 
des Elektrodenkopfes vom Kopfe des Bades mit 5 cm und die Entfernung* 
der unteren Elektrodenkante vom Boden mit 15 cm. Die Zersetzungs- 
zellen sind in Amerika zum grossen Theile mit Blei ausgelegt. — Es 
werden Bäder hergestellt, bei welchen die Elektroden auf den Längs- 
seiten aufliegen, aber auch Bäder, die am Kopfe einen Rahmen zum 
Tragen der Elektroden besitzen. Die erste Art der Auflagerung der 
Elektroden ist zwar theurer, aber doch mehr als die zweite verbreitet. 
Wenn die Elektroden auf dem Bade direct aufruhen, so muss dasselbe 
stärker gebaut werden. Sie bestehen in diesem Falle aus 7,5 cm dicken 
Bohlen, welche an den Seiten und Ecken und durch die Böden ver- 
schraubt sind. Bei der zweiten Art der Zellen verwendet man für die 
Wandungen 2,5 cm und für die Böden 5 cm dicke Bretter. Die fertig 
gezimmerte Zelle wird dann auf den Rahmen angenagelt. Der Rahmen 
selbst besteht aus schwachem Bauholz mit einem Querschnitt von 
7,6 X 10 cm. Die Bäder sind mit 6pföndigem Blei (2 mm) ausgefüttert; 
ein dünneres Futter ist nicht anzurathen. — Um dieLaugencircu- 
lation zu erleichtern, sind die Bäder stufenartig angeordnet. Ungefähr 
5 cm unter dem oberen Badrande sind in der Mitte der beiden Endwan- 
dungen Löcher von 3,4 cm im Durchmesser gebohrt, wobei jedoch das 
Bleifutter durch die in den Schmalseiten hergestellten Löcher nach aussen 
hindurchsetzt. In diese Löcher kommen der Dicke der Wandungen ent- 
sprechend lange Gummischlauch-Stücke als Dichtung zu liegen, worauf 
an einem Ende ein 2,5 cm im Durchmesser messendes und unter rechtem 
Winkel gebogenes Glasrohr und am zweiten Ende des Bades ein unter 
einem Winkel von 45 <> gebogenes Glasrohr durchgezogen wird. Das 
unter rechtem Winkel gebogene Glasrohr wird mit einem bis 1 5,25 cm 
über den Boden des Bades reichenden Rohre verbunden. Die Enden der 
Glasröhren werden zwischen je zwei Bädern mit kurzen Qummischläuchen 



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Metallgewianuug. 297 

Torbonden. Durch diese Einrichtung kann der Elektrolyt von einem 
Bade abgezogen und zum beliebigen Punkte des nächsten Bades geleitet 
werden. Diese Art der Laugenableitung bietet eine dichte Verbindung 
und reducirt das Uebertragen der Kurzschlüsse von Bad zu Bad auf ein 
Minimum. Die Zersetzungszellen ruhen auf Schwellen, welche mit einem 
Ueberzug aus einer Mischung von Theer und Asphalt bedeckt sind. Die 
Schwellen selbst sind wieder auf kurzen gemauerten Pfeilern aufgelagert, 
die aus in Theer eingetauchten Ziegeln auf einer Asphaltsohle auf- 
gemauert sind. Die Bäder sind in der Regel in 2 Gruppen angeordnet 
und in dem zwischen denselben entstandenen Oang (Breite 1 bis 1,25 m) 
ist ein Geleise gelegt In jedem der Seitengänge befindet sich unter dem 
Boden ein mit Blei ausgelegtes Gerinne, welches den Elektrolyten zu 
den Vorrathsbottichen führt. Diese stehen mit dem zur Laugencircu- 
lation dienenden Apparate in Verbindung. In das erwähnte Gerinne 
wird vor der Reinigung der Bäder die Eupfervitriollauge abgelassen, 
üeber jedem Bade befindet sich eine Hebevorrichtung, mittels welcher 
das Bad von einem einzigen Arbeiter leicht beschickt und entleert werden 
kann. — Zur Berechnung der Dynamos, des Arbeitsaufwandes 
und der Grösse der Scheideanstalt ist nothwendig, jene Verhältnisse, 
unter welchen die Anstalt zu arbeiten haben wird, kennen zu lernen. 
Am meisten wird die ganze Berechnung durch die Menge des in der 
Zeiteinheit zu erwartenden Metallniederschlages beeinflusst Der Grad 
der EupferfäUung wird aber besonders durch die Reinheit des zu behan- 
delnden Kupfers und des zu erzeugenden Elektrolytkupfers bestimmt 
Steht ein von Antimon, Arsen und Wismuth ziemlich freies Anoden- 
material zur Verfügung, so kann die Ablagerung des Kupfers an den 
Kathoden schneller vor sich gehen. Es ist somit der Grad der Fällung 
zunächst von der Beschaffenheit des Rohstoffes abhängig, wird aber auch 
durch die verschiedenen Kosten der Fällung bei verschiedener Zeitdauer 
bestimmt. Bei Anfertigung der Anoden aus guten Anodenblöcken genügt 
für eine günstige Ablagerung des Metalls eine Stromdichte 86 bis 97 Amp. 
auf 1 qm der Kathodenfläche. Ist aber der Rohstoff ziemlich frei von 
den Venmreinigungen, so kann eine grössere Dichte angewendet werden. 
In Amerika wechselt die Stromdichte von 72 bis 107 Amp. auf 1 qm 
der Kathodenfläche. Es ist selbstredend, dass durch die gegenwärtig 
hohe Stromdichte von 107 Amp. nicht nur eine VerbiUigung der Arbeit, 
sondern auch eine Verminderung der übrigen Auslagen (Kupferzinsen, 
Amortisation der Anlage) herbeigeführt werden musste. (Vgl. J. 1895, 
215.) — Theoretisch sollten mit 1 Ampörestunde 1,184 g, daher für 
240 Ampdrestunden 284,16 g niedergeschlagen werden. Dieses theo- 
retische Ausbringen wird aber niemals erreicht Im besten Falle erzielt 
man eine Nutzleistung von 98 Proc. Dieser umstand muss bei Berech- 
nung der Stromgrössen berücksichtigt werden. Wäre z. B. eine Fällung 
von 226,80 g oder 2,44 k auf 1 qm der Kathode in 24 Stunden verlangt, 
so wäre bei einem Erfolg von 95 Proc. eine Stromdichte von 87,8 Amp. 
auf 1 qm nothwendig. Soll beispielsweise das tägliche Ausbringen 



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298 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

135,9 hk und die zu fällende Metallmenge 2,440 k auf Iqm betragen, 
so ist eine Kathodenfläche von rund 5574 qm noth wendig. Ist nun 
diese Fläche in 300 Zellen zu vertheilen, so entfallen auf eine Zelle 
18,58 qm niederschlagender Fläche. Die Bodenfläche für die in Rede 
stehende Raffiniranstalt wäre 45,7 X 36,6 m gross. In jede Zelle 
wQrden 33 Elektroden, und zwar 17 Kathoden und 16 Anoden kommen. 
Die Fläche der Elektroden wäre 0,58 qm gross und die Endkathoden 
würden nur auf einer Seite den Niederschlag erhalten. Bei Hinter- 
einanderschaltung wäre eine Stromstärke von 87,8 X 18,58 -" 1632 Amp. 
noth wendig. — Zur Bestimmung der Spannung ist die Ermittelung 
des Widerstandes nöthig. Da der Widerstand von vielen sich beständig 
ändernden Factoren (innerer Widerstand der Dynamomaschine, Wider- 
stand der Leitung, des Elektrolyten u. s. f.) abhängig ist, so kann selten 
fQr denselben ein absolut richtiger Werth gefunden werden. In der 
Regel hilft man sich in der Praxis dadurch, dass man die Spannung am 
Bade erfahrungsmässig annimmt und bei gegebener Anzahl der Bäder 
dann die Klemmenspannung der Maschine berechnet — Ist ein Dynamo 
von bestimmter Leistungsfähigkeit gegeben, so hängt man in ein Bad so 
viel Elektroden ein, bis ein bestimmter Theil der elektromotorischen 
Kraft aufgebracht wird, und wiederholt dieses auch in den übrigen Zellen. 
Bei dem früher in Anaconda angewendeten Seriensystem waren in jeder 
Zelle 60 Platten eingehängt und die erforderliche Spannung am Bade 
betrug 12 Volt. Beim Beschicken der Bäder wurden die Platten so 
lange eingetragen, bis die Spannung zwischen den beiden End-Elektroden 
von 12 Volt erreicht wurde. Je nachdem die Platten nach dem Multipel- 
system oder nach Seriensystem angeordnet werden, ist für jede Zelle 
eine elektromotorische Kraft von Vb ^^s 12 Volt nöthig. Soll aber die 
Spannung berechnet werden, so muss die Ermittelung des Wider- 
standes vorangehen. Da die elektromotorische Kraft zum grossen Theile 
in den Bädern absorbirt wird, so wird auch zu deren Berechnung von 
den Bädern ausgegangen. In dem gewählten Beispiele wurde die 
Kathodenoberfläche für eine Zelle mit 18,58 qm ermittelt und die 
Elektrodenentfernung mit 5,08 cm angenommen. Für den Elektrolyten 
von normaler Zusammensetzung beträgt der specifische Widerstand bei 
24® ungefähr 14,5 Ohm auf 1 cc der Lösung. Der Widerstand für ein 

Bad ist dann gleich ^ ~ ^'^^Itl ^ — = 0,000396 Ohm; für 

18, Do 

300 Zersetzungszellen wäre der Widerstand gleich 0,1188 Ohm. Für 
eine Dynamomaschine von 1632 Ampöre und 215 Volt Leistung kann 
der innere Widerstand mit 0,002 Ohm angenommen werden. Der Wider- 
stand der Leitung kann bei bestimmter Temperatur und bei bekannter 
Dicke der Leiter auf Grund der specifischen Leitfähigkeit berechnet 
werden. Bei den 300 Bädern und einer Leitung mit 19,35 qcm Quer- 
schnitt der Leiter am Bade (Längsleiter) und mit Querleitem von einem 
Durchmesser von 1,25 cm ergibt sich diese Grösse mit 0,0095 Ohm, was 
einem Energieverbrauche des Stromes von 7,22 Proc. entsprechen würde. 



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Metallgewinnung. 299 

Der Rest des Widerstandes ist ein Product von mehreren Factoren, 
welche durch die Anhäufung der unlöslichen Metalle an der Anode und 
Ton verschiedenen im Bade stattfindenden secundären Reactionen ab- 
hängig sind. Auch dieser Widerstand ist selbstverständlich sehr ver- 
änderlich und wird für den vorliegenden Fall mit 0,0013 Ohm an- 
genommen. Der Oesammtwiderstand ist daher gleich der Summe der 
einzelnen Widerstände, und zwar: 

— 0,1188 + 0,002 + 0,0095 + 0,0018 — 0,1316. 

Nach dem Ohm'schen Gesetze ist die elektromotorische Kraft 
V — A X 0, daher V — 1632 X 0,1316 — 215 Volt. 

Zum Niederschlagen von 135,9 hk Kupfer in 300 Zellen einer 
Raffiniranstalt ist sonach eine Dynamomaschine von 1632 Amp. und 
215 Volt nothwendig, welcher Strom ungefähr 1,09 k Kupfer für Stunde 
und Pferdekraft der verwendeten mechanischen Arbeit fällen würde. 
Mit Rücksicht auf eine Betriebsreserve und um die Dynamomaschinen 
kiKgsamer laufen lassen zu können, werden in der Praxis die Dynamos 
etwas stärker bestellt als sie die Rechnung ergibt Bei Berechnung der 
Betriebsmaschine werden zunächst aus (1632 X 215): 746 — i 470 
elektrische Pferdekräfte ermittelt, worauf mit HQfe dieses Werthes bei 
Berücksichtigung der Verluste im Dynamo und der Wirkung der Betriebs- 
maschine die Stärke derselben bestimmt wird. — Um die Kathoden zu 
«^zeugen, werden die hierzu bestimmten 30 Bäder in etwa 2 Tagen be- 
schickt Den fünften und jeden folgenden Tag werden die Kathoden- 
überzüge abgezogen und können sofort nach Umbiegen der einen Schmal- 
seite in die eigentlichen Zersetzungszellen über die Querleiter eingehängt 
werden. In dem Maasse, als die einzelnen Bäder in den Stromkreis ein- 
geschaltet werden, wird die anfänglich Null gewesene Spannung ent- 
sprechend erhöht, was entweder durch schnelleren Gang der Dynamo- 
maschine oder mit Hilfe eines Rheostaten zu erzielen ist Sind alle 
Zellen gefüllt, so werden die Messinstrumente die Stromstärke und den 
Potentialfall an jedem Bade angeben. Zur beiläufigen Beurtheilung des 
Zustandes der Elektrolyse dienen wohl einige äussere Erscheinungen an 
den Elektroden, wie z. B. eine starke Erwärmung, verursacht durch un- 
richtigen Contact, ein Dunkeln der Kathoden in Folge zu schneller 
Fällung des Kupfers, starke Qasentwickelung wegen grosser Stromdichte 
u. a. m. Derartige Kennzeichen eines unrichtigen Ganges sind aber in 
gut geleiteten Anlagen selten zu beobachten, um sich zu überzeugen, 
ob der Strom seine volle Arbeit leistet, wird täglich eine bestimmte Anode 
aus dem Bade ausgehoben und gewogen. Nachdem 87,8 Amp. auf 1 qm 
Kathodenoberfläche täglich 2,44 k bei einem System mit 95 Proc. Nutz- 
wirkung niederschlägt, so kann durch das Abwiegen der Kathodenplatte 
d^ jeweilige Erfolg leicht ermittelt werden. Zeigt sich in 1 bis 3 Zellen 
die gefällte Metallmenge kleiner, so liegt wahrscheinlich diese Verminde- 
rung im Vorhandensein von Kurzschlüssen. Diese beeinflussen das Aus- 
bringen des ganzen Bades und müssen daher thunlichst vermieden werden. 
Um sich von dem etwaigen Eintritte der Kurzschlüsse zu überzeugen. 



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300 III. Gruppe. Elektrochemie. 

werden die Leiter an Endpunkten des Bades mit einem Voltmeter in 
Verbindung gebracht und der Stromverbrauch im Bade bestimmt. Bei 
normalen Verhältnissen kann in den Bädern ein constanter Fall des 
Potentials beobachtet werden, und wenn dies nicht eintritt, d. h. wenn 
in einem Bade der Potentialfall kleiner ist, als er zu Folge der Constanten 
der Anlage sein sollte, so ist dadurch das Vorhandensein der Kurzschlüsse 
angezeigt. Wird dabei aber ein Steigen des Potentials wahrgenommen, 
so hat man es mit einer Steigerung des Widerstandes (durch einen un- 
löslichen und adhärirenden üeberzug der Anode) zu thun. Ist bei Be- 
rechnung der Dynamomaschine auf kleine Schwankungen des Wider- 
standes Rücksicht genommen worden, so wird dieser Umstand keinen 
besonderen Einfluss auf das Ausbringen haben und wird sich nur in 
einem grösseren Arbeitsaufwande äussern. Zur Messung der Potential- 
differenz an einzelnen Bädern werden Voltmeter verwendet. Ausser der 
Untersuchung des Stromes ist selbstverständlich auch ein chemisches 
Laboratorium vorhanden, in welchem die von Zeit zu Zeit nothwendige 
Untersuchung der Halbproducte und der Ganzproducte besonders aber 
des Elektrolyten vorgenommen wird. Rasche Bestimmungen von Kupfer 
und freier, sowie auch gebundener Schwefelsäure werden am meisten 
benöthigt. Auch wird in diesem Laboratorium das erzeugte Elektrolyt- 
kupfer auf sein Leitvermögen geprüft. Ferner ist es wichtig, den Elektro- 
lyten auch bezüglich der Temperatur und Dichte thunlich constant zu 
halten, weshalb er täglich mit Thermometer und Aräometer untersucht 
werden soll. Der in den einzelnen Raffiniranstalten gebrauchte Elektrolyt 
wechselt bezüglich seiner Zusammensetzung nur unbedeutend und ge- 
wöhnlich hat er dem Gewichte nach folgende Zusammensetzung : 75 Th. 
Wasser, 10 Th. Kupfervitriol und 6 Th. Schwefelsäure von 60<> B. Die 
Grenzen für Vitriol scheinen zwischen 15 bis 20 Proc. und für Säure 
zwischen 5 bis 6 Proc. zu liegen. Die Herstellung des Elektrolyten 
geschieht in einem Bottiche von bekanntem Inhalte, und nachdem das 
Wasser bis zur bestimmten Marke angefüllt wird, so ist auch dadurch 
sein Gewicht gegeben. Hierauf werden 15 bis 18 Proc. Kupfervitriol 
zugesetzt und nach dem Auflösen desselben so lange Schwefelsäure 
hinzugefügt, bis ungeföhr 1,12 bis 1,15 spec. Gew. — Einige im Elektro- 
lyten stattfindende und durch die Verunreinigungen des Anodenkupfers 
verursachte Processe tragen zur Reinigung des Elektrolyten bei. So 
z. B. wird ein Theil des Arsens oxydirt ; als Säureradical wirkend, ver- 
bindet es sich mit dem Blei der Anode und geht in den Schlamm über. 
Ein anderer Theil verbihdet sich mit dem Zinnoxyd, welches in diesem 
Falle als Säureradical wirkt. Die Verbindungen des Wismuths und 
Antimons werden durch Einwirkung der Luft in basische Oxydsalze um- 
gesetzt und so aus dem Elektrolyten entfernt. Diese Thatsachen führen 
zur Anwendung zweier Mittel zur Reinigung des Elektrolyten ; das erste 
besteht aus einem kleinen Zusatz von Zinn zum Anodenkupfer und das 
zweite in Einführung der Luft in den Elektrolyten behufs Oxydation des 
in Lösung übergegangenen Antimons und Wismuths. Letzterer Zweck 



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Metallgewinnang. 301 

wird durch Einleitung eines Windstrahles in den Sammel-Bottich erreicht. 
Ist der Elektrolyt stark mit Eisensalzen verunreinigt, so wird ziemlich 
viel Energie zur Reduction (zu Ferrosalzen) derselben verbraucht und 
ausserdem die Gefahr vorhanden sein, dass kleine Eisenmengen ebenfalls 
an der Kathode gefällt werden. Es muss deshalb der Elektrolyt in 
solchem Falle umkrystallisirt werden ; wenn dies nicht mehr thunlich 
ist, 80 wird durch die ßenützung unlöslicher Anoden das Kupfer elektro- 
lytisch aus demselben ausgefftllt — Damit die Stromdichte gleichartig 
bleibt und damit das Kathodengewicht fQr den 1,25 cm dicken Querleiter 
nicht zu gross ausfällt, werden die Kathoden öfter gewechselt. Wenn 
beispielsweise die Anoden jeden Monat durch frische Platten ersetzt 
werden müssen, so ist es rathsam, die Kathoden in 20 Tagen zu wechseln. 
Aus diesem Grunde werden in der berechneten Anlage jeden Tag die 
Kathoden von 15 Zellen gewechselt und behufs ümschmelzens zum 
Kupferraffinirofen gesendet. Die Kathoden werden einfach über die 
Querleiter derartig gebogen, dass der Schwerpunkt unter die Querleiter zu 
liegen kommt — Die Menge des angesa mmelten Anodenschlammes 
ist von der Beschaffenheit der Anoden abhängig. Im Durchschnitte 
dürften in Amerika nach einmonatlichem Betriebe in jedem Bad 9 k 
Schlamm vorhanden sein. Die in den ersten 10 Zellen gesammelten 
Schlämme dürften 42 k Oöldisch-Silber halten. Soll nun diese Schlamm- 
menge täglich aufgearbeitet werden, so wird zunächst der Elektrolyt in 
das zum Sammel-Bottich führende (Gerinne abgezogen und sodann nach 
dem Ausheben des grössten Theiles des Schlammes ein Abwaschen und 
Abreiben der Elektroden vorgenommen. Der Schlamm wird in das auf 
einem Blockwagen stehende Qefäss eingetragen ; im Boden dieses Trans- 
portgefässes befindet sich ein Rohransatz, an welchen ein Stück mit 
einem grossen Quetschhahn verschliessbaren Oummischlauches aufgesteckt 
wird. Von hier gelangt der Schlamm auf ein über dem Schlammkasten 
angebrachtes Sieb mit 16 Maschen (auf 2,5 cm), wo er von Anoden- 
abfallen befreit wird. Nach dem Absetzen des Schlammes wird der 
überstehende Elektrolyt zum Sammelbottich abgeleitet. Hierauf wird 
der übrige, durch Abwaschen und Abreiben gewonnene Schlamm eben- 
falls in den Schlammkasten eingetragen und der ganze Inhalt mit Wasser 
durchgemischt. Dieses erste Waschwasser wird nach dem Absetzen 
abgezogen und zur Bereitung frischen Elektrolyts verwendet Weitere 
Waschwässer, die natürlich noch mehr verdünnt sind, werden über 
Schmiedeisenabfälle geführt, wodurch das Kupfer niedergeschlagen wird. 
Die Schlämme werden dann schliesslich auf ein Filter, welches auf den 
falschen Boden eines zweiten Bottichs aufgelegt ist, geworfen, wobei das 
im Schlamm eingeschlossene Wasser abfliesst. Im Durchschnitte hält 
der Schlamm 50 Proc. Silber, 0,5 Proö. Gold und 15 Proc. Kupfer. Der 
Best von 34,5 Proc. besteht aus werthlosen Verunreinigungen. Zur 
Verarbeitung des Anodenschlammes wird in Amerika sehr oft der nasse 
Weg gewählt, was wohl hauptsächlich durch den hohen Silberhalt er- 
klärt werden kann. Als Neuerung bei den nassen Processen ist der auf 



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302 UI- Gruppe. Elektrochemie. 

den Anaconda- Werken gegenwärtig zur Verarbeitung des Schlammes 
benutzte Weg anzuführen. An den Tagen der Scheidung des goldhaltigen 
Silbers mittels Schwefelsäure werden die hierbei entweichenden Gase 
der Schwefligsäure und der Schwefelsäure direct in eine Portion des 
Anodenschlammes geführt, wodurch das Kupfer ohne einen besonderen 
Zusatz von Schwefelsäure in Lösung gebracht wird. — Der Schlamm 
wird in einen mit Blei ausgelegten Bottich eingetragen und die sauren 
Dämpfe von der Ooldscheidung eingeleitet. Ein Körting 'scher In- 
jector, der mit einem am Boden des Bottichs liegenden und durchlöcherten 
Bleirohre verbunden ist, führt Dampf und Luft ein. Der Anodenschlamm 
wird vor der Einleitung der Oase mit gewöhnlichem Elektrolyten bedeckt. 
Die Schwefligsäure reducirt das Cuprisulfat zu Cuprosulfat, während die 
eingeblasene Luft letzteres wieder zu Cuprisulfat oxydirt In dieser 
gleichzeitig vor sich gehenden Reduction und Oxydation bildet sich freie 
Schwefelsäure, welche zum grossen Theile das im Anodenschlamme vor- 
handene Kupfer auflöst Es ist während des Processes kein anderes Er- 
wärmen nöthig, als durch den mittels Injectors eingeführten Dampf 
herbeigeführt wird. Findet aber keine Silberscheidung statt, so wird die 
Digestion des Anodenschlammes mit einer Mischung von 3 Th. 66proc. 
Schwefelsäure und 1 Th. Wasser vcnrgenommen. Die Luft und der Dampf 
werden ebenfalls durch den Körting'schen Injeotor eingeführt. Auf 
die eine oder die andere Art wird das Kupfer des Anodenschlammes auf- 
gelöst, worauf der Schlamm gewaschen, getrocknet und geschmolzen 
wird. Der Schlammrückstand wird vor dem Schmelzen mit ^1^ seines 
Oewichtes von schwarzem Fluss beschickt und auf den Herd eines kleinen 
Flammofens eingetragen. Das nach dem Schmelzen erhaltene S i 1 b e r 
hat einen Feingehalt von 980 Th. Das geschmolzene Silber ist gold- 
haltig und wird daher auf bekannte Weise der Scheidung mittels Schwefel- 
säure unterworfen. — Die bei der Scheidung erhaltene Silberlösung ge- 
langt in mit Blei ausgelegte Kasten, wo das Metall entweder mit Eisen, 
Eisenvitriol oder mit Kupfer ausgefällt wird. Bei Verwendung des 
Eisens als Fällungsmittel muss dafür Sorge getragen werden, dass kein 
Kupfer mit niedergeschlagen wird. Wird aber Kupfer zu demselben 
Zwecke benutzt, so findet der dabei gewonnene Kupfervitriol zur Er- 
haltung des Elektrolyten eine geeignete Verwendung. — Die saure 
Mutterlauge vom Auskrystallisiren des Kupfervitriols wird zur Extraction 
des Kupfers aus einer neuen Partie des Anodenschlammes angewendet 
Das gefällte Silber wird gewaschen, getrocknet, mit etwas Salpeter ge- 
mischt und in Graphittiegeln eingeschmolzen. — Die beigemengten Ver- 
bindungen des Bleies, des Antimons und des Arsens veranlassen grosse 
Verluste an edlen Metallen und deshalb glaubt Barnett, dass es ökono- 
mischer wäre, den feuchten Anodenschlamm mit einer Mischung aus 
2 Th. 66proc. Schwefelsäure und 1 Th. Wasser und bei 140» zu be- 
handeln. Das dabei verdampfende Wasser müsste stets bis zur voll- 
ständigen Auflösung des Kupfers durch frisches Wasser ersetzt werden. 
Sodann wäre behufs Concentration der Säure die Temperatur zu steigern, 



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Metallgewinnung. 30? 

was auch eine Auflösung des grösseren Theiles des Silbers zur Folge 
haben würde. Nach Zusatz von etwas Schwefelsäure dürfte es gelingen^ 
75 Proc. des Silberinhaltes in die Lösung zu bringen. Das dadurch ge^ 
bildete Silbersulfat wäre dann mit heissem Wasser auszulaugen und das 
Silber aus der Lösung mit Kupfer niederzuschlagen. Das aus der dabei 
entstehenden Lauge gewonnene Eupfersulfat könnte zur Bereitung des 
Elektrolyten verwendet werden. Die Mutterlauge vom auskrystallisirten 
Kupfervitriol wäre wieder zur Bereitung der verdünnten Säure für neue 
Mengen Anodenschlamm zu verwenden. Der nach dem Auslaugen des 
Silbersulfats zurückgebliebene Rückstand würde jetzt nur i/| des ursprüng- 
lichen Silberinhaltes halten, weshalb auch bei dem nun folgenden 
Schmelzen des Rückstandes nur ein kleiner Verlust eintreten würde^ 
Das nach diesem Vorgang gewonnene Göldisch-Silber würde ausserdem 
einen höheren Halt an Qold haben, weshalb auch bei nachheriger Schei- 
dung mit Schwefelsäure ein kleiner Goldverlust entstehen würde. 

Die elektrische Kupferraffinerie der Anaconda-Werke 
nach S. Thofehrn wird beschrieben (Eng. Min. 10. Sept. 1896). 

ElektrolytischeOoldscheidung nachMoebius(J. 1895^ 
331) bespricht G. Kroupa nach Rothwell's „The Mineral Industry" 
(Oesterr. Bergh. 1896, 84); Betriebsergebnisse liegen noch nicht vor. 
Femer werden Angaben gemacht über den Moebius-Frocess in seiner 
früheren AusfQhrung, wie er auf den Werken der „St. Louis Smelting 
and Rifining Company^' statt der Scheidung mit Schwefelsäure in Ver- 
wendung stand, enthalten. Das hier behandelte „Bullion^^ hat im Durchs 
schnitt 0,005 Proc. Gold gehalten und die aus demselben gegossenen 
Anoden waren 0,254 m lang, 0,203 m breit und 6,35 cm dick. Zwei 
derselben wurden in einem Leinwandsack zusammengelegt, so dass sie 
eine Anode gebildet haben. Die Zersetzungszellen sind aus Holz her- 
gestellt und, um sie vor der Einwirkung des sauren Elektrolyten zu 
schützen, werden sie mit einen Anstrich von Bitumen versehen. Jede 
Zelle ist in 7 Abtheilungen getheilt und weil sich in jeder 10 Elektroden^ 
paare befinden, so beträgt die Zahl der letzteren pro Bad 70 Paare. Die 
Elektroden wurden in Reihen angeordnet. Der Verbrauch an elektro- 
motorischer Kraft beträgt für jedes Bad l^j Volt und die Stromdichte 
wird mit 350 Ampere auf 1 qm angegeben. Der Strom wurde von einer 
Dynamomaschine von 200 Ampere Stromstärke und 100 Volt Spannung 
erzeugt, welche von einer 30 Pf. Maschine angetrieben wurde. Der beim 
Beginn des Processes verwendete Elektrolyt bestand aus Wasser, welches 
mit 0,1 Proc. Salpetersäure angesäuert wurde und im Verlaufe des Pro- 
cesses in schwache Silbemitratlösung überging. Die Anoden wurden in 
30 bis 40 Stunden aufgezehrt. Das gefällte Silber hat Krystallform und 
weil diese Krystalle gegen die Anoden anwachsen , so könnten leicht 
Kurzschlüsse entstehen, weshalb eine Abreibevorrichtung vorhanden ist, 
welche die angewachsenen Krystalle von der Kathode abstreift und ausser- 
dem eine Bewegung des Elektrolyten verursacht. Das auf diese Weise 
von der Kathode getrennte Silber fällt in einen am Boden jeder Zelleur 



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304 ni. Gruppe. Elektrochemie. 

abtheilung befindlichen Kasten, welcher mit einem falschen Boden yer- 
sehen ist. Dieser Boden ist durchlöchert und trägt eine als FQter dienende 
Leinwand. Der auf diesem Filter angesammelte Silbemiederschlag wurde 
einmal des Tages ausfrehoben, während das Entleeren des in den Anoden- 
säcken zurückgebliebenen Ooldschlammes in der Regel erst nach einer 
Woche stattfand. Weil der Goldschlamm noch silberhaltig war, wurde 
er zunächst mit Salpetersäure gekocht, dann gewaschen und getrocknet 
und schliesslich mit etwas Sand oder Borax geschmolzen, wobei ein Oold 
von 999 Feine erhalten wurde. Der Silbemiederschlag wurde ebenfalls 
gewaschen, getrocknet und geschmolzen. Das so raffinirte Silber hatte 
einen Feingehalt von 999,5. Die Leistungsfähigkeit der gegenwärtig 
ausser Betrieb befindlichen Anlage in St. Louis betrug täglich 933 k 
goldhaltigen Silbers; die ähnlich eingerichtete Scheideanstalt in Pitts - 
bürg kann im Tage 1240 k „Bullion^^ verarbeiten. Auch der Betrieb 
dieser Scheideanstalt ist jenem der St Louis-Anlage ähnlich, nur wird 
hier der Ooldschlamm vor dem schliesslichen Auskochen mit Salpetersäure 
mit einer kleinen Menge von Silber eingeschmolzen. Das Auskochen der 
Salpetersäure geschieht in SteinguttQpfen. 

ElektrolytischeSilberreinigungnachMoebius. Nach 
G. Faunce (J. Frankl.; Oesterr. Bergh. 1896, 30) wird auf dem Penn- 
sylvania-Bleiwerke das Silber im Schmelzofen soweit gereinigt, dass es 
nicht über 2 Proc. verunreinigendes Blei, Kupfer und Wismuth enthält ; 
ist das Silber unreiner, so gibt es grössere oder geringere Plage mit 
Kupfer- und Blei-Anhäufungen in den Lösungen und mit stetig grossen 
Mengen von Nebenproducten, sowie zunehmende Schwierigkeit, ein reines 
Product zu erzielen. Sobald das Silber den Zustand von Reinheit ge- 
wonnen hat, wird es aus der Kuppel zu flachen Platten von ungefähr 45 cm 
Länge, 25 cm Breite und 1,3 cm Dicke geschlagen, die 13 bis 15 k 
wiegen. Diese liefern die Anoden für die Elektrolyse. Jede Platte hat 
3 Hervorragungen oder Ohren an einer ihrer Langseiten ; in diese Ohren 
gestossene Löcher nehmen die Drähte auf, an denen die Platte in die 
Lösung gehängt wird. Die 98 Bäder sind zu Sätzen von je sieben Stück 
geordnet, die als „Tanks^^ bezeichnet werden. Die Tanks sind aus 2 
Brettern von californischem Redwood (Rothholz) gemacht, die sehr sorg- 
sam zusammengefügt sind. Der Boden ist mit Kautschuk-Platten belegt. 
Jeder Tank ist 3,35 m lang, 60 cm breit und 50 cm tief; jede einzelne 
Zelle 60 cm lang und 45 cm breit. Als Elektrolyt dient eine Lösung 
von Silber- und Kupfernitrat in verdünnter Salpetersäure. Der geringe 
Säuregehalt von ^/j bis 1 Proc. genügt, um der Abscheidung von Kupfer 
vorzubeugen ; an Säure wird trotzdem für jede Zelle alle 24 Stunden 
1 Pint (— 0,57 /) verbraucht — Die Kathoden sind dünne Bleche aus 
reinem Silber, sie werden auf dem Hüttenwerke selbst aus eigenem Silber 
gewalzt. In jedes Bad werden 4 von diesen Kathoden so gehängt, dass 
sie mit 3 Anoden abwechseln. Der Zwischenraum zwischen Kathode 
und Anode beträgt etwa 43 mm. Die Stäbe, an denen Kathoden und 
Anoden hängen, ruhen auf den Hauptleitungsstäben, welche längs der 



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MetallgewiixDung. 305 

Tankseiten angebracht siad ; auf derjenigen Seite des Bades, wo der Strom 
in die Anoden eintritt, sind die Enden der Kathodendrähte durch Kaut- 
Bchuk isolirt, während auf der andern Seite das Umgekehrte stattfindet. 
Per elektrische Strom hat 180 Amp. ; er tritt in jedes Bad durch 3 Anoden, 
€8 beträgt die derartig dreigetheilte Intensität also 60 Amp., und, da er 
zu jeder Breitseite von jeder Anode austritt, um durch die Lösung zur 
Kathode zu gelangen, auf diesem Wege noch 30 Amp. Die Zellen oder 
Bäder sind in Reihen derart geordnet, dass der ganze Strom durch jedes 
Bad geht Jede Anode hängt in einem Musselin-Sack, der das ungelöst 
bleibende Metall sammeln soll, das in Form eines schwarzen Schlammes 
abfällt; es ist dies das gesammte Oold und Wismuth, sowie der grössere 
Theil des Bleies als Hyperoxyd, zusammen mit etwas Silber und Kupfer, 
unterhalb dieses Systems von Anoden, Kathoden und Säcken ist auf einen 
kastenförmigen Rahmen ein Stück Tuch gespannt, um das ausgeschiedene 
Silber zu sammeln, welches von den Kathoden durch hölzerne Kratzei: 
abgeschabt wird. Diese Kratzer umfassen die Kathoden, gabelförmig 
sich beiden Seiten anschliessend, ohne sie doch zu berühren, und werden 
durch Maschinerie auf und ab bewegt, was aber andauernd nicht nur 
deshalb geschieht, um das auf den Kathoden sich niederschlagende Silber 
abzukehren und etwa durch dieses entstehenden Kurzschlüssen vorzu- 
beugen, sondern auch um die Lösung in steter Bewegung zu erhalten 
und hierdurch sowohl der Polarisation als auch ihrer Neigung, nach der 
verschiedenen Dichte Schichtlagen auszuseigern, kräftig zu wehren. Die 
Stromdichte beträgt etwa 200 Amp. auf l qm Kathodenfläche. Das aus- 
geschiedene Silber wird, nachdem es den Tanks entnommen, sorgfältig mit 
heissem Wasser ausgewaschen, um jede Spur der kupferhaltigen Lösung 
zu vertreiben, und dann in einer grossen Graphitretorte geschmolzen, 
welche 560 k zu fassen vermag. Der Qoldschlamm wird geschmolzen, 
granulirt und dann mit Säure geschieden und ergibt Gold von 996 bis 
998 Feinheit. Die Elektrolytlösung ist schön grün infolge eines Kupfer- 
gehaltes von 4 bis 5 Proc. und enthält übrigens noch ein wenig Blei. 
Die Gegenwart dieser Metalle ist insofern nützlich, als dann ebenfalls in 
der Lösung enthaltenes Silber (als das elektronegativste von ihnen) sich 
zuerst niederschlägt. So lange die Mengen jener nicht zu hoch steigen 
und ein Säureüberschuss erhalten bleibt, scheidet sich deshalb das Silber 
völlig rein aus. 

Zur Entsilberung von Werkblei verwendet Tom masi 
(C. r. 122, 1122 u. 1476) eine Lösung von essigsaurem Blei-Natrium. 
Zwischen den plattenförmigen Blei-Anoden wird eine langsam in Um- 
drehung versetzte Kathode angebracht, auf