Neues Extractionsverfahren für Kupferkiese; von Director R. Flechner. Flechner's Extractionsverfahren für Kupferkiese. Auf dem Kupferwerke Balán bei Czik-Szent-Domokos in Siebenbürgen tritt ein in Quarz und Chloritschiefer eingelagerter Kupferkies haltiger Schwefelkies auf, welcher unter 75° östlich einfallend, stellenweise bis 70m mächtig, eine Streichungsausdehnung von ungefähr 3km,5 aufweist. Dieser Kies ist seit mehr als 80 Jahren der Gegenstand eines zeitweise sehr schwunghaft gewesenen Bergbaubetriebes und wird daselbst augenblicklich ein tieferer, mit ausgedehntem reichem Erzadel aufgeschlossener Horizont zum Angriff vorbereitet. Die Erze sind vollständig frei von Antimon, Wismuth, Blei und Molybdän und von Arsen finden sich nur Spuren. Es war daher trotz der höchst primitiven Verhüttungsmethode, welche bis auf den heutigen Tag gehandhabt wurde, stets eine so ausgezeichnete Qualität erzielbar, daſs das Baláner Kupfer sich immer des vortrefflichsten Rufes erfreute. Im Baláner Erz ist Kupferkies ausschlieſslich mit Schwefelkies vergesellschaftet und findet sich Magnetkies nur spurenweise. Dieser Umstand sowie die Abwesenheit von Kalksalzen geben diesem Kiese die Eigenschaft, sich schon durch die atmosphärischen Einwirkungen theilweise zu zersetzen und Vitriolsalze zu bilden. Es entflieſsen deshalb sowohl den Grubenräumen, als auch den Haldenstürzen natürliche Cementwässer, weiche, in hölzernen Rinnen mit Eisenabfällen entkupfert, seit etwa 20 Jahren 25 bis 30 Procent der Jahresproduction entsprechend ökonomisch günstig ausgebeutet werden. Die Grubenausbeute enthält in ihren reichsten Stufen 5 bis 8 Proc., in den ärmeren Hauwerken unter 1 Proc. Kupfer und kann im Durchschnitt mit etwa 2 bis 2,5 Proc. Kupfer in Betracht gezogen werden. Zum mechanischen Concentriren des ärmeren Hauwerkes bestand durch eine Reihe von Jahren eine umfangreiche Aufbereitungsanlage. Die leichte Zersetzbarkeit der Kiese einerseits und die zähe Beschaffenheit der beigemengten Bergart andererseits verhinderten aber die Erzielung eines ökonomisch günstigen Resultates und die Aufbereitungsproducte – Schlieche und Graupen – hielten trotz bedeutender Arbeitskosten und groſser Metallverluste nur 2 bis 2,5 Proc. Kupfer und waren in jeder Hinsicht ein zur Schmelzarbeit sehr unvortheilhaftes Rohmaterial. Ueberdies hatte man im Laufe der letzten 10 Jahre die Aufbereitungsanlagen, wie überhaupt alle Einrichtungen des Werkes, einem erschreckenden Verfall preisgegeben und zwar wohl hauptsächlich aus dem Grunde, weil mit dem Steigen der Kohlenpreise und Arbeitslöhne sich die bisherige Zugutebringung der Erze mittels concentrirender Schmelzprocesse allmählich zu einer ökonomischen Unmöglichkeit gestaltete und die Ziffer der Einbuſse von Jahr zu Jahr stieg. Mit Schluſs des J. 1880, als ich die Direction des Werkes übernahm, stellte eine eingehende ökonomische Berechnung nur die Wahl, sofort eine entsprechende Betriebsumgestaltung durchzuführen, oder den Betrieb für immer einzustellen, und gab Veranlassung, bis zur Feststellung einer geeigneten Hüttenarbeit und bis zur Vorbereitung neuer Angriffe in der Grube (denn auch darin war in den letzten 10 Jahren jedes fachmännische Vorwärtsschreiten unterblieben) den Erzabbau zu unterbrechen und neben ausschlieſslicher Ausbeutung der natürlichen Cementwässer und Verarbeitung alter Abfallproducte die wünschenswerthe Umgestaltung im Verhältniſs der zuflieſsenden Geldmittel thunlichst durchzuführen. Während des Winters war die für die Baláner Erze geeignetste Extractionsmethode unter Berücksichtigung aller örtlichen Verhältnisse von mir festgestellt und im Sommer 1881 die neue Hütteneinrichtung mit theilweiser Benutzung der Gebäude des alten verfallenen Aufbereitungswerkes so weit hergestellt worden, daſs noch in den letzten Monaten des Jahres das neue Verfahren in den Verhältnissen eines normalen Betriebes erprobt und als vollständig befriedigend beurtheilt werden konnte. Derzeit ist die Arbeit technisch in normalem Gang und entwickelt sich eben nur die Gröſse der Bewegung in dem Verhältniſs, als die inzwischen fortschreitenden Aufschluſsbaue in der Grube den Erzangriff vergröſsern. Es ist hierdurch die Zugutebringung der Baláner Erze wieder in ein ökonomisch günstiges Verhältniſs getreten und dem Werke bei seinem Reichthum an aufgeschlossenen, noch unberührten Erzen eine erfolgreiche Zukunft gesichert. Das Verfahren besteht der Hauptsache nach in einem sulfatisirenden Röstprocesse und ist, wenn auch nicht in Betreff seiner metallurgischen Grundlage, so doch in der Art der praktischen Ausführung und Handhabung vollständig neu und meines Wissens noch nirgends vorher praktisch erprobt worden. Es wird das Grubenhauwerk vom tauben Gestein und den zu armen Geschicken so weit geschieden, daſs es in seiner Gesammtheit einen Durchschnittsgehalt von etwa 2 Proc. Kupfer trägt. Dieses in nuſsgroſse Stücke zerschlagene Rohmaterial wird hierauf in offenen, 38 bis 40t fassenden Stadeln – wenige Schritte vor dem Hauptförderstollen der Grube – in gewöhnlicher Weise einer mäſsigen Vorröstung unterzogen, wobei ein Brand einschlieſslich Ein- und Ausladen 12 bis 14 Tage in Anspruch nimmt. Es sind hierbei für die Stadelfüllung von 40t an Brennstoff 1cbm,2 Scheitholz, 0cbm,3 Holzkohlen und an Arbeitsleistung 6 Tagwerke erforderlich. Das vorgeröstete Erz wird dann mittels Quetsche und Rollgang zur erforderlichen Korngröſse zerkleinert. Die Leistung hierbei zweimännisch in 12 Stunden – also mit 2 Tagwerken – ist 14 bis 16t Erz. Das Quetschgut rollt unmittelbar aus den Zerkleinerungsapparaten auf den Beizplatz, wo es, nach dem Volumen gemessen, in Mengen von je 300k mit Eisenvitriollauge von 4 bis 6° B. zu einer mörtelartigen Beschaffenheit angerührt, in groſsen Haufen von 15 bis 20t zusammen geschaufelt, einige Tage in Ruhe gelassen wird. Die zum Beizen der Erzmehle erforderliche Eisenvitriollauge fällt als Abfallproduct der Bearbeitung in groſsem Ueberschuſs und flieſst dem Beizplatz von selbst zu. 2 Mann können in 12 Stunden 8 bis 10t beizen. Das gebeizte Material wird dann mittels eines einfachen Wassertonnenaufzuges in Rollhunden den Gasglühöfen zugeführt. Es sind zwei solche Gasflammöfen im Betriebe, welche, von einem gemeinschaftlichen Gasgenerator gespeist, eine gemeinschaftliche Bedienungsmannschaft von 4 Mann benöthigen. Die Arbeitsherde der Oefen haben eine Länge von 6m,5 und eine Breite von 2m und sind in jedem Ofen 9 Arbeitsöffnungen, von denen 4 die Ecken diagonal abschneiden, zur Bewegung des Röstgutes in entsprechender gegenseitiger Stellung angebracht. Das Röstgut wird durch Sturzlöcher im Ofengewölbe auf den kältesten Theil des Herdes eingestürzt, rückt feldweise vor und fällt am heiſsesten Theil, unmittelbar bei der Eintrittstelle der Gasflammen durch Ausziehlöcher in zwei bereit stehende Eisenkästen von 180k Fassung. Letztere werden mit einer einfachen 2 räderigen Hebelvorrichtung gehoben, auf den betreffenden Lagerplatz gefahren und durch ein leicht zu bewerkstelligendes Kippen entleert. Es gelangt mit jedem Einstürzen ein Vormaſs von 300k in den Ofen und eine ebenso groſse Menge wird jedesmal ausgezogen. Am Herde liegen gleichzeitig 1t,2 in ununterbrochen fortrückender Bewegung und kommen durchschnittlich alle 1½ Stunden 0t,3 zum Auszug. Es liegt also jede Partie 6 Stunden im Ofen und gehen in 24 Stunden 9t durch das Ofenpaar. Auf diese 9t entfallen 8 Tagwerksleistungen. Der Gasgenerator verbraucht, da nur mit schwacher Rothglut gearbeitet wird, in 24 Stunden annähernd 3cbm Holzkohlen, 0cbm,8 Holz und bei 2cbm Kohlengestübbe. Das Glühproduct wandert im abgekühlten Zustande mittels des Wassertonnenaufzuges in Rollhunden zu den Extractionskästen, deren jeder 10 Vormaſs, d. i. 3t faſst. Zur Auslaugung sind 5 Profile von je 5 eichenen Holzkästen vorhanden. Der Fassungsraum eines Holzkastens beträgt 3cbm. Diese Kasten sind in jedem Profil so über und neben einander aufgestellt, daſs zu oberst ein Kasten zur Aufnahme von verdünnter Eisenvitriollauge oder Waschwasser zu stehen kommt, zu beiden Seiten desselben um mehr als eine Kastenhöhe tiefer je 1 Kasten zur Aufnahme des vorbereiteten Erzmehles, zwischen diesen wieder entsprechend tiefer ein Sammelkasten zur Kupferlauge und um eine weitere Kastenhöhe tiefer ein Ausfällungskasten. Die 5 Profile enthalten demnach 10 Kasten zur Aufnahme der Erzmehle. Die erste Auflösungsflüssigkeit (verdünnte Eisenvitriollauge von 3 bis 4° B. auf 30 bis 40° erwärmt) wird 16 bis 18 Stunden über der Erzpost stehen gelassen und wiegt bei 500l Flüssigkeit und vorausgegangenem richtigem Glühproceſs 20 bis 26° B., ist von stark bläulich grüner Farbe und enthält im Liter 250 bis 300g Vitriolsalze. Dieser ersten Flüssigkeit folgen dann 9 bis 10 Waschwässer, von denen das erste 6 bis 8 Stunden, jedes folgende immer kürzer und kürzer über der Erzpost gelassen wird, so daſs einschlieſslich der ersten Auflösungsflüssigkeit in 60 Stunden an 5cbm Flüssigkeit die 3t,0 Erze durchlaufen. Da nun das Aus- und Einladen der Erzpost 4 bis 6 Stunden in Anspruch nimmt und überdies mit dem Wärmen der Flüssigkeiten mitunter Aufhallungen unvermeidlich sind, so bleibt jeder Erzkasten durchschnittlich 3 Tage mit einer Ladung in Anspruch genommen und würden die bezüglichen 10 Erzkästen täglich 10t Erze bewältigen können. Bei zu starker Glühung der Röstpost ist die Lauge völlig frei von Eisen und von reiner blauer Farbe; doch ist dann im letzten Stadium des Glühprocesses fast aller Eisenvitriol und auch ein Theil des kurz vorher gebildeten Kupfervitrioles wieder zerstört worden, wodurch also ein entsprechender Theil des Kupfergehaltes als unlöslich im Rückstand zurückbleibt; bei zu schwacher Glühung wird die Lauge überwiegend eisenhaltig, erscheint von gelblich grüner Farbe und bleibt dann ebenfalls ein Theil des Kupfergehaltes als noch nicht zu Kupfervitriol umgewandelt im Rückstand zurück. Der eigentliche metallurgische Vorgang dieses Processes bedarf wohl keiner weiteren Erläuterung; ebenso ist es für den Fachmann selbstverständlich, daſs bei Verschiedenheit des relativen Verhältnisses zwischen Schwefelkies und Kupferkies im Erz der Glühproceſs- verschieden geführt werden muſs, daſs ferner bei kräftigerer Flamme, deren Regulirung die Construction der bezüglichen Gasöfen vollkommen ermöglicht, das gleiche Röstproduct schneller als bei schwacher Flamme durch den Ofen vorrücken muſs und daſs die Schnelligkeit des Vorrückens nicht nur durch die mögliche Leistungsfähigkeit des Arbeiters, sondern auch durch die zu dem Verlauf des chemischen Processes erforderliche Zeit ihre bestimmte Grenze findet. Alle diese Einzelnheiten im Röstprocesse, ferner in der Bewegung und Beschaffenheit der Auslaugeflüssigkeiten, sowie in Betreff der Korngröſse des Röstgutes müssen an der Hand chemischer Analysen für jede Erzsorte systematisch festgestellt werden und sind daher die in vorliegender technischer Mittheilung angegebenen Bewegungsziffern nicht von allgemeiner Gültigkeit. Gehalt an Kalksalzen, sowie an (zähen Schlamm bildenden) Thonerdeverbindungen, ferner an Antimon, Blei, Molybdän, Arsen u. dgl. beeinträchtigt begreiflicher Weise den Proceſs und können solche Beimengungen unter Umständen die vorliegende Methode ganz unausführbar machen. Kehren wir nun wieder zu dem Betriebsvorgang zurück. Von der erhaltenen Kupferlauge wird ein Theil im Eindampfapparat – Holzkasten von 1500l Fassung mit Blei ausgefüttert und mit einer 6m langen Bleirohrschlange versehen – concentrirt und in entsprechenden Krystallisationsgefäſsen in bekannter Weise zu Kupfervitriol verarbeitet. Der überwiegend gröſste Theil der Lauge aber wird mit Eisenabfällen und Eisenschwamm zu Cementkupfer ausgefällt. Den Dampf zur Erwärmung der Flüssigkeiten und zum Concentriren der Laugen liefert ein kleiner kupferner Dampfkessel von 2cbm Rauminhalt mit einem Brennstoffaufwand von 2,6 bis 3cbm,2 Holz in 24 Stunden. Die Bewegung der Flüssigkeiten nach abwärts durch die Holzkastenprofile geschieht mittels Abheben durch Kautschukschläuche oder, wie bei den Erzkästen, mittels Lüften eines im Zwischenboden angebrachten hölzernen Bolzens. Die entkupferte Eisenvitriollauge gelangt zuletzt in einen in der Hüttensohle eingesenkten Sammelkasten, von wo sie mittels Pumpe nach einem ganz zu oberst aufgestellten Sammelkasten gehoben und von dort theils den obersten Kästen der Auslaugeprofile, theils dem Beizplatze, theils, wenn Ueberschuſs vorhanden, dem Haldenplatze der Grube zur Unterstützung der natürlichen Cementwasser zuflieſst. Die Gesammtbewegung der Flüssigkeiten bei Auslaugung von 9t täglich, sowie die Entkupferung der Laugen und die Kupfervitrioldarstellung einschlieſslich Kesselbedienung versehen 4 Mann, welche sich zu zweien in 12 Stunden ablösen. Das aus den Fällungskästen ausgezogene Cementkupfer enthält im trockenen Zustande 94 bis 96 Proc. Kupfer, 2 bis 4 Proc. Eisen, 3 bis 4 Proc. Silicate. Dasselbe wird durch ein Sieb geschlagen, in Blockformen von 25k Gewicht gepreſst, getrocknet und auf Feinkupfer eingeschmolzen. Die dermalige Anlage der Extractionshütte wurde für eine Tagesproduction von 9t Erze mit 2 Proc. Kupferausbringen entworfen und eingerichtet und ergeben sich bei normalem Gang des gesammten Apparates bei einem Arbeitsgrundlohn von 1,50 M., einem Brennstoffpreis von 1,20 M. für 1cbm Scheitholz, 2,80 M. für 1cbm Holzkohlen und 1 M. für 1cbm Kohlengestübbe folgende ökonomische Verhältnisse. Nach den Ergebnissen des bisher fertigen Theiles der neuen Aufschluſsbaue in der Grube wird sich nach Vollendung derselben mit Berücksichtigung der Verwendung von mindestens 25 Procent der Grubenthätigkeit zur Fortsetzung weiterer Aufschluſsbaue der Selbstkostenpreis für 100k Erze auf 0,90 bis 1,00 M. stellen. Demnach ist für 100k Erze zu rechnen: Grubenkosten   1,00 M. Extractionsarbeit. Arbeitslöhne: Stadelröstung   2,0 Pf.     Quetscharbeit   1,6     Beizen   3,0     Glüharbeit in den Oefen 14,6     Transport der Erzmehle   5,8     Bewegung der Flüssigkeiten   8,0     Nebenauslagen   1,0   0,36 M. –––––– Brennstoff bei der Stadelröstung   1,0 Pf. „ Ofenarbeit 14,0 „ Kesselheizung   1,0   0,16 M. ––––––– Es kostet mithin bei 2k Ausbringen 1k Kupfer in der Lauge   0,76 M. Hierzu kommt für Ausfällungseisen   0,12 Für Einschmelzen des Cementkupfers zu Feinkupfer im Maximum   0,06 Mithin unmittelbare Selbstkosten für 100k Feinkupfer 94,00 M. Im Kupfervitriol, zu welcher Waare übrigens aus verschiedenen Gründen immer nur ein kleiner Theil des auszubeutenden Kupfers Verwendung finden kann, wird 1k Kupfer etwa 0,80 M., mithin der Selbstkostenpreis von 100k Kupfervitriolwaare (23 Proc. Kupfergehalt) sammt Verpackung 18 bis 20 M. auf der Hütte betragen. Das vorliegende Verfahren wird sich auch ganz gut auf Antimon haltige Kupfererze und Fahlerze anwenden lassen, wenn dieselben mindestens 5 bis 8 Proc. Kupfer und im Uebrigen eine überwiegend quarzige Bergart enthalten. Es läſst sich in diesem Falle nach meinen vor mehreren Jahren am Nickelwerke Schladming mit günstigem Erfolge durchgeführten Versuchen Antimon und Arsen durch einen reducirenden Glühproceſs bei Zusatz entsprechender Mengen von Schwefel, Glaubersalz und Kohle in lösliche Sulfosalze binden, welche sich dann mit heiſsem Wasser ausziehen lassen. Der Rückstand dieser Auslaugung, welche übrigens auch eine leichte Darstellung und Verwerthung von Antimon ermöglicht, hält dann Kupfer bezieh. Silber in einer Weise an Schwefel gebunden, die sich zur vorliegenden Methode sehr gut eignet. Silber würde hierbei bei entsprechender Führung des Röstprocesses ziemlich vollständig in Lösung gehen, wo es dann mit metallischem Kupfer oder Schwefelnatrium auszuscheiden wäre. Es bleibt übrigens Sache der praktischen Versuche, die vorliegende Methode den bezüglichen Erzsorten anzupassen, wo dann möglicher Weise da und dort ein vielleicht weniger vollkommenes Ausbringen durch die groſse Einfachheit und Billigkeit des Verfahrens mehr als ausgeglichen würde. Balán, Januar 1882.