Neuerungen im Metallhüttenwesen und in der chemischen Metallbearbeitung. (Fortsetzung des Berichtes Bd. 277 * S. 481.) Neuerungen im Metallhüttenwesen und in der chemischen Metallbearbeitung. Georg Nahnsen in Hannover hat Untersuchungen über die Wirkung der Abkühlung zinksalzhaltiger Elektrolyte angestellt. Bei der elektrolytischen Gewinnung von Zink arbeitete man bisher mit sehr hohen Stromdichten, da bei Verringerung desselben das Zink sich in schwammiger, nicht zusammenschmelzbarer Form niederschlug. Gleichzeitig musste man zur Erzeugung grosser Stromstärken in den schlechtleitenden Zinksalzlaugen unverhältnissmässig hohe Spannung aufwenden. Nahnsen hat nun durch Versuche festgestellt, dass die anwendbaren Stromdichten von den Temperaturen der Elektrolyte abhängig sind, wobei verschiedene Salze und verschiedene Concentrationen nur geringen Einfluss zeigen. Nachstehende Tabelle veranschaulicht diese Abhängigkeit der Stromdichte von der Temperatur. Der Zinkniederschlag ist bei einer: Stromdichte vonAmp/qm und bei einer Temperatur von 0° 10° 20° 30° C.   10 fest schwammig schwammig schwammig   50 fest schwammig schwammigbeginnend schwammig 100 fest fest schwammig schwammigbeginnend 150 fest fest fest schwammig 200 fest fest fest fest Will man also mit einer Stromdichte von 100 Amp/qm arbeiten, so muss man gleichzeitig die Temperatur des Elektrolyten auf unter 20° C. halten. Es empfiehlt sich jedoch im Grossbetriebe, um an elektrischer Arbeit zu sparen, mit einer Stromdichte von 50 Ampère und darunter zu arbeiten und demgemäss den Elektrolyten dauernd und gleichmässig kühl zu halten, was zweckmässig durch eine Kältemaschine geschieht. Bei der Elektrolyse von Zinkschaum löst sich das Zink an den Anoden vor den übrigen, gewöhnlich mit demselben legirten Metallen, wie Kupfer, Silber, Blei u.a. auf, und die fremden Bestandtheile gehen in den Schlamm über. Die Scheidung ist im weitgehendsten Maasse von der Anodenstromdichte abhängig. Dieselbe erfordert in der Regel noch geringere Stromdichten, als wie sie bei der Raffination des Kupfers gebräuchlich sind. Die für die Anoden anwendbaren Stromdichten sind in jedem einzelnen Falle durch Versuch festzustellen. Dieselben sind in der Hauptsache von dem Legirungsverhältniss, daneben auch von der physikalischen Beschaffenheit der Anoden abhängig. Im Allgemeinen wird dieselbe sehr selten über 50 Amp/qm betragen können und erheischt dann eben, um das Zink in fester, brauchbarer Form niederzuschlagen, die Anwendung mittels Kältemaschinen gekühlter Elektrolyte (vgl. D. R. P. Nr. 56700 vom 20. Juni 1890). Alex Elliot Haswell und Arthur George Haswell in Wien stellen auf galvanischem Wege eine schwarze rostschützende Patina von Molybdänsesquioxyd auf Eisen u.s.w. her. Das Verfahren besteht darin, dass der metallblanke, d.h. von allem Fett und Oxyd befreite Gegenstand als Kathode in ein elektrolytisches Bad eingehängt wird, welches aus einer Lösung von 0,1 Gewichtstheil molybdänsaurem Ammon und 1 bis 2 Gewichtstheilen salpetersaurem Ammon in 100 Gewichtstheilen Wasser besteht. Für das Verfahren; welches patentirt ist (D. R. P. Nr. 56720 vom 8. December 1889) soll ein schwacher galvanischer Strom von 0,2 bis 0,3 Ampère für 1 qdcm ausreichend sein. Zum Ueberziehen von Gegenständen aus Eisen und Stahl, insbesondere von Gewehrläufen mit einer rostschützenden Schicht von Bleisuperoxyd, wenden die genannten beiden Haswell eine mit Ammoniumnitrat versetzte Lösung von Bleinitrat an (0,8 Gewichtstheile Bleinitrat, 2 Gewichtstheile Ammoniumnitrat in 100 Gewichtstheilen Wasser), in welche die betreffenden Gegenstände als Anode eingehängt werden. Die erforderliche Stromstärke beträgt 0,2 bis 0,3 Ampère für 1 qc (vgl. D. R. P. Nr. 54847 vom 8. December 1889). Maurice Jacques Berg in Paris schlägt ein Verfahren zur continuirlichen Darstellung von Aluminium auf elektrolytischem Wege vor. Dasselbe besteht im Wesentlichen darin, dass der nach Maassgabe des Verbrauches zu erneuernden Mischung einer thonerdehaltigen Verbindung und Kohle, welche der Wirkung eines elektrischen Stromes von geringer Spannung und hoher Intensität ausgesetzt wird, Alkalinitrate bezieh. Alkalisulfide zugesetzt werden, um durch letztere die das ausgeschiedene Aluminium verunreinigenden Metalle (Silicium, Eisen u.s.w.) zu verbrennen, bezieh. in die Schwefelverbindung überzuführen und dann zu verbrennen. Bei der praktischen Ausführung des Verfahrens wird folgender Weg eingeschlagen: Ein Gemenge von fein gepulvertem Koks oder Kohle, Natrium- oder Kaliumnitrat, Schwefelkalium- oder Schwefelnatrium und einem fein gepulverten aluminiumhaltigen Stoffe (Kryolith, Bauxit, Websterit, Thonerdesulfat, rother Thon oder Ziegelpulver, Kaolin, Smirgel) wird in einen Graphittiegel zwischen zwei gut leitende Elektroden aus dichter Kohle eingeführt. Durch diese Mischung lässt man einen elektrischen Strom von 20 bis 50 Volt Spannung und 1000 bis 10000 Ampère Stärke, je nach den benutzten Substanzen, hindurchgehen. Die Gegenwart von Kohlenstaub macht die Masse leitend; die aluminiumhaltigen Körper schmelzen und scheiden am negativen Pol das metallische Aluminium aus, welches im flüssigen Zustande als Wärmeregulator dient. Gleichzeitig werden die fremden Metalle und das Silicium, welche bei Anwendung von Thon und Ziegeln auftreten, durch die Nitrate verbrannt und scheiden sich als Oxyde aus. Diese Wirkung der Nitrate beruht in der Eigenschaft des metallischen Aluminiums, sich selbst in geschmolzenem Zustande nur oberflächlich zu oxydiren und sich in Salpetersäure nicht zu lösen, während metallisches Eisen durch erwärmte Salpetersäure unter Entwickelung von Stickoxyd zu Oxydsalz umgewandelt und Silicium beim Glühen zu Kieselsäure verbrannt bezieh. durch das vorhandene Alkali in kieselsaures Salz umgewandelt wird. Bekanntlich bilden aber das Eisenoxyd und die Kieselsäure bezieh. die kieselsauren Salze die Componenten der Schlacke und bleiben daher als solche beim Abfliessenlassen des reinen Aluminiums zurück. Bei Anwendung der Alkalisulfide vollzieht sich die Ueberführung der verunreinigenden Metalle, z.B. des Eisens, in die Schlacke in der Weise, dass zunächst die Schwefelverbindungen, z.B. Schwefel eisen, gebildet werden, welche dann entweder zum Theil direct als solche oder zum Theil, nachdem sie zu Oxyd verbrannt sind, in die Schlackenbildung eintreten. Bei den Versuchen in grösserem Maasstabe, wird nach dem D. R. P. Nr. 56913 vom 22. März 1890 so verfahren, dass man dem Schmelzofen, welcher vorzugsweise einen rechtwinkeligen Querschnitt besitzt und an dessen unterem Ende sich ein Abstichloch befindet, ein Gemenge der eben genannten Stoffe in folgenden Gewichtsverhältnissen einbringt: Kryolith 90 k Retortenkohle 5 „ Bauxit 5 „ Der Schmelzofen ist unter Anwendung von Kohlenplatten so construirt, dass er die negative Elektrode bildet. Man senkt dann die positive Elektrode in Gestalt einer Platte, eines Blockes oder einer Stange aus Kohle in die aus kleinen Stücken bestehende Mischung ein und lässt den elektrischen Strom hindurchgehen. Die Mischung und die positive Elektrode werden bald glühend, und man hat, da der Strom durch ein Ampèremeter geht, darauf zu sehen, dass er möglichst constant bleibt. Nach Verlauf weniger Minuten wird die ganze Masse so flüssig wie Wasser. Man fügt nunmehr Bauxit zu und bemerkt, dass derselbe schmilzt und sich in dem Bade mit dem geschmolzenen Kryolith vermischt. Wendet man an Stelle des Bauxits irgend eine andere Aluminiumverbindung an, z.B. Smirgel oder Ziegelstein, Thon u.s.w., so ist die Art und Weise des Verfahrens die gleiche wie für Bauxit. Hat der elektrische Strom, dessen man sich bedient, keine sehr grosse Intensität, so dass die Mischung nicht gut schmilzt, so kann man so verfahren, dass man zur Unterstützung des Schmelzprocesses auf gewöhnlichem Wege erzeugte Hitze zu Hilfe nimmt, indem man den Schmelztiegel aufs Feuer setzt, nachdem man denselben, um ihn vor Verbrennung zu schützen, mit Thon oder Graphit versehen hat. Indessen ist es unter allen Umständen vorzuziehen, sich nicht der gewöhnlichen Wärme zu bedienen, sondern einen Strom von ausreichender Intensität, z.B. von 1500 bis 2000 Ampère, anzuwenden, wobei man darauf zu achten hat, dass die positiven Elektroden genügend gross sind, um einen Strom von dieser Stärke passiren lassen zu können. Sobald der Process gut in Gang gekommen, d.h. sobald der Strom ganz constant und das Bad recht flüssig und stark rothglühend geworden, setzt man dem letzteren allmählich eine weitere Menge von 95 k Bauxit oder irgend einer anderen thonerdehaltigen Verbindung zu und, wenn auch diese in dem geschmolzenen Bade sich vollständig aufgelöst hat, schliesslich 2 k Natrium- oder Kaliumnitrat. Nach Verlauf einiger Minuten öffnet man das Abstichloch des Schmelzofens; es fliesst das reine Aluminium dann heraus, und zwar in einer Menge von 1 g für je 2 Ampèrestunden. Nachdem alles Aluminium entfernt worden ist, gibt man von neuem Bauxit zu. Der Kryolith kann fortdauernd im Process verbleiben, ohne erneuert werden zu müssen. Sollte beim Ablassen des flüssigen Aluminiums eine kleine Menge Kryolith mit ausgelaufen sein, so fügt man dieselbe dem Ofeninhalte wieder zu. Die positive Elektrode wird während des Processes nach und nach aufgebraucht und muss daher von Zeit zu Zeit einmal durch eine neue ersetzt werden, während der Schmelzofen an sich sehr lange in brauchbarem Zustande verbleibt. Am zweckmässigsten ist es, den letzteren so zu construiren, dass er aus einzelnen auswechselbaren Kohlenplatten in einer gusseisernen Umhüllung besteht. Wie aus Vorstehendem ersichtlich ist, soll die Erzeugung des Aluminiums eine continuirliche sein, indem dasselbe nach Maassgabe seiner Entstehung entfernt und die betreffende thonerdehaltige Substanz beständig zugegeben wird. Um ein reines Aluminium von 99 Proc. zu erhalten, erscheint es geboten, Gefässe von Kalk, Magnesia und Graphit anzuwenden, damit eine Beimengung von Silicium vermieden werde, welche sich bei Anwendung von Gefässen aus gewöhnlichem feuerfesten Thon einstellen würde. Rietz und Herold in Berlin haben unter Nr. 58136 ein vom 13. September 1890 ab gültiges D. R. P. auf ein Verfahren zur elektrolytischen Gewinnung von Aluminium und Magnesium und von Legirungen dieser Metalle mit Gold, Silber, Kupfer u.s.w. erworben. Das Verfahren besteht im Wesentlichen darin, dass man die Aluminiumbezieh. Magnesiumverbindung (Aluminiumhydroxyd, Magnesiumcarbonat) nach ihrer Lösung mit einer organischen Säure versetzt bezieh. die organische Säure selbst zur Lösung benutzt, darauf die Lösung mit Stärkemehl oder Gummi zu Zucker verkocht und die durch Alkalisalze neutralisirte Aluminiumzuckerverbindung elektrolytisch zersetzt. Die Erfinder gehen von der auf Versuche gestützten Ansicht aus, dass der Elektrolyt alkalifrei sein muss, wenn günstige Erfolge erzielt werden sollen. Das Zusammensetzen der elektrolytischen Flüssigkeit geschieht auf folgende Weise: Man nimmt 1 k Salz- oder 600 g Schwefelsäure und verdünnt mit 500 g Wasser. Dieser verdünnten Säure setzt man dann 800 g Wein- oder 600 g Citronen- oder 530 g Oxalsäure oder 1000 g Bernstein- oder Apfelsäure zu. Diese Säuremischung wird nun zum Sieden erhitzt und darin 600 g Aluminiumhydroxyd aufgelöst; nach Auflösen desselben trägt man nun in diese Aluminiumsalzlösung 800 g Stärkemehl oder Gummi ein und lässt es darin sich klar auflösen, alsdann kocht man das Ganze 6 Stunden lang, bis das Stärkemehl oder der Gummi in Zucker übergegangen ist, was durch eine Alkoholprobe leicht zu constatiren ist. Dieses Gemenge einer Stärkezucker- und Aluminiumlösung neutralisirt man nun mit einem Erdalkali, und zwar mit kohlensaurem oder Aetzbaryt, Kalk oder Strontian, wovon 1500 g genügen. Diese Erdalkalien bilden hierbei unlösliche Salze, von welchen die klare und neutrale Aluminiumstärkezuckerlösung nach dem Setzen abgegossen wird. Diese Lösung verdünnt man nun mit Wasser auf 100 l Flüssigkeit. Die Analyse ergab: Aluminium 32 Traubenzucker 45 Dextrin 9 Fremde Bestandtheile 14 ––––––––– Summa 100 Aus dieser neutralen und alkalifreien Aluminiumtraubenzuckerlösung gewinnt man das Aluminium, indem man eine unlösliche Anode aus Platina und eine Kathode aus beliebigem Metall nimmt und nun einen starken elektrischen Strom einwirken lässt. Das Aluminium scheidet sich hier schwammförmig aus, wird dann einem starken Druck ausgesetzt, geschmolzen und in Barren ausgegossen. Die zurückbleibende Traubenzuckerlösung wird auf bestimmte Grade concentrirt und dann in Krystallisirgefässe zur Krystallisation ausgegossen. Will man Aluminiumlegirungen erhalten, so nimmt man irgend eine bekannte Gold-, Silber- oder Kupfercyanürlösung und mischt dieselbe in jedem gewünschten Verhältniss mit der neutralen und alkalifreien Lösung von Aluminium oder Traubenzucker. Man erhält so durch die Einwirkung des elektrischen Stromes je nach dem betreffenden Zusatz verschiedenartige Legirungen. Als Anode nimmt man stets das betreffende Metall, mit welchem man das Aluminium legiren will, und es wird das Bad theilweise ersetzt, indem man theils concentrirte Cyanmetalllösung, theils Aluminiumtraubenzuckerlösung hinzusetzt. Zur Herstellung von elektrolytischen Legirungen des Aluminiums mit Kupfer verwendet man mit besonderem Vortheil die folgendermassen zubereitete Lösung. Man löst 300 g Kupfervitriol in 1000 g Wasser und setzt dieser Lösung 50 g Wein- oder Citronensäure hinzu und neutralisirt nun das Ganze mit einem kohlensauren Alkali oder Aetzalkali. Diese cyanfreie Kupferlösung kann auch zur elektrolytischen Verkupferung von Eisen und Zink dienen. Um Magnesium elektrolytisch abzuscheiden, verwendet man folgende Lösung: 1000 g Schwefel- oder Salzsäure werden mit 2000 g Wasser verdünnt und mit 1000 g Wein-, Citronen-, Apfel- oder Bernsteinsäure versetzt. Nachdem die Mischung bis zum Sieden erhitzt ist, wird soviel Magnesiumcarbonat darin aufgelöst, als sich auflösen lässt. Hierauf fügt man 500 g Traubenzucker hinzu, und die Lösung ist zum Gebrauche fertig. Das Magnesium scheidet sich ebenfalls schwammförmig aus und muss durch Pressen verdichtet und dann eingeschmolzen werden. Legirungen des Magnesiums mit Gold, Silber oder Kupfer werden erzeugt, indem man, wie bei der oben beschriebenen Aluminiumlösung, Cyankupfer, Cyansilber oder Cyangold zu der Lösung zufügt und dann den Strom einwirken lässt. Benutzt man eine Anode von dem betreffenden Legirungsmetall, so erhält man Niederschläge jeder gewünschten Färbung und Härte und erhält die Färbungen und Härte der Legirungen dadurch constant, dass man der Lösung zeitweise etwas von der concentrirten Flüssigkeit zusetzt. Man kann auch statt der Aluminium- bezieh. Magnesiumsalze metallisches Aluminium oder Magnesium zu Legirungen mit Kupfer, Gold und Silber in der beschriebenen Weise verwenden. Th. Lange in Brieg und Dr. B. Kosmann in Breslau gewinnen aus Sulfitlösungen auf elektrolytischem Wege gleichzeitig metallisches Zink und Schwefelsäure. Das Verfahren wird in folgender Weise ausgeführt: Die bereits mit Kohle oder anderem Brennmaterial gerösteten Zinkerze oder die Zinkblende bringt man mit Wasser gemischt in ein Gefäss, am besten in eine rotirende Trommel. Währenddem dass die Trommel rotirt, lässt man in dieselbe oder auch in das Gefäss, in welchem sich die gerösteten, mit Wasser gemischten Zinkerze befinden, die Röstgase eines dem Röstprocesse unterworfenen anderen Theiles der Zinkerze einströmen, möglichst unmittelbar in das Wasser; ist dies eine Zeitlang geschehen, so kann man nun in demselben Gefässe gleich die elektrolytische Zersetzung während weiteren Einströmens der Röstgase vornehmen, oder auch die Flüssigkeit von den Erzen abziehen und in einem besonderen Gefässe die abgezogene, jetzt schwefligsaures Zinkoxyd haltende Lauge der Elektrolyse unterwerfen und, wenn noch nothwendig, auch in diesem Gefässe noch Röstgase während der Elektrolyse in die Lauge strömen lassen, denn die Röstgase besitzen genügend schweflige Säure, um den Sauerstoff, welcher bei der Elektrolyse anderer als schwefligsaurer, etwa noch in der Lauge vorhandener Zinksalze frei wird, zu binden und die schweflige Säure in Schwefelsäure überzuführen. Doch bildet sich in der Lauge gewöhnlich nur schwefligsaures Zinkoxyd bei richtig geleitetem Röstprocesse der die Röstgase liefernden Zinkerze. Es ist selbstverständlich, dass man statt der Röstgase aus Zinkerzen, welche ja nur durch ihren Gehalt an schwefliger Säure dazu brauchbar sind, auch schweflige Säure unmittelbar in Gasform oder als Flüssigkeit zu diesem Processe verwenden kann, welches sich z.B. bei schwach schweflige Säure haltenden Röstgasen zur Unterstützung dieser zur Mitbenutzung empfiehlt, oder wo dieselben nicht mehr vorhanden sind, z.B. beim Schlusse eines Röstprocesses. Nach Beendigung der Elektrolyse trennt man durch Abziehen die Schwefelsäurelösung vom Zink (vgl. D. R. P. Nr. 57761 vom 24. Mai 1890). Das Verfahren des Barons Albert Wilhelm Sloet van Oldruitenborgh in Lüttich (Belgien) zur Herstellung von Aluminium im reinen Zustande oder in Legirung desselben mit Zink besteht im Wesentlichen in der Reduction der natürlichen oder künstlichen Sauerstoffverbindungen des Aluminiums mittels Zinks im flüssigen Zustande. Bei der Darstellung sollen sich also folgende Vorgänge abspielen: Al2O3 + 3 Zn = 3 ZnO + 2 Al; Al2O3 . (SO3)3 + 3 Zn = 3 ZnO . SO3 + 2 Al. Die zur Aluminiumgewinnung dienenden Stoffe (Thonerde, Bauxit, Kaolin, Thon, Smirgel, Korund, Aluminiumsulfate) werden zunächst geglüht und alsdann zerkleinert. Um sodann die geglühten und pulverisirten Stoffe zusammenzubacken, werden dieselben bis zu 10 bis 30 Proc. ihres Gewichtes mit pulverisirten Alkali- oder Erdalkalisulfaten oder -Carbonaten gemischt. Dann wird durch Brennen diese Masse vereinigt und in entsprechende Stücke zerkleinert. Durch das Zusammenbacken soll bezweckt werden, dass die Stoffe in dem geschmolzenen Zinke besser untertauchen. Bei Anwendung von Aluminiumsilicaten müssen behufs Bindung oder Neutralisirung der Kieselsäure entsprechende Zuschläge gemacht werden. Nach dieser Vorbereitung werden die aluminiumhaltigen Stoffe in ein Bad von geschmolzenem Zink eingerührt. Aus der erhaltenen Zinklegirung will Erfinder dann durch Oxydation des Zinkes und der das Aluminium verunreinigenden Metalle (Silicium, Mangan, Eisen) das reine Aluminium gewinnen (vgl. D. R. P. Nr. 57807 vom 6. Mai 1890). Louis Petit-Devaucelle in Paris stellt Aluminiumlegirungen aus Schwefelaluminium in folgender Weise dar: Zunächst wird eine Legirung aus zwei Metallen eingeschmolzen und dann in das flüssige Bad Schwefelaluminium eingerührt. Das eine Metall der Legirung verbindet sich dann unter Abscheidung des Aluminiums mit dem Schwefel, während das frei gewordene Aluminium mit dem anderen Metalle der Legirung die gewünschte Aluminiumlegirung bildet. Um beispielsweise Aluminiumbronze zu erzeugen, wird zuerst in einem Tiegel oder Ofen eine Legirung von Kupfer und Zinn, Kupfer und Zink oder Kupfer und Blei eingeschmolzen. Dieser Legirung setzt man Schwefelaluminium zu, und es bilden sich Schwefelzinn, Schwefelzink und Schwefelblei, das Kupfer hingegen verbindet sich mit dem Aluminium, welches in dieser Weise von dem mit demselben verbundenen Schwefel befreit wird. Je nach der Menge des Zinns, Zinks und Bleis, welches mit dem Kupfer verbunden war, gewinnt man Aluminiumlegirungen von 5 bis 10 Proc. (vgl. D. R. P. Nr. 54132 vom 22. December 1889). Aluminium und Aluminiumlegirungen werden in ihrer technischen Bedeutung dadurch beeinträchtigt, dass beim Gusse Fehler entstehen. Aluminiumbronze namentlich schäumt sehr stark und ist besonders in der Nähe der Eingussstellen völlig unbrauchbar. Auch die complicirten und wenig ökonomischen Gussformen, welche zur Bewältigung dieser Hindernisse vorgeschlagen wurden, erwiesen sich als hierzu nicht ausreichend. Bei der hohen Schmelztemperatur wird vermuthlich der eingeschlossene Sauerstoff frei, die über den Guss geschichtete Kohle gelangt aber nicht dazu, ihn – wie bei anderen Metallen – in Kohlensäure zu verwandeln, da seine Verwandtschaft zur Kohle eine geringere ist als die zum Aluminium. Er oxydirt dasselbe, und wir haben es in dem Metallflusse neben den reinen Metallen noch mit Aluminiumoxyden zu thun, welche einer gleichmässigen Structur des Gusses hinderlich sind. Es handelt sich also darum, dem Metallflusse einen Zusatz zu geben, dessen Begierde, sich mit Sauerstoff zu verbinden, diejenige des Aluminiums übertrifft; auf diese Weise würde der Metallfluss reducirt. Als geeignet erweisen sich hier die Alkali- und Erdalkalimetalle, von denen das Natrium seiner Billigkeit wegen den Vorzug verdient. Schon ein minimaler Zusatz genügt, um eine ganz auffallende Veränderung des Metallflusses hervorzurufen. Der Guss zeigt sich bis an die obersten Grenzen der Formen von glatter Structur, die nirgend durch die früher überwiegenden schaumigen Stellen unterbrochen wird (vgl. D. R. P. Nr. 54660 vom 20. April 1890). Das Verfahren von Camille A. Faure in Paris zur Herstellung von Ferroaluminium und ähnlichen Legirungen (D. R. P. Nr. 55096 vom 2. December 1889) ist im Wesentlichen dadurch gekennzeichnet, dass dampfförmige Chloride (des Eisens, Nickels, Kobalts, Antimons, Kupfers, Wismuths und Arsens) über eine auf Rothglut gebrachte Mischung von Thonerde und Kohle geleitet und dann die hierbei gewonnenen Dämpfe und Gase über Späne von Eisen oder anderen Metallen geführt werden; die nun abströmenden und auf eine entsprechende Temperatur gebrachten Chlorüre werden in geschlossenen Gefässen der Einwirkung eines Luftstromes ausgesetzt, um die zur Ausführung des Verfahrens erforderlichen Chloride wieder zu gewinnen. Eine homogene Legirung, welche die schöne weisse Farbe des Neusilbers und die Dichte und Zähigkeit sowie den Preis des Rothgusses besitzen soll, stellt Louis Dienett in Hamburg in der Weise her, dass er zunächst eine bestimmte Menge Kupfer (etwa 50 Proc.) zu einer bestimmten Menge vorher geschmolzenen Nickels setzt (etwa 6 Proc.) und dann nach dem Legiren dieser beiden Metalle zu dem flüssigen Metallbade noch annähernd 10 Proc. Blei, 32 Proc. Zink und 2 Proc. Zinn hinzufügt. Am vortheilhaftesten sollen die Metalle in folgendem Verhältnisse angewendet werden (vgl. D. R. P. Nr. 54216 vom 2. Januar 1890): 4,0 k Kupfer 2,5 „ Zink 0,75 „ Blei 0,50 „ Nickel 0,125 „ Zinn ––––––––––––––––– 7,875 k Legirung. Theodor Held in Menden stellt eine goldähnliche Legirung dar. Dieselbe besteht aus Kupfer und Antimon im ungefähren Verhältniss von 100 : 6 und wird in der Weise hergestellt, dass zu geschmolzenem Kupfer, sobald es einen bestimmten Hitzegrad erreicht hat, der bezeichnete Procentsatz Antimon zugesetzt wird. Ist das Antimon ebenfalls geschmolzen und mit dem Kupfer in inniger Verbindung, so wird zu dieser Masse, wenn sich dieselbe noch im Schmelztiegel befindet, etwas Holzkohlenasche, Magnesium und Kalkspath zugesetzt. Durch diesen wesentlichen Flusszusatz soll, ohne dass dessen Wirkungsweise im Einzelnen genau zu erklären ist, der Legirung eine ihr sonst anhaftende Porosität genommen und ein besonders hoher Dichtigkeitsgrad des gegossenen Metalles erreicht werden. Dasselbe kann nun wie Gold gewalzt, geschmiedet, gehämmert und gelöthet werden; im polirten Zustande hat es das Aussehen echten Goldes und dabei eine bedeutend höhere Festigkeit als letzteres (vgl. D. R. P. Nr. 54846 vom 23. November 1889). Emil Lanz-Girod in Biel (Schweiz) benutzt Goldlegirungen zur Verzierung von oxydirten Stahl- und Metallwaren. Das Verfahren ist folgendes: In bekannter Weise wird Gold in Königswasser aufgelöst, gefällt, und je nach der erforderlichen Farbe werden Legirungen hergestellt; ferner wird aus 100 Th. Orangemennige (Minium) und 40 Th. Borax ein Flussmittel hergestellt, welches in folgenden Verhältnissen den erhaltenen Legirungen zugesetzt wird, und zwar wird dem Gelbgolde (13 Th. Gold und 1 Th. Silber) 1/15, dem Rothgolde ⅜ und dem Grüngolde (10 Th. Gold, 4 Th. Silber) 1 Th. jenes Flussmittels beigemischt. Diese Mischungen werden auf einer Palette mit Terpentin fein gerieben, getrocknet und im trockenen Zustande mit in Lavendelöl getauchtem Pinsel auf die oxydirten Stahl- und Metallwaren aufgetragen und die aufgetragenen Stellen über einer Weingeistlampe getrocknet. Zu den Schattirungen werden dieselben Farben wie bei der Porzellanmalerei verwendet. Das Einbrennen erfolgt über einer offenen Gasflamme und erfordert Sorgfalt, weil leicht das Oxyd beschädigt wird (vgl. D. R. P. Nr. 56778 vom 22. November 1889). Die jetzt allgemein in der galvanoplastischen Technik üblichen Methoden zur Herstellung von leitenden Ueberzügen auf Nichtleitern vor der Galvanisirung leiden an vielen Unzuträglichkeiten. So ist z.B. das Einreiben der zu galvanisirenden Nichtleiter mit Graphit zeitraubend und gelingt bei Körpern mit vielen vorstehenden scharfen Ecken, Kanten und zarten Vertiefungen nur selten in der gewünschten Weise. Ebenso ist das Bestreichen der Gegenstände mit Silbernitratlösung allein oder die Verwendung von Schwefelsilber in der Praxis nur selten von dem gewünschten Erfolge begleitet, weil die Silberschicht als solche oder als Sulfid in dem Bade, in welchem der Gegenstand galvanisirt werden soll, vor der gleichmässigen Abscheidung eines Metallüberzuges sich auflöst oder abblättert, Richard Palk in Berlin wendet daher, um die berührten Fehlerquellen zu vermeiden, folgendes Verfahren an. Die betreffenden Gegenstände werden in schwach procentiges Collodium, Leim, Albumin, Lack oder ähnliche Körper, in welchen reducirbare Silbersalze, wie Silbernitrat, Chlorsilber, Bromsilber u.s.w., gelöst sind, eingetaucht. Durch dieses Eintauchen und nachheriges Abtropfenlassen dieser äusserst dünnflüssigen Lösung werden die Körper mit einer äusserst feinen und gleichmässigen Schicht von mit Metallsalzen gesättigtem Collodium, Leim, Albumin u.s.w. überzogen, welche Salze dann entweder in der feuchten oder trockenen Collodiumschicht durch die, in der Chemie allgemein bekannte Methode reducirt werden. Aeusserst glatt und gleichmässig verläuft die Reduction bei Anwendung von Eisenoxydul, Pyrogallus, Hydrochinon u. dgl. Körpern, und es entsteht sofort auf allen Theilen des Nichtleiters ein äusserst feiner, gleichmässiger, von Collodium u.s.w. fest zusammengehaltener Niederschlag, auf welchen dann jeder beliebige galvanische Ueberzug gebracht werden kann. Für die Zwecke der Praxis haben sich die Silbersalze, wie Silbernitrat, Chlorsilber u.s.w., am besten bewährt. Es ist ohne weiteres der Vorzug dieses Verfahrens ersichtlich, wenn es sich darum handelt, Körper, wie Wachs, Guttapercha, Gyps, Holz, Gewebe, Glas, Blumen, Fleischtheile, Insecten u.s.w., mit gleichmässig dünnen Metallschichten als Grundlage für galvanische Niederschläge zu überziehen, um diese Körper ohne Verlust der zartesten Linien und Formen mit Metall zu umkleiden (vgl. D. R. P. Nr. 57853 vom 5. November 1890). The Great Western Aluminium Smelting and Refining Company incorporated in Denver (Color., Nordamerika) bringt die geschmolzenen Fluoride des Aluminiums auf ein Bad von geschmolzenem reinem Aluminium und will dann die Reduction derselben durch eine Verbindung von Silicium oder Bor mit Schwefel, Stickstoff, Wasserstoff oder einem Kohlenwasserstoff ausführen. Bei Benutzung von Schwefelsilicium als Reagens und einem Wasserstoffstrome zur Einführung dieses Reagens in die aluminiumhaltige geschmolzene Masse, welche auf dem Metallbade liegt, wird der chemische Vorgang nach folgender Formel dargestellt: 2 [Al2Fl6(NaFl)6] + 3 SiS2 + 12 H = 2 Al2 + 3 SiFl4. 4 NaFl + 6 H2S. Auf ein Verfahren zur Gewinnung von reinem Kupfer ist dem Henry Hussey Vivian in Hafod Works Swansea (Grafschaft Glamorgan, Wales) unter Nr. 58135 ein vom 22. Mai 1890 ab gültiges deutsches Reichspatent ertheilt worden. Das Wesentliche des Verfahrens besteht darin, dass unreines, fein vertheiltes Kupfer in oxydirtem Zustande behufs Entfernung von Arsen und Antimon mit Weinsäure, Essigsäure, Citronensäure oder Oxalsäure ausgelaugt und dann in bekannter Weise reducirt wird. Behufs Erreichung dieses Zweckes wird das Kupfer, wenn es in metallischer Form vorliegt, geschmolzen, granulirt und geröstet und das sich ergebende Oxyd zermahlen. Liegt das Kupfer in Gestalt von Lech vor, so vermahlt und röstet man ihn, so dass er in einen fein vertheilten oxydirten Zustand übergeht. Niederschläge, welche behufs Extraction des Silbers behandelt wurden, sind zur sofortigen Behandlung nach vorliegendem Verfahren geeignet, da sie sich bereits in fein vertheiltem oxydirten Zustande befinden. Wenn sie aus dem Salz- oder Chlorirverfahren der Silberextraction herrühren, so braucht kein Salz hinzugefügt werden. Wenn das zu behandelnde Material vorher dem Chloriren nicht unterworfen worden ist, so ist es vorzuziehen, dem Kupferoxyd Salz vor dem Herausnehmen aus dem Röstofen zuzusetzen, wobei die Masse gleichzeitig gut durchgemischt und durchgerührt wird. Man laugt dann das Kupferoxyd mit einer schwachen Lösung einer organischen Säure oder eines Salzes einer solchen aus. Zu dem Zwecke benutzt der Erfinder vorzugsweise Weinsäure; durch Anwendung von 0,9 k dieser Säure auf 1 t Oxyd kann man so viel Arsen, Antimon u.s.w. in Lösung bringen, dass das Kupfer eine hohe Güte erreicht und für elektrische Zwecke geeignet wird. Die Weinsäurelösung ist am besten eine 1procentige. Man hängt dann unlösliche Anoden in die durch Auslaugen des Kupferoxydes erhaltene Flüssigkeit, und indem man einen elektrischen Strom hindurchsendet, scheidet man die darin enthaltenen Verunreinigungen, sowie alles Kupfer ab, das etwa gelöst worden ist. Die Flüssigkeit kann dann wieder benutzt werden. Das Kupferoxyd, das in der beschriebenen Weise gereinigt worden ist, wird dann mit gepulverter Holzkohle vermengt und in einen Schmelzofen gebracht. Aus diesem Ofen wird das geschmolzene Kupfer im metallischen Zustande abgelassen. Statt Weinsäure kann man auch Citronensäure, Essigsäure oder Oxalsäure in ähnlicher Weise benutzen. Es ist nicht immer wesentlich, das Material nach der Behandlung mit der Weinsäure oder anderen organischen Säuren zu waschen, denn es zeigt sich, dass das behandelte Material, auch wenn es nicht gewaschen wird, nach dem Schmelzen ein Kupfer liefert, das von Arsen und Antimon nahezu frei ist. Es ist nicht wesentlich, dass das Material zunächst in Oxyd übergeführt wird, denn fein gepulverter Lech oder Stein kann in ähnlicher Weise behandelt werden und liefert gereinigtes Kupfer. Im Folgenden ist noch ein Beispiel der Behandlung von etwa 70procentigem Schwefelkupfer ausgeführt. Man röstet dasselbe in einem Flammenröstofen, wobei gegen Schluss des Röstens am besten Salz zugegeben wird. Etwa 1500 k des erhaltenen Oxydes werden in fein vertheiltem Zustande in ein geeignetes Gefäss gebracht und heisses Wasser darüber gegossen, bis letzteres das Oxyd bis zu einiger Höhe bedeckt. Es wird dann die gelöste Weinsäure hinzugegeben. Für die angenommene Menge Kupferoxyd genügen 1 bis 1,5 k Weinsäure; die benutzte Menge Wasser wiegt beiläufig 100mal so viel als die Weinsäure. Man lässt die Lösung allmählich durch die Schicht von Kupferoxyd hindurchsickern, was etwa 12 Stunden in Anspruch nehmen sollte. Hierauf wird, um das feuchte Oxyd zu metallischem Kupfer zu reduciren, die Charge mit 350 k Kohle vermengt und dann in einem Flammofen geschmolzen.