GLÜCKAUF
Berg' und Hüttenmännische Zeitschrift
14. August 1915
Neuerungen in der Elektrometallurgie des K u p fcis.
V on P r o f e s s o r D r. F r a n z P e t e r s , B e r lin - L ic h te r f e ld e
51. Jahrg.
Elektrothormisclie Verfahren.
Bei der V erhüttung von K upfererzen wird der elek
trische Ofen nach M. S t e p h a n 2 n u r dann m it Vorteil herangezogen werden können, wenn schwer zu v er
hü tten d e Erze vorliegen, ihre V erfrachtung u n w irt
schaftlich ist und fester Brennstoff n u r zu hohen Preisen beschafft werden kann, dagegen genügende W asser
k ra ft billig zur Verfügung steh t. Da unzw eifelhaft allgemein die A rt und Weise der E rhitzung, falls der gewöhnliche Brennstoff nicht auch eine wichtige Rolle bei den R eaktionen spielt, gleichgültig ist, so kann auch D. A. L y o n und R. M. K e e n e y 3 darin beigestim m t werden, d a ß 'd ie Frage nach dem E rsatz des Flam m - und Schachtofens bei der K u pferverhüttung durch den elektrischen Ofen wesentlich eine des K osten
verhältnisses zwischen Koks und elektrischer Eneigie ist. Aber selbst da, wo dieses V erhältnis nicht besonders günstig für das elektrische Kupferschmelzen ist, liegt es noch vo rteilhafter als bei der V erhüttung von Eisen
erzen, weil sich in Gegenden, wo diese vorherrschen, der K ostenunterschied zwischen Koks und elektrischer Energie höher stellt als in den K upferbeziiken. Ist W asserkraft nicht reichlich genug vorhanden, .aber eine zum Verkoken ungeeignete Kohle verfügbar, so wird die elektrische E rhitzung noch vorteilhaft an gew endet werden können, seit die Gasmaschinen und die D am pfturbinen verbessert worden sind. Zu dem allem kom m t, daß in m anchen Fällen die Reaktionen bei der V erhüttung besser in der neutralen Atm osphäre des elektrischen Ofens als in der völlig oder teilweise reduzierenden der Verbrennungsöfen verlaufen. en Vorzug des Flam m ofens, so schnell wie möglich H itze zu erzeugen, teilt der elektrische Ofen. E r ü bertrifft jenen darin, daß er beim Verschmelzen refraktonscher E rze wahrscheinlich 70% W ärm ew irkungsgrad er
geben wird, w ährend der Flam m ofen gewöhnlich nur auf 5 - 8 % und selbst in den großen Anaconda-Form en nur auf etw a 20% kom m t. . Chemisch sind M ißstande beim elektrischen Ofen allerdings durch die \ \ iikung des Kohlenstoffs der E lektrod en auf E isenoxyde in der Beschickung möglich, wodurch ein V erlust an E lektrodenm aterial und durch die R eduktion der E isenoxyde an elektrischer Energie sowie eine Ver-
i In F o r t s e t z u n g m e in e r f r ü h e m B e r ic h t e , s. G l ü c k a u f 1905, S . 757 1906, S . l f i « ; 190!), S . 515.
3 V o r f r a B 'v o r ^ d e r * M o n t a n a - V e r s a m m lu n g d e s A m e r ic a n I n s t i t u t e o f M in in g E n g in e e r s , M e ta ll. O h ein . E n g . 1913, B d . 11, S . 5 2 2 ; M e t a l l u.
E r z 1912/18, B d . 10, S. 851.
unreinigung des K upfers durch Eisen eintreten kann.
D adurch w ürden sich die R affinationskosten erhöhen, oder beim Steinschm elzen kö nn te eine wiederholte K onzentration erforderlich werden.
Wie Lyon und K eeney heb t auch W. B o r c h e r s 1, der ganz im allgem einen den elektrischen Ofen als vollkomm ene Vorrichtung fü r jedes Reaktionsschm elzen b e tra c h te t, als einen seiner Vorzüge hervor, (laß in ihm die R eaktionen zwischen O xyden und Sulfiden nicht durch große Mengen oxydierend oder reduzierend w irkender Verbrennungsgase gestö rt werden. Die m eisten K upfererze und Steinsorten leiten genügend, um sich, nam entlich im geschmolzenen Z ustand, gut als W iderstand in den Strom kreis einschalten zu lassen.
Die kleinen Gasmengen haben eine wesentliche Vei- ringerung der sonst au ftreten d en Verdam pfungs- und V erstaubungsverluste zur Folge. Man erh ält, selbst beim RdSkupferschmelzen, in einfacher Weise reine Schlacken. B egünstigt die Zusam m ensetzung der G angart eine Verschlackung des K upfers, so lä ß t es sich am Schluß des Schmelzens durch Zuschlag von etwas frischem sulfidischem E rz (Pyrit) leicht in einer geringen Menge von Stein sam m eln. W irtschaftlich noch günstiger wird es in vielen F ällen sein, die elek
trische E rhitzung n u r zur Ergänzung der gewöhnlichen heranzuziehen. Das ist nach S t. B. L a d d 2 beim S tein- schmelzen v orteilhaft, weil der B rennstoffverbrauch m it steigender T em p eratu r in geom etrischer Steigerung w ächst, w ährend der S trom verbrauch u n d die K < |ten dafür bei der W iderstanderhitzung dieselben bei 1500 wie bei 1000 oder 500° sind. Man w ürde also auf ge
wöhnliche Weise die Beschickung in einen halbflüssigen Z ustand zu bringen haben, in dem sie den Strom g e
nügend le ite t, und dann das V erfahren durch elek trische Heizung zu E nde führen. Schätzungsweise kann 1 elektrische PS 0,65 kg S teinschlacke in 1 min um 110° erhitzen. Auf jene W eise kö nn te beim basischen Schmelzen die Koksmenge verm indert und, gänzlich an oder über den D üsen v erbraucht , beim Pyritschm elzen völlig e n tb e h rt werden. Im Flam m ofen ist viel Ab
hitze für Strom erzeugung verfügbar. Der Q uerschnitt des B ades auf dem trogförmig g estalteten H erd, m den E lektro den ragen, m üßte durch einen Vorherd m it Ab
stich gleichmäßig erhalten werden. Die Höhlung für die Einführung der E lek tro den w äre zwischen zwei langen W ällen aus der Beschickung auszusparen. W enn man
1 M e t a l lu r g i e 1912, B d . 9, S . 621.
2 M e ta ll. C b e m . E n g . 1910, B d . 8 , S . 7.
798 G l ü c k a u f Nr. 33 den gewöhnlichen Ofen im H erdraum m it E lektroden
au sstattet, braucht m an1 bei der V erhüttung sulfidischer E rze nur so viel Koks, wie zur chemischen Einwirkung erforderlich ist; man erh ält einen bessern Stein und kann die O fentem peratur vollständiger regeln. Auch F. L. C le r c 2 h ä lt es für vorteilhaft, durch elektrische E rhitzung in der Nähe der Düsen des gewöhnlichen Ofens der exotherm ischen R eaktion über den kritischen P u n k t fortzuhelfen.
Da, wie angedeutet, beim Pyritschm elzen der Koks ausschließlich zur H itzeerzeugung dient, kann m an ihn, worauf D. A. L y o n und R, M. K e e n e y 3 besonders auf
merksam machen, fortlassen und im elektrischen Ofen arbeiten. Dieser b ietet außerdem den Vorteil, daß man die Stärke der Erhitzung leicht regeln kann, je nach dem Grade, in dem die Kieselsäure m it Eisenoxyd gesättigt werden m uß, oder je nach der Menge von Kieselsäure, die zugegen ist. Zwar wird ein E in
frieren des Ofens auch bei der elektrischen Erhitzung eintreten, aber die Zusam m ensetzung der Schlacke in weitern Grenzen als beim gewöhnlichen Gebläse
ofen schwanken können. Von diesem wird sich ein geeigneter elektrischer Ofen nur dadurch unterscheiden, daß in den Schmelzraum u n ter den Düsen E lektroden ein gefü h rt werden, ähnlich wie es bei den Öfen zur V erhüttung von Eisenerzen geschieht. Eine Beschickung m it 5,21 % Cu, 26 S i0 2, 19 FeO, 11 S, 4 A120 3 und 17 CaO erfordert im Washoe-Ofen auf 1 t 83 kg Koks.
E lektrisch würden 450 KW st genügen, wenn, wie es sich im B etriebe gezeigt hat, etw a 2 t Koks dieselbe Zahl von W ärm eeinheiten wie 1 K W -Jahr ergeben.
Bei einem Versuch w urde auf 1 t E rz n u r 1 kg Elek
troden verbraucht.
Außer zum Verschmelzen feiner K upfererze h ält J o h n s o n 4 den elektrischen Ofen zur Beförderung der Schlackenabsonderung für geeignet. V ielleicht läß t sich aus den Schlacken ein kohlenstoffarm es Gußeisen gewinnen5.
Aus verschiedenen Versuchen seiner Schüler, auf die w eiter unten näher eingegangen werden wird, schließt W. B o r c h e r s 0 beim elektrischen Verschmelzen von Kupfererzen auf einen K raftverbrauch7 von 0,2 bis 1,25 K W -Jah r oder 0 , 3 - 1 ,6 P S -Ja h r auf 1 t K upfer, wenn m an im 300 KW -Ofen arbeitet. Als E lek tro den
verbrauch erm ittelte das B u r e a u o f M in e s 8 beim Verschmelzen der K onzentrate von natürlichem Kupfer bei 14 Versuchen (in am erikanischen Gewichten) höch
stens 4 8 Pfd., m indestens 22,1 Pfd. und durchschnittlich 34,5 Pfd. auf 1 t Beschickung. Dagegen erforderte das Steinschmelzen aus einem Gemenge sulfidischer, oxydischer und kieseliger Erze bei 20 Versuchen als H öchstverbrauch 60 Pfd., als geringsten 10,8 Pfd.
und als durchschnittlichen 23,3 Pfd.
Eingehendere Versuche zum elektrischen Ver
schmelzen natürlichen K upfers sind von D. A. L y o n
i A m e r . P . 1 0 3 5 608. e r t e i l t a m 13. A u g . 1912.
• B u ll. A m . I n s t . M in . E n g . 1913, S . 2721.
3 M e ta ll, C lie m . E n g . Iftl3 B d . 11, S . 525.
i B u ll. A m . I n s t . M in . E n g . 1913, S . 2724.
5 v g ! . a . a u f S . 802 d ie A n g a b e v o n W r i g h t , ' M e t a l lu r g i e 1912, B d . 9, S . 623.
1 Ü b e r d ie s e n u n d E le k t r o d e n v e r lu s t e s. a, b e i d e n e i n z e ln e n V e r f a h r e n , S . S 0 0 -S 0 2 .
s M e ta ll. C h era . E n g . 1913, B d . 11, S . 522.
und R. M. K e e n e y 1 ang estellt worden. Sie haben (in einem Siemensschen W iderstandofen fü r 50 KW) als typisches Ergebnis aus einer Beschickung von 10 kg feinem M ichigan-K onzentrat (mit 37,35% Cu, 33,33 S i0 2, 1540 Fe, 8,78 A120 3, 5,18 CaO, 1,09 Mg, 0,056 S und 0,30 Fe) und 0,5 kg H äm atit ein 98,59 %iges Schwarzkupfer m it 1,10 Fe, 0,29 S, 0,02 As und eine Schlacke m it 0,15 Cu, 44,88 S i0 2, 6,92 CaO, 2,32 MgO, 29,80 FeO und 15,34 A120"3 erhalten. Mit jenem K onzentrat und einem ärm ern (25,35 Cu, 25,92 SiOg, 21,60 FeO usw.) sind 15 Ver
suche angestellt worden, aus denen folgendes zu schließen ist: 1. Man kann ohne übermäßige Ver
luste ein hochprozentiges Schwarzkupfer erhalten.
2. Von dem gesam ten K upfer der Beschickung brauchen höchstens 1,5% , davon 0,5% in der Schlacke, ver
loren zu gehen. 3. Viel K upfer verflüchtigt sich, wenn die Schlacke saurer als ein Monosilikat ist und viel Tonerde en th ält. Am geringsten wird der V erlust beim Zuschlägen von K alkstein, so daß eine Schlacke m it 35% S i0 2, 22 C aO +M gO und 25 FeO en tsteh t. 4. Groß ist er, wenn m an ohne F lu ß m ittel durch die natürliche Gangart hoch kieselsäurehaltige Schlacken erzeugt, weil diese schwer schmelzen. Der Ofen a rb e ite t aber auch in diesem Fall befriedigend, und das P rod uk t e n t
h ält kein K upferoxyd. 5. K alkstein und H ä m atit sind als F lu ßm ittel gleich wirksam, wenn die Schlacke kein zu hohes spezifisches Gewicht hat. D er Eisengehalt des Schwarzkupfers wird durch den H äm atit nicht erhöht. 6. A rbeitet m an bei niedriger T em peratur auf eine Monosilikatschlacke, so lä ß t sich wahrschein
lich regelmäßig ein 98%iges K upfer erzeugen. U nter 95% sollte m an den K upfergehalt durch übermäßige R eduktion der Eisenoxyde nicht sinken lassen. 7. Die Elektrodenabnutzung b rauch t 5 kg auf 1 t Beschickung nicht zu übersteigen. Von dem gesam ten Verbrauch entfallen durchschnittlich n u r 9,35% auf die Eisen
reduktion. 8. D er K raftverbrauch zum Verschmelzen von 1 t 2 5 -4 0 % ig e r K onzentrate in einem Ofen für 750 K W oder m ehr b rau cht 710 K W st2 n ich t zu ü ber
steigen.
Die größte W irtschaftlichkeit beim Arbeiten im großen würde sich durch einen ununterbrochenen B etrieb in einem Ofen erreichen lassen, auf dessen Schmelz
raum zum Vorheizen der Beschickung ein niedriger Schacht aufgesetzt ist, so daß zwischen Ofengewölbe und Beschickungsebene Raum genug für die Bewegung der E lektroden bleibt. Von diesen gehen bei Verwendung von Drei phasenstrom m it 5 0 - 1 0 0 V drei durch das Dach des m it feuerfesten oder Kieselsäure-Ziegeln aus
gekleideten Schmelzraums. Dieser h at bei V erarbeitung von täglich 21 t 2 5 -4 0 % ig e r K onzentrate von n a tü r
lichem K upfer in einem 750 KW -Ofen innen 4,5 m Durchm esser un d 2,7 m Höhe. Der m it feuerfesten Ziegeln ausgekleidete Schacht h at 45 cm Durchm esser bei 5,6 m Höhe. Die Schlacke, die nicht über 0,25%
K upfer zu en th alten brauchte, könnte u n m ittelb ar durch W asser g ran uliert werden. Das Metall sollte
1 M e ta ll. C h e m . E n g . 1913, B d . 11, S . 522; M e ta ll u . E rz 1912/13, B d . 10, S . 851; B u l l . A m . I n s t . M in . E o g . 1913, S . 2117.
2 CIO fü r 1 engl. t.
noch heiß in einen Flam m ofen zur E n tfernun g von Eisen und änd ern V erunreinigungen abgelassen werden.
.Die je tz t gebräuchliche V erhüttungsw eise solcher K o n zen trate setzt sich im wesentlichen zusammen aus:
1. Schmelzen und R affinieren des grobkörnigen Gutes in einem Flam m ofen oder in zweien, wobei eine Schlacke m it 1 0 - 3 0 % K upfer erhalten wird. 2. Sintern des feinen K onzentrats in einem Flam m ofen oder B rikettieren m it K alk. 3. Schmelzen der Schlacke von 1 und der P roduk te von 2 m it Koks in einem Schachtofen, der 90 - 95 %iges K upfer und Schlacken m it 0 ,6 - 0 ,8 % K upfer liefert. 4. W eiterverarbeitung dieses Metalls in einem Flammofen. Demgegenüber b ietet der elek
trische Ofen folgende Vorteile: 1. S intern oder B riket
tieren ist nicht nötig, infolgedessen w ird die A rbeits
weise vereinfacht und verbilligt. 2. Die Schlacke b iau ch t nicht w eiter v erarb e itet zu werden. 3. Hochgradige K onzentrate m it 75% K upfer könnten zum großen Teil (bis zu einem gesam ten K upfergehalt von 37%
sicher) den feinen K onzentraten beigemischt und u n m ittelbar im elektrischen Ofen, ohne Kurzschlüsse befürchten zu müssen, verschmolzen werden, wodurch die für das Umschmelzen erforderliche Schlackenmenge v erringert würde. 4. Bei billiger K raft könnte der elektrische Ofen zur R eduktion des K upfers aus den Flam m ofenschlacken b e n u tz t werden und würde w ahr
scheinlich ein eisenärm eres Metall und eine kupfer
ärm ere Schlacke liefern, weil bei der beschränkten Kohlenstoffmenge nur die K upferverbindungen redu
ziert werden würden. Da die weit getriebene nasse Auf
bereitung verlustreich ist, wird es billiger sein, ein niedrigprozentiges K onzentrat zu erzeugen u nd es vor dem Versenden in einem kleinen elektrischen Ofen auf hochprozentiges Schwarzkupfer zu verschm elzen. W äh
rend die K osten der gewöhnlichen V erarbeitung von 1 1 35 %igem feinem K onzentrat 40,3 M betragen, werden die des elektrischen Verschmelzens auf 33,5 — 41,4 J i bei einem K raftpreise von 2 — 3,2 Pf. für 1 KW st ge
schätzt. Die Raffination des P rodukts aus dem elek
trischen Ofen würde wahrscheinlich billiger werden als die des Schachtofen-Erzeugnisses, da ersteres kupfer
reicher ist. W ährend beim Flam m ofenverfahren 81,3%
der Beschickung als Schlacke im Hochofen w eiter vera b eitet werden müssen, ist dies beim elektro- tliermischen A rbeiten nur m it etw a 5% nötig, die als Schlacke beim Raffinieren im Flam m ofen erhalten werden. In dieser Hinsicht könnte der elektrische Ofen sogar bei teu rer elektrischer Energie b en u tzt werden.
Im Vergleich m it der A rbeit im Gebläseschacht
ofen trete n , wie erw ähnt, bei der im elektrischen Ofen weniger Verluste durch den S taub, und w enn man ihn m ehr als W iderstand- denn als Flam m ofen b etieib t, auch durch Verflüchtigung ein. Verluste an w ertvollen M etallen durch O xydation sind im elektrischen Ofen nicht zu befürchten, weil die O xydation n u r in der Gegend der Düsen e in tritt. D a m an die re m p e iatu i durch entsprechende Strom regelung auf jeden Fall so hoch treiben kann, daß Stein und Schlacke flüssig genug werden, um sich vor dem Verlassen des Ofens genügend voneinander sondern zu können, sind die V erluste in der Schlacke durch Aufnahm e von Teilen
des Steins oder des Metalls im elektrischen Ofen kleiner als im Gebläseschachtofen.
In der sich an diesen V ortrag schließenden E r
örterung1 em pfahl J. W. R i c h a r d s , einen W iderstand
ofen zu verwenden. L y o n h ielt dem entgegen, daß sich ein elektrodenloser Ofen nicht bewähre. Man müsse in der Lage sein, durch die unabhängige Ändeiung eines Motors den Verlauf des Arbeitsganges zu regeln.
W. H. H a m p t o n 2 schaltet zwischen den sich nach oben erw eiternden Beschickungsschacht und den H eid m ehrere kleine, senkrechte Schächte ein, die an den Seiten elektrische W iderstanderhitzer haben. P. L. T.
H ^ r o u l t 3 gibt einen elektrischen Schachtofen an, bei dem in bekannter A rt die eine E lektrode der H erd
boden bzw. die sich auf ihm ansam m elnde Schmelze, die andere ein senkrecht beweglicher, oben gekühlter Kohlenblock ist. Oben in den Schm elzraum wird W ind eingeblasen, dessen D ruck oder dessen Menge durch ein Ventil geregelt w erden kan n, jenaclidem m an im wesentlichen n ur schmelzen oder das Eisen und den Schwefel oxydieren will. R. F l e m i n g 4 schm ilzt pyri- tisches E rz m it einem kieselsäurehaltigen F lu ßm ittel im vollständig geschlossenen elektrischen Ofen und bläst dann D am pf und L u ft durch. D er D am pf treib t den Schwefel als Schwefelwasserstoff ab, der wieder zerfällt, und oxy diert das Eisen, dessen O xyd an die K ieselsäure geht. Das K upfer wird als Stein erhalten.
D urch die Einw irkung der L u ft wird eine gewisse Menge von Schwefeldioxyd gebildet, die sich m it W asserstoff u n te r A bspaltung von Schwefel um setzt. Den Schwefel
däm pfen mischen sich etw a vorhandene Mengen von Arsen und Zink bei. Sie werden kondensiert. Der Stein wird entw eder in einem ändern oder in demselben Ofen auf K upfer Verblasen. Auf S tein verschm ilzt J. W e s tly 5 geröstetes pulverförm iges K upferkies
konzentrat in einem lang gestreckten H erd, dessen seitliche Versenkungen durch eine luftg ekü hlte Brücke g e tre n n t sind, so daß die geschmolzenen K upferstein
massen in den beiden Versenkungen nich t in leitender Verbindung stehen. Ü ber den Versenkungen befinden sich Kohlen- oder G raphitelektroden, deren untere E nden etw as in die als W iderstand dienende Schlacke tauchen. Vor dem A bbrennen w erden sie durch die ständig um sie aufgegebene Beschickung geschützt.
Die Zerstörung der Ofenwände im obern le il des Schlackenbades wird dadurch verhin dert, daß auf Absätze M agnetitm asse g estam pft ist, die sich w ährend des B etriebes erneuern läßt. Die Schlacke kann beim B etrieb ständig abfließen.
Von sulfidischen Erzen haben D. A. L y o n und R. M. K e e n e y 6 pyritische kupferarm e7, abgeröstete un d stärker edelm etallhaltige, hoch kieselige E iz e J im
1 ü u l l . A m . I n s t . M in . E n g . 1913, S . 2724.
2 A m e r . 1*. 1 100972. e r t e i l t a m 23. J u n i 1914.
3 A m e r . P . 930 660 v o m 10. A u s - 1909.
•1 A m e r . P . 9 45926, e r t e i l t a m 11. J a n . 1910.
5 D . R . P . 254 047 v o m 5. X o v . 1011- A b b ild u n g e n b r in g e n ■/.. B . C h e m .- Z t g . 1913, B d . 37, E e p e r t . S . 24 u n d Z . f. E le k t r o c h e m . 1913, RH ift S 277
'8 M e t a ll. C h e m . E n g . 1 9 .3 , B d . I I , S . 524; M e ta ll u. E r z 1912/13 B d ' - ' M i t ’44^07 F e , 48,SO S , 1,30 C u , 2 ,5 0 S 1 0 s u s w . s o w i e 0 ,0 1 A u u n d
° ’I * 8 ^ § i? 6 5 ? 8 0 ^ F e , 0 ,0 7 C u , 4 ,0 0 S i 0 2 u s w . s o w i e 0,03 A u u n d 0,05 A g l ü l l S 10,71 F e , 8,36 S , 74.53 S i 0 2 u s w . BOwie 0,0439 »/0 A u u n d 0,01097 o/o A g .
800
G l ü c k a u fNr. 33 geschlossenen elektrischen Oien, an den drei Kamm ern
m it m ehrern P rallp latten zum Verdichten des Schwefels und Auffangen des S taubes angebaut waren, ver
schmolzen. U nter zwanzig Versuchen ergab eine typische Beschickung aus 4 kg P y rit, 6 kg R östgut und 2,6 kg S i0 2 u n ter Zuschlag von 1,25 leg Kalkstein (mit 63,2%
CaO und 5,7% MgO) einen Stein m it 1,22% Cu, 64,18 Fe, 22,38 S, 0,002468 Au, 0,003291 Ag und eine Schlacke m it 0,05% Cu, 41,30 FeO, 4,40 Al2Oa, 10,00 CaO, 1,64 MgO, 35,25 SiOä, 3,66 S, 0,0001028 Au und 0,0011 Ag. Aus den Versuchen lassen sich folgende
Schlüsse ziehen: 1. Bei Luftabschluß schmilzt die Be
schickung einfach u n ter Verflüchtigung von etw a 60%
des Schwefels als elem entaren und u n ter Trennung von Schlacke und Stein. 2. Die letztere, die R eaktion der O xyde und Sulfate auf die Sulfide und die Ver
flüchtigung von '10% m ehr als 1 Atom Schwefel bedingen den .Grad der erreichbaren K onzentration, w ährend das Eisensulfid nicht oxydiert werden und nicht als Oxyd in die Schlacke trete n kann. 3. Von dem verflüchtigten Schwefel läß t sich etw as konden
sieren. 4. Der K upferverlust durch Verflüchtigung und Verschlackung ist gering. 5. L äßt sich eine g latte T rennung von Schlacke und Stein erreichen, so ist der aus einer Beschickung m it 0,30% K upfer erhaltene Stein m it etw a 1% K upfer geeignet zum Ansam m eln des Goldes un d Silbers. 6. Durch Verflüchtigung geht sehr wenig Gold verloren. D er höhere Verlust an Silber würde wahrscheinlich in einem großem Ofen m it genauerer Tem peraturregelung nicht eintreten. 7. Die E lek tro den
abnutzung braucht 2,5 kg auf 1 t Beschickung nicht zu übersteigen. 8. An K raft würde ein großer Ofen etw a 533 K W st auf 1 t E rz 1 verbrauchen.
Im Vergleich m it dem Flam m - und dem Gebläse
schachtofen glauben L y o n und K e e n e y , vom elek
trischen Ofen folgendes behaupten zu dürfen: 1. Das Verschmelzen von oxydischem oder sulfidischem K upfer
erz ist in ihm ebenso wirksam wie in den beiden ändern durchzuführen. 2. Die R eaktionen erfolgen ebenso gut, ja vielleicht besser. 3. Die K ohlenelektroden werden n u r wenig, 2,5 — 5 kg auf 1 t E rz, ab genutzt und redu zieren nicht so viel Eisen, daß es stö rt oder den Energie
verbrauch m erklich erhöht. 4. Die V erluste an Kupfer, Gold und Silber durch V erflüchtigung un d in der Schlacke sind nicht größer als in den ändern Öfen. 5. Wie der in diesen, so ist auch der im elektrischen Ofen erschmolzene arm e Stein zur Ansammlung der E delm etalle geeignet.
6. Das Schmelzen von 1 t E rz erfordert, je nach dessen A rt, 550 — 780 KW st.
Die Société Anonyme E lectrom étallurgique.Procédés P aul Girod h at, wie M. S t e p h a n 2 m itteilt, m it ihrem Ofen, nach erfolgreichen V orarbeiten im Jah re 1903, Versuche in größerm M aßstabe m it E rzen aus dem belgischen Kongogebiet (5 ,7 -2 1 % CuO), die nicht getrocknet und aufbereitet waren, angestellt. Als Zuschlag diente K alkstein, als R eduktionsm ittel Holz
kohle, Koks oder A nthrazit. D er Ofen, der m ehrfach um geändert wurde, arb eitete m it 30 - 150 V un d ver
brauchte nicht über 20 KW . Die eine A rt der E lektroden
i F ü r 1 e n g l i s c h e T o n n e 480 K W s t /t . - M e ta ll u . E r z 1912, B d . 10, S . 12.
bestand aus Kohle, die andere aus weichem Stahl und wassergekühltem K upfer. Bei geeignetem Zuschlag war die Schlacke bei 1400° so flüssig, daß sich die K upfer
kügelchen vollständig absetzen konnten, aber erst bei 1550° von der ein dauerndes Abfließen g estattend en Dünnflüssigkeit. Ohne Zuschlag geriet die Masse erst bei 1920° in guten F luß. Die R einheit des erschmolzenen Schwarzkupfers hing außer von der Zusam m ensetzung des Erzes im wesentlichen von der Höhe der T em peratur ab. Je niedriger diese gehalten werden konnte, und je weniger R eduktionsm ittel b en u tzt w urden, desto reiner war das P ro d u k t, desto größer allerdings auch der K upferverlust in den Schlacken. F ü r 1 t durchgesetztes E rz w urden 1 0 0 0 -1 2 0 0 K W st verbraucht. Bei leicht schm elzbaren E rzen sinkt der Strom verbrauch auf 500 KW st. Die W ärm everluste sind wegen der ge
ringen Mengen entw ickelter Gase sehr niedrig. Der A bbrand der E lektroden, die auf 1 qcm m it 4 Amp b elastet w urden, b etrug (bei 1,8 spezifischer D ichte und einem W iderstand von 3500 Mikroohm auf 1 qcm Q uerschnitt und 1 cm Länge) im M ittel 8 kg für 1 t durchgesetztes Erz. E r wird sich noch erniedrigen lassen. A ußer dem durch die E lektroden gelieferten Kohlenstoff brauchte m an 25% des K upfergehalts der Beschickung an R eduktionskohle, die in stark zerkleinerter Form aufgegeben wurde. Als Zustellung des Ofens bew ährte sich am besten eine feuerfeste Stam pfm asse m it 80% S i0 2 und 15% A120 3.
Ein Erz m it hauptsächlich 1 4 —16,45% Cu, 58,5 bis 55,62% S i0 2, 10,19% H20 , 6,75% F e ist 1905 im Labo
ratorium von W. B o r c h e r s 1 u n te r Zuschlag von K alk
stein (500 kg auf 1000 kg Erz) und Holzkohle ( 2 0 - 2 5 kg) elektrisch auf R ohkupfer m it 8 5 - 9 0 % Cu, 7 - 4 % Fe und 7 - 5 % Si verschmolzen worden. Im 12 KW -Ofen war der K raftverbrauch 15 — 20 K W st auf 1 kg F ein
kupfer. In 3 0 0 - 5 0 0 KW -Ofen wird er bei D auer
b etrieb auf 3 — 4 K W st sinken. Nach w eitern Mit
teilungen von W. B o r c h e r s 2 und nach dem eigenen B ericht seines Schülers3 h a t W. W o lk o w ein E rz m it 8,20% Cu, 12,35% CaO, 6,30% MgO, 7,00% A120 3, 5,97% Fe2Os , 0,90% MnO, 54,80% S i0 2 u n d 2,85% S elektrisch auf 6 0 -7 0 % ig e n Stein verschmolzen, in den fast das gesam te K upfer überging, diesen to t geröstet, das R östgut elektrisch m it der gleichen Menge Erz verschmolzen und das R ohkupfer raffiniert. D er K ra ft
verbrauch auf 1 t K upfer, der im 30 KW -Ofen 4 bis 5 K W -Jah re betru g, würde sich in 300 KW -Ofen auf 1 - 1 ,2 5 ermäßigen. C. M o u s s e t h a t4 von dem Auf
bereitungsprodukt eines S üdtiroler Erzes, das im w esent
lichen 22,2% Cu, 30,6% Fe, 30,8% S un d 6,80% S i0 2 enthielt, etw as m ehr als die H älfte möglichst weit abgeröstet un d dieses P rodu kt m it dem R est und etwas Quarz (oder auch unaufbereitetem Erz) zur Bildung einer Singulosilikatschlacke elektrisch verschmolzen.
Dazu wurde etwas weniger als 1 K W -Jah r verb rau cht, würden also in großen Öfen 0,2 — 0,25 K W -Jah re nötig sein. D er hoch konzentrierte Stein, der über 80%
K upfer en th ält, lä ß t sich anodisch verarbeiten. Sind
1 M e t a l lu r g i e 1012, B d . 9, S . 620.
2 M e t a l lu r g i e 1912, ß d . 9, S . 621.
3 M e t a l lu r g i e 1910, B d . 7, S . 100.
1 M e t a l lu r g i e 1912, B d . 9, S . 622.
die Schlacken kupferreich, so werden sie in besondem kleinen elektrischen Öfen durch P y rit entkupfert. S tark arsenhaltiges sulfidisches K upfererz (mit 10,1 % Cu, 27,10Fe, 9,25 As, 15,0 S, 20,3 S i0 2, 9,45 A120 3, 0,48 Mn) Läßt sich nach J. S c h il o w s k i 1 durch elektrotherm isches Reaktionsschm elzen m it R östgut (10,5% Cu, 34,6 Fe, Spur As, 1,5 S, 22,o S i0 2, 11,5 Al2Oa, 0,5 Mn) nicht u n m ittelb a r in brauchbares Schwarzkupfer u n te r E r
zeugung einer absetzbaren Schlacke überführen. Man muß erst Stein erschmelzen. Aus dem ungerösteten E rz lä ß t sich ein arsenfreier Stein m it 21% Cu und schon bei unvollkom m ener Einrichtung eine Ausbeute von 65% As erhalten, w ährend n u r 0,15% Cu in die Schlacke gehen. D er K raftb edarf wird bei dauernd betriebenen großen Öfen auf 6 8 7 5 -5 5 0 0 K W st für 1 t K upfer geschätzt. Möglichst große K upferanreicherung ist m it möglichst geringen Schmelzkosten zu erzielen, wenn m an durch W ahl einer 6 0 - 7 0 % R östgut en t
haltenden Beschickung auf einen etwa 50%igen Stein hinarbeitet. D ann sinkt die durch diesen ausgebrachte Kupferm enge nicht u n ter das Neunfache der durch die gleichzeitig entstehende Speise ausgebrachten, werden nicht über 5 % des Kupfers im E insatz verschlackt und ist der K raftverbrauch (mit 17 400 K W st bei den Versuchen) niedriger, als wenn man m ehr R östgut oder m ehr E rz in die Beschickung gibt. Mit zunehm en
der Menge des R östguts steigt auch noch die Menge des verschlackten und des in der Speise erhaltenen Kupfers. Nach den M itteilungen von W. B o r c h e r s 2 hat M. W ä h le r bestätigt, daß im geschlossenen elek
trischen Ofen ein fast arsenfreier K upferstein erschmolzen werden kann. Die bei diesen Versuchen im 30 KW- Ofen verbrauchte K ra ft von 1,5 K W -Jah r wird in 300 K W -öfen m it D auerbetrieb auf 0 ,3 - 0 ,4 K W -Jahr sinken.
Versuche m it
s t a r kbleihaltigen K upfersteinen haben R. H e s s e 8 zu dem Schluß geführt, daß durch einfaches
R e a k ti o n s s c h m e lz e n z w is c h e ngeröstetem und unge- röstetem Stein eine Abscheidung des Bleis nicht möglich ist. Verschmilzt man den Stein aber nach Zerkleinerung auf 2 mm un d Abrösten bis auf 4 oder 5% Schwefel allein oder im Gemisch m it ungeröstetem Stein u n ter Zu
schlag von Q uarzsand, so erzielt m an bei hinreichender
S a u e r s t o f f k o n z e n tr a t io nin der Schmelze Schwarzkupfer, das nu r wenig Blei en th ält, w ährend die H auptm enge des Bleis und das Eisen verschlackt werden. Mit dem Flam mofen k ann dabei der gleich gu t verwendbare
e l e k t r i s c h eOfen selbst in D eutschland in W ettbewerb trete n , wenn '1 K W -Jah r nicht über 100 jti kostet.
Bei einem Versuch wurden 15 kg gerösteter Otavistein, d e r 39/10% Cu, 23,34 P b, 9,47 Fe, 5,56 S und 7,06 SOs enthielt, m it 1,96 kg Quarzsand (mit 98% S i0 2) 30 min m it 525 Amp und 53,5 V (also Strom verbrauch 28,1 KW oder 14,05 KW st) u n ter 430 g
E l e k t r o d e n a b b r a n dverschmolzen. In drei scharf getrennten Schichten ergaben sich 5,07 kg Metallregulus, 1,70 kg Kupfersteih und 6,81 kg Schlacke. D er Regulus wies auf: 84,52% Cu,
i M e t a l lu r g i e 1911, B d . 8, S . 617; v g l a . W . B o r c h e r s , M e t a llu r g ie 1912, B d . 9, S . 621.
- M e t a l lu r g i e 1912. B d . 9. S . 622.
3 D a s V e r s c h m e l z e n s t a r k b le i h a l t i g e r K u p f e r s t e i n e . D i s s e n . 1911.
M e t a l lu r g i e 1911, B d . 8 , S . 321 u n d 365. V g l. a . d e n B e r ic h t v o n B o r c h e r s , M e t a l lu r g i e 1912, B d . 9, S . 622,
12,91 Pb, 0,01 Fe, 0,72 S; der K onzentrationsstein:
74,93% Cu, 4,74 P b, 0,57 Fe, 18,39 S; die Schlacke:
39,17% S i0 2, 2,78 Cu, 26,73 Pb, 19,62 Fe. Demnach wurden vom K upfer der Beschickung im Regulus 73,15% u nd im Stein 21,74% ausgebracht, w ährend nur 3,22% in die Schlacke gingen. Der Steinfall ließe sich sta rk einschränkeri, wenn der Stein vor dem Verschmelzen bis auf 4 % S abgeröstet würde. D er starke E lektroden
abbrand hat, abgesehen von der ungünstigen Beein
flussung der Gestehungskosten, die Sauerstoffkonzen- tratio n in der Schmelze herabgedrückt. D er im 28 KW - Ofen notwendige K raftverbrauch ließe sich bei großem Öfen auf 0,05 K W -Jah r für 1 t O tavistein herabsetzen.
Sinken der Blei- und der K upfergehalt der Beschickung u n ter eine bestim m te Grenze (z. B. auf 9,22% Cu und 16,55 % Pb), so m uß m an ein konzentrierendes Schmelzen voraufgehen lassen. R affiniert m an im w eitern Verfolg der A rbeit das Schwarzkupfer im elektrischen (oder Flamm-) Ofen und verschm ilzt die Bleischlacke im Schachtofen auf W erkblei, so ergeben sich an Gesam t
kosten für 1 t Stein 34,19 J t . Das b ed e u te t eine E r
sparnis von 60% gegenüber den K osten der bisher in A ltenau gebräuchlichen V erhüttung. Verschmilzt man m it K alk u nd Kohle, so kann m an nach den Versuchen von W. M e n z e l1 aus einem K upfer-B leistein m it 41%
Cu und 23% P b vor dem K upfer 17% W erkblei (mit 90% P b und 9% Cu) ausbringen un d 75% K upferstein (mit 40% Cu u nd 8% Pb) sowie 8% Speise (mit 50% Cu un d 3% Pb) erzeugen. Der K upferstein wird nach Zerkleinerung auf 2 mm u n ter Zuschlag von Quarz im Flam m ofen auf S purstein verschmolzen.
Sulfidische Rohstoffe, die K upfer, Blei u nd Zink en th alten, unterw erfen W. B o r c h e r s u nd W. M e n z e l2 (jinem vereinigten trocknen und nassen Verfahren.
Nach dem oxydierenden R östen wird im elektrischen Ofen, nötigenfalls u n ter Zuschlag von wenig R eduktions
m itteln, auf K upferstein und Schlacke verschmolzen.
Das Gemisch der Verbindungen des Bleis un d Zinks, das sich verflüchtigt, wird verdichtet und durch ver
d ü n n te Schwefelsäure oder Röstgaslösung in Zinklauge und einen bleireichen R ückstand geschieden, der leicht auf Blei verschmolzen werden kann. Oxydische Roh
stoffe werden m it sulfidischen Erzen im elektrischen Ofen verschmolzen und wie angegeben behandelt. Die K ondensationsanlage b rauch t nu r klein zu sein und ist daher sehr wirksam. Das Reaktionsschm elzen liefert:
1. einen K upferrohstein, der 2 0 - 3 0 % K upfer auch bei V erhüttung kupferarm er Erze aufweist,' 2. eine absetz
bare Schlacke, die vorwiegend aus der G angart und einem Teil des Eisens b esteht; 3. verdichteten F lug
staub, der m etallisches Blei, Oxyde, Sulfate un d wenig Sulfide des Bleis un d Zinks (letzteres überwiegend als Oxyd) sowie m echanisch m itgerissenen Staub des R östguts, also auch etwas K upfer e n th ä lt; 4. Abgase m it Schwefeldioxyd u nd ,etw as Schwefeltrioxyd. E del
m etalle gehen teilweise in den K upferstein, teilweise in den bleiischen Teil des Flugstaubs. Nach eingehen
d e n U ntersuchungen von W. M e n z e l3, über die
1 m i t g e t e i l t v o n W . B o r c h e r s , M e t a l lu r g i e 1912, B d . 9, S . 623.
2 D . R . P . 275 904 v o m 29. J u l i 1913.
3 D is s . d e r A a c h e n e r T e c h n i s c h e n H o c h s c h u le , H a l l e a . S . 1915.
802 G l ü c k a u f Nr. 33 W. B o r c h e r s 1 kurz berichtet, gelingt es durch Gattieren
des sulfidischen Mischerzes m it nicht zu viel ab geröstetem und m it so viel Kohle, daß das reduzierte Eisen die vollständige Entschweflung des Blei- und Zinksulfids gew ährleistet, im elektrischen Ofen ohne Z u tritt von L u ft zu der Beschickung m it Leichtigkeit einerseits K upferstein zu erschmelzen, anderseits Blei und Zink fast vollständig abzudestillieren. W ährend der Kupferstein in Rohkupfer übergeführt und dieses elektrolytisch raffiniert wird, laugt man aus dem ver
dichteten D estillat, das nach der Oxydation eines Teils des Zinks in den Dämpfen erhalten ist, das Zink durch schweflige Säure enthaltende Rieselwasser aus und gewinnt es elektrolytisch. Der vorwiegend aus Blei u nd Bleisulfat bestehende Laugungsrückstand wird auf W erkblei verschmolzen. Bei Erzen, die annähernd die Zusam m ensetzung der H arzer Mischerze haben, soll u nter den deutschen Arbeitsbedingungen der elektrische Schmelzbetrieb erfolgreich m it dem gewöhnlichen in W ettbewerb trete n können.
Durch Schmelzen von eisenhaltigen Kupferschlacken im elektrischen Ofen läßt sich nach L. T. W r i g h t 8 ein 8 8 -9 4 % ig e s Eisen erzeugen, das praktisch die Gesam tmenge des K upfers,' Silbers und Goldes sowie m ehr als die H älfte des Schwefels der Schlacke enthält.
Z ur Raffination von R ohkupfer gießen es W.
B o rc h e rs , und G. v o n R a u s c h e n p l a t 3 in dünnem S trahl in eine wesentlich aus C upriferrit (CuO, F e20 3) bestehende Schlacke, die elektrisch erhitzt wird. Sie ist leicht durch Schmelzen gerösteten Kupfersteins m ittlerer K onzentration zu erhalten. Nach R a u s c h e n - p l a t 4 arbeitet man am besten so, daß das R ohkupfer erst in nahezu ausgenutzte Schlacke fließt, der viel Kieselsäure zugesetzt ist, um ihre O xydationsfähigkeit zu heben und das Blei im Rohkupfer zu binden, dann in öfter gebrauchte Schlacke und zuletzt in frische.
E tw a aufgenomm enes Cuprooxyd wird schließlich durch Polen entfernt. Arsen wird später als die ändern B estand
teile und n u r langsam verschlackt. Sind deshalb größere Mengen im Rohkupfer, so nim m t m an nach W. B o r c h e r s 6 zum Raffinieren ein M aterial, das durch Totrösten von konzentriertem Stein und Verschmelzen m it Kalk erhalten worden ist.
Auch zur H erstellung von Legierungen ist der elektrische Ofen geeignet.
A n statt den Stein aus sulfidischen Kupfer-Nickel- erzen zu rösten u nd die O xyde durch Kohle zu redu
zieren, will D. H. B r o w n e 6 ihn im elektrischen Licht
bogen m it K alk (z. B. von dem gleichen Gewicht) schmelzen. Das Kalziumsulfid sondert sich auf der geschmolzenen Legierung als Schlacke ab. Sie kann durch Zuschlag von Kochsalz, F lu ß sp at usw. leichter flüssig gem acht werden. Gibt man K ohlenpulver (bis zu 5% des Steins) zur Beschickung, so wird der Angriff der Kohlenelektroden verm indert.
Zur H erstellung von Neusilber oder ähnlichen Kupfer-Nickellegierungen aus eisenhaltigen Metall-
... 1 M e t a ll u. E r z 1915, B d . 12, S . 266.
2 B u ll. A m . I n s t . M in. E n g ., M ä r z 15)10; M e t a l l. C h e m . E u g . 1910, B d . 8. S . 204.
3 D . R . P . 227 622 v o m 25. J a n . 1910.
4 M e ta llu r g ie lirtO, B d . 1, S . 161.
5 M e t a llu r g ie 1912, B d . 9, S . 626.
1 A m e r . P . 934178, e r t e i l t a m 14. S e p t . 1909.
gemischen schm ilzt die Firm a E l e k t r o s t a h l G. m.
b. H .1 letztere in einem elektrischen Ofen, der keine in das M etallbad tauchenden Elektroden en th ält (also in den Öfen von K jellin oder H6roult) ein oder erhitzt das flüssig eingebrachte Gemisch in dem Ofen höher und preßt dann L u ft oder Sauerstoff durch die ge
kühlten Düsen ein. Das Eisen (nach ihm gegebenenfalls Kobalt) wird ox yd iert und bildet m it der Decke oder m it H erdbestandteilen eine leichtflüssige Schlacke.
Nachdem diese, u n te r U m ständen m ehrm als, abgegossen worden ist, wird die vollständig flüssige Legierung durch Zusatz der fehlenden M etallmengen auf die gewünschte Zusam m ensetzung gebracht. S ta tt L u ft einzublasen, kann m an2 auch auf das geschmolzene Met aHgei™5Ch eine Decke aus Nickel- oder C uprioxyd oder beiden oder aus einer Schlacke aufbringen, die große Mengen dieser Stoffe zu lösen vermag. Ih r Sauerstoff wird ihnen durch das Eisen entzogen, das in F errooxyd übergeht. Durch diese Abänderung des Verfahrens sollen Verluste an Nickel und K upfer vermieden werden, wenn n ur geringe Mengen Eisen zu entfernen sind.
W enn auch die Verwendung des elektrischen Ofens zum Messingschmelzen noch auf der Versuchsstufe steh t, so glauben H. W. G i l l e t t und J. M. L o h r 3 doch, daß sie sich sicher in die Technik einführen wird.
K ann der Ofen dicht geschlossen werden, so sind die Verluste auch bei zinkreichen Legierungen schon je tz t sehr niedrig. Der K raftverbrauch m uß noch herab
gesetzt werden. G i l l e t t 4 h ält es für wahrscheinlich, daß das Schm elzprodukt im elektrischen Ofen gleich
förmiger als in gewöhnlichen Öfen sein wird. Die W irt
schaftlichkeit ist nach Ausführungen von C. A. H a n s e n 5 vor der F ou nd ry m en ’s Association und dem In s titu te of Metals für K upfer schon bei dem gegenwärtigen S tande der Technik erreicht. Die Energiekosten hierfür er
m utigten m ehr als die für das bereits vielfach ange
w endete elektrische Stahlschm elzen. Im vorgewärm ten Ofen wurden 330 bzw. 270 K W st für 1 t K upfer8 ver
braucht. Das entspricht einer N utzleistung von 65 bzw.
80% . Vorteil bringt ferner die Möglichkeit, den elek
trischen Ofen praktisch vollständig von der L u ft ab zuschließen. Auch nach M itteilungen von G. H. C la m e r und C. H e r i n g 7 in derselben Versam m lung lä ß t sich das Schmelzen von Messing im elektrischen Öfen besser und billiger vornehmen" als in dem m it Öl geheizten.
W enn auch die elektrische Energie viel teurer als die der Brennstoffe ist, so liefert doch der elektrische Ofen 6 5 - 7 5 % N utzleistung, dagegen der Ölofen n u r 10%. Bei dem erstem h at m an keine O xydation, keine Verunreinigung durch Schwefel aus den Koksgasen und weniger Verflüchtigung von Zink. Man erzielt schärfere und weniger fehlerhafte Güsse. Feiner Bruch kann m it weniger Mühe und Verlust zusammengeschmolzen werden. Allein der Gewinn an M etall wiegt die K osten der elektrischen Energie m ehr als auf. V orteilhaft wird m it gewöhnlichem Brennstoff bis zu einer Tem pe
1 D . R . P . 210550 v o m 6 . S e p t . 1907.
2 D . R . P . 211 215 v o m 6. S e p t . 1907, Z u s a t z z u N r . 210550.
3 V o r tra g : v o r d e m A m e r . I n s t i t u t e o f M e ta ls in C h i c a g o ; M e t a ll.
C h e m . E n g . 1914, B d . 12, S . 647.
4 M e ta ll. C h e m . E n g . ly 14, B d . 12, S . 646.
5 M e ta ll. C h e m . E n g . 1912, B d . 10, S . 703.
6 298 b z w . 243 K W fü r 1 e n g l. t.
7 M e t a ll. C h e m . E n g . 1912, B d . 10, S . 702.
ratu r, bei der noch keine O xydation e in tritt, vorgeheizt und n u r die höchste H itze elektrisch erzeugt. Dazu h at sich der Pincheffekt-Ofen1 bew ährt, bei dem die hohe T em peratur zunächst in einem kleinen Teil des Metalls erzeugt wird, das m an dann in das B ad im Herd drückt. Nach neuern M itteilungen derselben F ach leu te2 haben sie in diesem Ofen von unreinen Messing- und Bronzeabfällen durch 1 K W st 3,4 kg einschmelzen können, von reinen 4,5 kg. Im D urch
s c h n itt k o stet das Schmelzen von 100 kg Messing im elektrischen Ofen 1,89 M , im Koksofen 3,57 M und im Ölofen 4,93 M . Einen verbesserten Ofen3 w ird die Ajax Metal Co., Philadelphia, in regelmäßigen B etrieb nehm en.
E. S t a s s a n o und N. P e tin o t* benutzen zum Schmelzen von K upfer und Legierungen einen kippbaren Bogenofen, bei dem die Achse des Schm elziaum es über derjenigen des S tahlm antels liegt. D adurch, daß die innere Auskleidung des Schmelzraums aus Magnesit und die äußere aus feuerfesten Ziegeln u n ten und an den Seiten dick w erden, wird die W ärm eausstrahlung des Bades verm indert, w ährend die dünnere Decke eine bessere K ühlung zuläßt. D er Boden und die Decke der Schm elzkamm er haben halbkreisförmigen Q uerschnitt, w ährend die Seitenwände gerade sind.
D er Bogen wird in der M itte zwischen Badoberfläche und Ofendach erzeugt. Die sonstigen E inrichtungen entsprechen denen des bekannten Stahlofens von Stassano. Mit einem auf den W erken der Titanium Alloys M anufacturing Co. in Niagara Falls aufgestellten Versuchsofen von 120 KW konnten nach den Angaben von S c h m e lz 900 kg K upfer in w eniger als 2 st u n ter V erbrauch von 0,27 K W st für 1 kg geschmolzen werden.
G i l l e t t und D o r s e y 5 halten dagegen den Bogenofen zum Schmelzen von K upfer und Messing für ungeeignet.
Ch. A. W e e k s 6 h at zum Einschmelzen von K upfer und ändern M etallen einen vollständig geschlossenen elektrischen Ofen verw endet, bei dem hauptsächlich die strahlende H itze des Lichtbogens n u tzb ar gem acht wird. Das Schmelzen von 1 t bei 1200° erforderte bei kaltem E insatz 550 KW st. D er K raftbedarf wird bei heißem Ofen und größerm E insatz (2 t und mehr) auf 330 IvW st und noch weiter heruntergehen. Die Zeit-
1 N illie r e s U ber d ie s e n w ir d b e i d e r E is e n r a t f i n a t i o n m i t g e t e i l t
w e r d e n . _ ■
2 .M e ta ll. C h e m . E n g . 191-*, B d . 12, b. 818.
3 A b b . s . M e ta ll. C h e m . E n g . 1914. B d . 12, S . 648.
4 A m e r . P . 1 0 9 3 4 9 4 , e r t e i l t a m 14. A p r il 1914; v g l . d ie a u s f ü h r li c h e m it A b b ild u n g e n v e r s e h e n e B e s c h r e ib u n g v o n E . M. S c h m e l z * m M e ta ll. C h e m . E n g . 1914, B d . 12, S. (¡45.
5 M e ta ll. C h e m . E n g . 1914, B d . 12, S . 646.
6 M e ta ll. C h e m . E n g . 1911, B d . 9, S . 363.
dauer b eträgt 2]/2 - 3 st. D er Ofen liefert beim Schmelzen von Monell-Metall (1400°) große, gesunde Güsse, da die in ändern Öfen ein treten de schädliche O xydation aus
geschlossen ist. Die K osten für das Schmelzen von Messing und Bronze stehen zu denen im Ofen m it u n m ittelbarer Ölfeuerung und im Tiegelofen m it Koksheizung im Verhältnis 3,44 : 3,86 : 5,65. Das entsprechende Verhältnis für die Schmelzzeiten ist l i/2 : 2 - 2 % : 2 - 3 . Bei Einsätzen von 2 t wird m an m it 150 K W st für 1 t auskom m en.
Bei dem zum Schmelzen von K upfer1 und seinen Legierungen geeigneten Ofen, den das R o m b a c h e r H ü t t e n w e r k und J. I. B r o n n 2 angeben, ist der L icht
bogen d erart u n te rte ilt, daß jede Phasenausführung der 'Sekundärwicklungen der Strom quelle an je zwei E lektroden liegt, die sich dicht über der Badoberfläche befinden. D er Spannungsabfall zwischen Lichtbogen
elektrode un d M etallbad b eträg t n u r 1 6 -3 0 V, dam it nicht örtliche Ü berhitzung zu M etallverlusten und Belästigungen führt. D er H erd m uß flach sein und das Bad geringe Tiefe haben.
Zum Einschm elzen von K rätze, Messing und Ab
fällen soll sich nach R. W h ile 3 ein Ofen m it senk
rechtem Lichtbogen eignen, in dem zunächst Glas
bruchstücke eingeschmolzen werden. Das flüssige Glas verhindert O xydation und d ien t zugleich als elektrischer W iderstand. In einem Ofen, der 500 kg faß t, kann m an in der S tunde 1 t M etall u n ter Verbrauch von 68 KW schmelzen.
Der elektrische Glühofen für Messing und Neu- silber1 ist dem gewöhnlichen wegen der Gleichmäßigkeit der T em peratur und der nichtoxydierenden Atm osphäre vorzuziehen.
Kupfervergiftungen, die jedenfalls von Verflüch
tigung des M etalls u nm ittelbar u n ter den Elektroden herrührten, h at C. A. H a n s e n 8 beim elektrischen Ein
schmelzen von reinem E lek tro ly tk u p fer beobachtet. Sie können nach Ch. A. W e e k s 6 nicht eintreten, wenn m an einen im wesentlichen m it der strah lend en H itze des Lichtbogens arbeitenden Ofen7 verw endet.
(Forts, f.)
1 V g l. a u c h d ie A n g a b e n ü b e r d a s E in s c h m e l z e n v o n K a t h o d e n - k u p f e r im f o lg e n d e n A b s c h n it t .
2 D . R . P . 281625 v o m 6 . A u g . 1911. , v „ 3 T h e B r a s s W o r ld a n d P l a t e r s G u id e 1912, B d . 8 , S . 3 ; E n g . M m J . 1912, B d . 94. S . 511; C h e m .-Z tg . 1912, B d . 36, R e p er t. S. 299 u n d 39 8 4 E in v o n T h e E l e c t r i c F u r n a c e C o. o f A m e r ic a , A lli a n c e , O h io , in N ia g a r a F a l l s e r r ic h t e t e r O fe n -w ird in M e t a ll. C h e m . E n g . 1914, B d . 12, S . 483, b e s c h r ie b e n '.
5 M e ta ll. C h e m . E n g . 1911. B d . 9 , S . 67.
6 e b e n d a , S . 363.
7 v g l o b e n .
Der Tragkraftübersclraß der Sehachtförderseile
V o n M a s c h in e n in s p e k to r a . D .
Bei der üblichen Berechnungsweise der Schacht
förderseile nim m t d er U nterschied ihrer T rag kraft gegenüber der anhängenden K orblast, d. i. ihr T ra g k raft
überschuß, m it zunehm ender Förderhöhe nicht im ein
fachen V erhältnis, sondern in schnell sich steigerndem Maße zu.
F . B a u m a n n , W a r m b r u n n .
H e r b s t 1 h a t auf die U rsache dieser Erscheinung hingewiesen und zunächst eine Abhilfe in der H erab
setzung der bisher zugelassenen 6fachen M indest
sicherheit für große Teufen au f eine 5 - 4fache E n d sicherheit erblickt.
1 s. G lü c k a u f iy i2 . S . 89".
804 G l ü c k a u l Nr. 33 Aus der Erwägung, daß wohl für die gleichmäßige
B eanspruchung des Seiles eine 4 - 5fache Sicherheit genügen kann, aber für die bei der F örderung au ftre
tenden Stöße ein Sicherheitszuschlag nötig und die Größe der Stöße hauptsächlich von der K orblast ab hängig sei, entstand der Vorschlag K ö r fe rs : »Jedes Förderseil m uß dauernd eine M indestsicherheit besitzen, die gleich ist dem 4 -5 f a c h e n Seilgewicht und dem 9 - lOfachen Korbgewicht bei der Seilfahrt«.
Im Anschluß hieran h ält H erbst es für richtiger1, von dem Korbgewicht bei d er Förderung auszugehen und bei reinen Seilfahrtschächten das Korbgewicht bei d er Seilfahrt m it einem Zuschlag, der der höhern B elastung bei der Förderung entsprechen w ürde, in R echnung zu stellen. E r schlägt vor, den K orblast
fak to r gleich 8 und den S eillastfaktor gleich 5 festzusetzen und für die Min
destsicherheit, bei deren Erreichung das Seil abgelegt werden m uß, eine Abnahme der Anfangsicherheit um 20% vorzusehen.
Demgegenüber habe ich nachzuweisen gesucht2, daß es für absehbare Zeit auch für sehr tiefe Schächte nicht nötig ist, die bisher gültige ßfache M indestsicher
heit herabzusetzen, wenn für das F ör
derseil hohe B ruchfestigkeiten (1 7 5 -2 2 5 kg/qm m D rahtquerschnitt) angew andt und die Anfangsicherheit des neuen Seiles gegenüber den für geringe Teufen üblichen Annahmen v erkleinert wird.
Zur w eitern K lärung der Ansichten über eine zweckdienliche Verkleinerung d er T ragkraftüberschüsse sollen folgende Vorschläge gegeneinander abgewogen werden.
Es seien: 1. der K orb lastfak to r m = 8 und d er S eillastfak to r n = 5 , 2. m = 8, n = 6, 3. m — 9, n = 6, wobei nach dem Vorschlag von H erb st eine Abnahme d er G esam tsicherheit bei der F örderung vom Auflegen bis zum Ablegen des Seiles tun 20% bei allen 3 Annahm en zugelassen werden soll. Ferner, die Gesamtsicherheit des neuen Seiles bei d er F örderung sei 4. wie bisher im D urchschnitt üblich.
x = 9 oder, wie für große T eufen vor
geschlagen w ird, 5. x = 7,5 oder 6. x = 7,2 oder 7. x = 7, wobei für die F älle 4 - 7 die öfache M indestsicherheit nicht u n ter
schritten w erden soll.
D aher ist K = L x - L = L ( x - 1 ) .
Die G esam tlast se tz t sich zusammen aus K orblast P und Seillast S
L — P + S.
Aus S = 0 ,0 1 Q H wird durch Einsetzen von (worin H die Förderhöhe (Schacht-
t auf 1 qm m D raht-
n-s
m -8,n-6
A b b .
2000m
1. A n fa n g - u n d E n d s ic h e r h c ite n b e i d e r F ö r d e r u n g f ü r d ie B r u c h b e la s tu n g b = 200 k g /q m m u n t e r v e rs c h ie d e n e n A n n a h m e n .
D er T ragkraftüberschuß K is t gleich d er Differenz aus B ruchbelastung B und G esam tbelastung des Seiles L
K = B - L .
Als B ruchbelastung g ilt das P ro d u k t au s G esam tbelastung m al Sicherheits
fakto r B = L x.
1 s . G lü c k a u f 1915. S . l . 2 S. G lü c k a u f 1915. S . 357.
2000m
A b b . 2. A n fa n g - u n d E n d s ic h e r h e ite n b e i d e r S e ilf a h r t f ü r d ie B r u c h b e la s tu n g b = 200 k g /q m m _ u n t e r 'v e rs c h ie d e n e n A n n a h m e n .
G e s a m t s i c h e r h e i t , w e n n
querschnitt bedeutet) S
0 ,0 1 H Psteh t L = P +
b: x 0,01 H P
-0 ,0 1 H
= P .
D adurch ent- 100 b
b: x —0,01 H * lO O b - H x ’ daher der K raftüberschuß für das neue Seil
1 0 0 b ( x - 1 )
” 100 b — H
XU n ter der Annahme, d aß m it der Sicherheit des Seiles w ährend der B enutzungsdauer seine Bruchfestig
keit, bezogen auf den Q uadratm illim etei des urspiüng liehen D rahtquerschnittes im neuen Seil, in gleichem V erhältnis abnim m t, ist b ' == b — und d er K raftü b er
schuß für das verbrauchte Seil
100 b ' (x'
■1),1 0 0 b ' - H x ' _ _ In gleicher Weise entw ickelt sich der K raftüberschuß bei der Seilfahrt für das neue Seil
rr _ p l O O b ( y - l ) K1 - « p lO O b - H y und für das v erbrauchte Seil
100 b ' (y7 - 1)
K l - O ,1 0 0 ^ _ H ^ ‘In den Zahlentafeln 1 und 2 sind die W erte für x und y z. T. den frühem Zusam m enstellungen1 entnom m en.
F ür die Anfangsicherheiten bei d er Förderung x = 9 sowie x = 7,2 und x = 7 sind u n ter d er Annahm e der gleichen Endsicherheit x ' = 6 die Sicherheiten bei der Seilfahrt nach der Form el
•100 b x Y = lO O a b - h ( 1 - a ) H x
u n ter E insatz von a = 0 ,7 4 und b = 200 berechnet wor
den. Die in den Zahlentafeln 1 und 2 zusam m engestellten W erte finden sich in den Abb. 1 und 2 schau
bildlich aufgezeichnet.
W ährend die Sicherheiten bei der_Förder
ung für die Annahmen x = 9 bis x = 7 gleich
mäßig für alle Teufen auf x" = 6 herabgehen, bleiben sie für die Annahme m = 8, n = 5 n u r bis 500 m Teufe, für m — 8, n = 6 bis 750, m fast gleich x ' = 6, nähern sich aber bei großem Teufen der E ndsicherheit x '= 5. Bei d er Annahm e m = 9, n = 6 ist die E ndsicherheit bei der Förderung bei 1300 m Teufe noch gleich x '= 6 und sinkt bis 2000 m nur bis 5,54.
Die Anfangsicherheiten bei der Seilfahrt R eib en für die Annahm en x = 7 bis zu 1500 m Teufe und x = 7,5 bis zu 2000 m noch Sfach, w ährend sie für die Annahmen m = 8 , n = 5 bei H = 1200 m, für m = 8, n = 6 bei H = 1500 m und für m = 9, n = 6 bei H = 1700 m unter y = 8 herabgehen. Die Endsicherheiten bei der Seilfahrt liegen für die Annahmen x = 9 bis x = 7 m it H = 1000 bis 1250 m bei y ' = 7 und sinken erst m it 2000 m Teufe bis rd. y = 6,5.
F ü r die Annahm e m = 8, n .= 5 wird die Gfache Endsicherheit bei 1500 m Teufe, für x - 8,
: 6Zahlentafel 1.
A n fa n g - u n d E n d s i c h e r h e i t x u n d x ' b e i d e r F ö r d e r u n g f ü r d ie B r u c h f e s t i g k e i t b = 200kg/qm m .
F ö r d e r h ö h e H
Zahlentafel 2.
A n fa n g - u n d |E n d S e i l f a h r t
i d e r
F ö r d e r h ö t m G e s a m t s i c h e r h e i t ,
w e n n
bei m ehr als '1800 m unterschritten. Bei der Annahme m _ g n=_ g ist für H = 250 m die E ndsicherheit bei der Seilfahrt noch 9fach, bei H = 700 m noch Sfach, bei 1250 m noch 7fach und geht erst bei H = 2000 m auf y '= 6 herab.
i s. G l ü c k a u f 1915. S . 353/61, Z a h l e n t a f e l n 2, 5 u n d 6.
A b b . 3.
b e i
T r a g k r a itü b e r s c h ü s s e K u n d K ' b e i d e r F ö rd e r u n g , K j u n d K / d e r S e ilf a h r t u n t e r A n n a h m e v o n x = 7,5 u n d x ' = 6.
806 G l ü c k a u f Nr. 33 Zahlentafel 3.
T r a g k r a f t ü b e r s c h ü s s e K u n d K ' in T o n n e n b e i d e r F ö r d e r u n g f ü r d ie B r u c h f e s t i g k e i t b = 200
k g /q m m u n d d ie K o r b l a s t P = 1000 kg.
F ö r d e r h ö h e H
m 250
! o! O! »O
1000 1500 2000
T r a p k r a f t ü b e r s c h u ß ,
w e n n * K ' K K ' K. K ' K K ' K K '
m = 9, n = 6 8,6 6,67 9,32 7,21 11,23 8,64 14,15 10,88 19,22 14,76 m = 8, n = 6 7,5 5,8 8,22 6,3 9,85 7,58 12,47 9,49 17,03 13,0 m = 8, n = 5 7,42 5,72
5,63
7,85 6,08 9,23 7,01 10,84 8,26 13,4 10,24 m = n = 9 .. 9,01 10,32 6,45 14,55 9,09 24,62 15,39 80,0 50,0 m = n = 7,5 7,17 5,52 8,0 6,15 10,4 8,0 14,86 11,43 26,0 20,0 m = n = 7,2 6,81 5,5 7,56 6,1 9,69 7,81 13,48 10,87 22,15 17,86 m = n = 1 . "■6,58 5,48 7,27 6,06 9,23 7,69 12,63 10,53 20,0 16,67
Mit Einsetzung der Sicherheitsfaktoren aus den Zahlentafeln 1 und 2 in die Formeln für IC, K ', Kj und K j' berechnen sich die in den Zahlentafeln 3 und 4 aufgeführten T ra g k raft
überschüsse.
Die Tragkraftüberschüsse bei der Seilfahrt unterscheiden sich n u r wenig von den Ü ber
schüssen bei der Förderung, wie in Abb. 3 veranschaulicht ist. H ier sind für die An
nahm en x = 7,5 und x = 6 die Überschüsse bei der Seilfahrt in durchgehenden, bei der Förderung in gestrichelten Linien angegeben.
Um die Ü bersichtlichkeit nicht zu stören, sind die Tragkraftüberschüsse in Abb. 4 für das verbrauchte Seil, in Abb. 5 für das neue Seil nur bei der Förderung eingezeichnet und die ähnlichen Überschüsse, wie sie sich bei der Seilfahrt ergeben, fortgelassen worden.
D a die T ragkraftüberschüsse gem äß der Form el
100 b ( x - 1 ) ' l O O b - H x
im einfachen V erhältnis m it der B elastung des Seiles wachsen, sind sie n u r für die K orb
last P = 1000 kg angegeben und können, für andere B elastungen durch einfache Verviel
fachung erhalten werden.
Bei B etrachtung d er Abb. 4 und 5 zeigt sich, daß die Tragkraftüberschüsse für die Gesam tsicherheit x = 9 bei großen Teufen, wie bekannt, übergroße W erte annehm en, für x = 7 bis 7,5 aber in erträglichen Grenzen bleiben.
F ür die Teilsicherheiten m — 8, n = 5 nehmen die T ragkraftüberschüsse m it den großem Teufen nu r sehr langsam zu, womit das schnelle Sinken d er Sicherheiten u n ter die üblichen Annahmen zusam m enhängt. F ü r die Teilsicherheiten m = 8, n = 6 bleiben die Tragkraftüberschüsse in d e r Nähe der Über
schüsse, die sich für die Annahme x = 7 er-
f eben, w ährend sie sich für m = 9, n = 6 den Überschüssen für die Annahme x = 7,5 nähern.
Zu weiterm Vergleich d er Annahme x = 7,5 m it der Annahme m = 9, n = 6 sind die dabei au ftreten d en B elastungen d er Seile und die Überschüsse ihrer T ragkraft in Zahlentafel 5 einander gegenübergestellt.
Zahlentafel 4.
T r a g k r a f t ü b e r s c h ü s s e K, u n d K / in T o n n e n b e i d e r S e i l f a h r t f ü r d ie B r u c h f e s t i g k e i t b = 200
k g /q m m u n d d ie K o r b l a s t P = 1000 kg.
Förderhöhe II
m 250 500 1000 1500 2000
Tragkraft-
(lbersclmß. K, K , ' K , I v / K , K / TC, K / In, K , ' wenn
in = 9, n = 6 8,87 6,92 9,57 7,47 11,48 8,91 14,42 11,15 19,45 15,01 in = 8, n = 6 7,8 6,07 8,44 6,55 10,11 7,81 12,71 9,72 17,26 13,27 m = 8, n = 5 7,69 5,98 8,12 6,34 9,48 7,26 11,10 8,53 13,64 10,46 m = n = 9 . . 9,27 5,89
5,78 10,58 6,71 14,8 9,35 24,87 15,61 80,23 50,24 m = n = 7,5 7,44 8,26 6,42 10,67 8,25 15,1 11,69 26,24 20,31 m = n = 7,2 7,07 5,76 7,82 6,36 9,95 8,08 13,75 11,13 22,4 18,1 m = n = 7 . . 6,84 5,74 7,53 6,32 9,48 7,95 12,91 10,81 20,24 16,95
f f ’ 250 500 1000 1500 2000m
A b b . 4. T ra g k ra f tü b e rs c h ü s s e d es v e r b r a u c h te n S e i l e s . bei d e r F ö r d e r u n g u n t e r A n n a h m e v e rs c h ie d e n e r S ic h e r h e its fa k to re n .
f l '250 500 -fOOO 1500 2000m
A b b . 5. T ra g k r a f tü b e r s c h ü s s e d e s n e u e n S eiles b e i d e r F ö rd e r u n g u n t e r A n n a h m e v e rs c h ie d e n e r S ic h e r h e its fa k to re n .
Zahlentafel 5.
B e l a s t u n g e n
u n dÜ b e r s c h ü s s e in T o n n e n b e i d e r ü r d ie B r u c h f e s t i g k e i t b = 200 kg/qm m
S ic h e r h e its fa k to re n
G e s a m tb e la s tu n g . . ■ ■ T r a g k r a f t d e s n e u e n S eiles
U b e r s c h u ß ... - -- T r a g k r a f t d e s v e r b r a u c h te n S e ile s . B = Ü b e r s c h u ß ... K '=
m = 9
= 6
Teufe wachsen. E rst bei H = 2000 m wird der U nter
schied etwas größer, indem für x — 7,5 die G esam tlast L das 4fache und für m = 9, n = 6 die G esam tlast L0 das 3% fache der K orblast P beträgt.
Beide Annahmen führen also zu fast gleichen E r
gebnissen. .
In beiden Fällen sinkt die Endsicherheit bei der Seil
fa h rt bis zu einer Förderhöhe H = 2000 nicht unter die bisher für die Förderung g estattete 6fache Mindest
sicherheit.
Die Tragkraftüberschüsse bleiben bis 1500 m le u te für beide Annahmen annähernd gleich und betragen beim verbrauchten Seil und bei 1500 m Teufe das etw a Tllache, bei 2000 m Teufe das 15 - 20fache der K orblast.
Die G esam tbelastung des Seiles, bestehend aus Korb- und Seillast, bleibt ebenfalls für beide Annahmen 'bis 1500 m Teufe gleich und beläuft sich bei 1500 m Teufe auf das 2y4fache, bei 2000 m Teufe auf das 3 1/4 -4 fa c h e der K orblast:
Der Tragkraftüberschuß für beide Annahmen und für die Teufen bis 2000 m ist annähernd 5mal so groß wie die Gesam tbelastung des Seiles.
Z u s a m m e n f a s s u n g .
Die Sicherheitsgrade und die Tragkraftüberschüsse für verschiedene Annahmen der Sicherheitsfaktoien, die bei Berechnung der neu aufzulegenden Förderseile in Vorschlag kommen, werden verglichen. Dabei ist ge
funden worden, daß m it der Annahme einei 7,5fachen Anfangsicherheit und einer 6fachen, d. i. um 20 /0 verringerten Endsicherheit ähnliche Ergebnisse erzielt werden wie m it der Annahme der Teilfaktoren 9 für die K orblast und 6 für die Seillast, wenn m an hier ebenfalls eine um 20% verringerte Endsicherheit fest
setzt.
Abb. 6 veranschaulicht die Belastungsverhältnisse fü r beide Annahmen. D araus ist zu ersehen, wie gleich
mäßig die Seillasten S bei der Annahme x = 7,5 sowie S0 bei der Annahme m = 9, n = 6 und dam it die Gesamt
lasten (Korblast + Seillast) L und L0 bis zu H = 1500 m
A b b . 6. G e s a m tb e la s tu n g d e s S eiles L b e i d e r G e s a m ts ic h e rh e it x = 7,5 u n d L 0 bei d e n T e ils ic h e rh e ite n m = 9, n = 6 f ü r d ie D r a h tf e s tig k e it b = 200 k g /q m m u n d d ie
K o r b la s t P = 1000 kg.
2000m
