Technik der Goldgewinnung

Veröffentlicht auf von asmodeus

Die Gewinnung des Goldes variiert sowohl nach der Beschaffenheit und der Art des Vorkommens der Erze als auch nach den lokalen Verhältnissen. Weitaus der größte Teil des Goldes wird durch einen Wasch- oder Schlämmprozeß aus goldhaltigem Sand oder aus verwitterten goldführenden Gesteinen (Goldseifen) gewonnen. Da das Waschgold fast immer silberhaltig ist, so muß zur Erzielung von reinem G. meistens noch eine Abscheidung des Silbers vorgenommen werden.
1) Die Gewinnung des Seifengoldes geschieht durch Verwaschen des Goldsandes ohne oder mit gleichzeitiger Anwendung von Quecksilber (Amalgamation) zur Ansammlung des Goldes. Der Waschprozeß ist zwar einfach und billig, aber die Goldverluste dabei können je nach der Beschaffenheit der zu verarbeitenden Masse und der Gestalt des Goldes (Blättchen oder Körnchen, grob oder fein beigemengt etc.) sehr bedeutend sein, bis über 50 Proz. Die Verluste werden durch gleichzeitige Anwendung von Quecksilber wesentlich vermindert, indem sich die Goldteilchen mit dem Quecksilber amalgamieren und nach dem Glühen des beim Pressen durch Leder zurückbleibenden festen Amalgams das G. resultiert. Gegenwärtig wird das meiste G. durch Amalgamation gewonnen. Das roheste, ursprünglichste Handwerkszeug des Goldgräbers ist eine flache Schüssel (batea), welche aus verzinntem Blech oder Holz (Abbildung s. Tafel, Fig. 1) oder auch aus einem Kürbis hergestellt wird. Der Goldwäscher füllt diese Schüssel mit der goldhaltigen Erde und schwenkt sie so lange unter Wasser, indem er gleichzeitig die gröbern Geschiebe ausliest, bis der Sand und Lehm weggespült ist und das G. auf dem Boden der Schüssel zurückbleibt. Besser ist schon die in Australien und Kalifornien vielfach angewandte Wiege (cradle oder rocker), ein kleiner, länglich viereckiger, deckelloser und an dem einen schmalen Ende offener Kasten a, dessen Boden b b grobes Tuch bildet, und der, aus Rollhölzern c c stehend, hin und her bewegt werden kann (Fig. 2). Man stellt ihn am Ufer eines Wasserlaufs, mit dem offenen Ende etwas tiefer, auf; am obern, höher stehenden Teil ist der Kasten mit einem Gitter d versehen, auf welches die goldhaltige Erde mit der Schaufel geworfen wird. Während der Apparat auf den Rollhölzern langsam hin und her bewegt wird, läßt man einen Strom Wasser auf das zu verwaschende Material fließen. Der gröbere Kies bleibt auf dem Gitter, der Lehm und Sand fließt als trübe Brühe ab, während die schweren Goldteilchen sich zwischen den Fasern des Tuches am Boden festsetzen. Auf diese Art kann ein Mann täglich etwa 1500 kg goldhaltigen Sand statt der 400 kg mit der Schüssel verwaschen, der Goldverlust ist aber auch hier ziemlich beträchtlich. Der Apparat, welcher nächstdem in Kalifornien in Gebrauch kam, ist der sogen. Long-tom, ein langer Kasten mit starkem Fall, welcher am untern Ende mit einem aus durchdachtem Eisenblech gefertigten Sieb versehen ist, unter welchem ein zweiter Kasten steht, welcher durch Holzleisten in Abteilungen geteilt ist. In das obere Gerinne fällt ein Wasserstrahl mit beträchtlicher Kraft auf das eingeschüttete Haufwerk, welches fortwährend mit der Schaufel durchgearbeitet wird; dadurch schwemmt man die feinern Partikelchen nach und nach durch das Sieb über den gerieften Boden und läßt die gröbern Massen liegen, welche von Zeit zu Zeit durchgesehen und dann entfernt werden. Der von den Leisten zurückgehaltene Stoff wird in einem Sichertrog verwaschen. Obgleich dieser Apparat 6000 kg Sand zu verarbeiten gestattet, so wurde er doch bald von der Schleuse (sluice) übertroffen, die eigentlich nichts andres als ein sehr in die Länge gezogener Long-tom ist. Aus je drei Planken wird ein enger, 32 cm breiter, oben offener Kanal hergestellt, der 95-314 m lang ist und einen genügenden Fall hat. Man bringt in den untern Teil des Kanals eine Portion Quecksilber, welches durch Leisten zurückgehalten oder in Löcher gegossen wird. Ein starker Wasserstrom führt nun Sand und Lehm durch den Kanal hinweg, während das G. sich in dem Quecksilber auflöst. Die gröbern Kiese bleiben oben liegen, werden von Zeit zu Zeit durchgesehen und entfernt. Das mit G. beladene Quecksilber wird durch Leder gepreßt. Hierbei wird überschüssiges Quecksilber abgeschieden, und es bleibt Goldamalgam zurück, von welchem man das Quecksilber in kleinen eisernen Retorten abdestilliert. Die tägliche Arbeitsleistung eines Mannes stieg mittels der Schleuse auf 18,000 kg, und man konnte daher mit derselben immer noch Sand verwaschen, welcher 45mal ärmer war als der zuerst verarbeitete. Alle diese Methoden zur Gewinnung von G. übertrifft der zur Zeit in Kalifornien übliche hydraulische Abbau (Fig. 3). Um das für denselben nötige Wasser mit dem erforderlichen Druck zu beschaffen, sind in den höhern Gebirgsschichten durch Absperrung mittels mächtiger Dämme sehr große Reservoirs geschaffen worden, von denen das Wasser mit Hilfe von Aquädukten, Tunnels, Kanälen und Röhrenleitungen über den ganzen Strich der Goldsandablagerungen verteilt wird. Das Wasser dringt aus einem System von Röhren und Schläuchen mit einem Druck von 4-5 Atmosphären, und durch den Stoß dieses Strahls wird der Kies schnell weggeschwemmt, während nur die gröbern Geschiebe liegen bleiben. Der aufgeweichte Sand und Lehm wird durch tiefe Gräben und endlich in eine unterirdische Galerie geführt, wo die Masse durch breite, tiefe und sehr lange Schleusen aufgenommen wird. Hier wird das G. dann ausgesondert, während die trüben Gewässer sich am Ende der Schleuse in ein tiefes Thal hinabstürzen, wo sich der Sand ablagert, bis ihn der nächste Regenguß wegschwemmt. Die Heurekawerke bei San Juan verbrauchen nach dieser Methode bei Anwendung von vier Wasserstrahlen innerhalb zehn Stunden etwa 15,450 cbm Wasser. Es werden täglich nahezu 3000 cbm Kies verwaschen, und da vier Mann hierbei beschäftigt sind, so wird in zehn Sekunden soviel wie früher beim Goldwaschen mit der Schüssel in 3 3/4 Tagen geleistet.

Das Waschverfahren in Brasilien ist vielfach noch sehr roh. Vollkommnere Apparate hat man in Ostsibirien und zwar sowohl Handwäschereien als Maschinenwäschen. Wir wollen als Typus die bei Alexandrowsk am Ural durch Wasserkraft betriebene Goldwäsche beschreiben . Der Sand wird aus Wagen in den Trichter gestürzt und rutscht aus diesem in die durch das Wasserrad bewegte rotierende Trommel, in welche aus dem Bassin Wasser fließt; das Bassin wird durch die Pumpe mit Wasser versehen. Beim Rotieren der 2,5 m langen und 1,1 m weiten, durchlöcherten, etwas konischen Trommel geht das Feinere durch deren Löcher von 13 mm Durchmesser, während das Gröbere am entgegengesetzten Ende der Trommel auf  einen Tisch fällt, wo die Goldkörner daraus ausgeklaubt werden. Das Feinere gelangt zunächst auf einen geneigten, mit Querleisten versehenen Herd, hinter welchem sich die Goldteilchen ansammeln und, wie oben angeführt, weiter gereinigt werden, nachdem die Leisten abgenommen worden. Von dort ergießt sich die Trübe in eine muldenförmige Rinne, in welcher an Stangen g befestigte Rahmen mit Stacheln unterwärts in der Weise pendelartig schwingen, daß die Stangen an Querhölzern befestigt sind, welche mit eisernen Achsen in Zapfenlager des Gerüstes eingreifen. Die schwingende Bewegung wird den Stangen durch eine vom Wasserrad bewegte Stange erteilt. Die nach der Krümmung der Rinne angeordneten Stacheln des Rahmens rühren die Trübe auf und veranlassen, daß leichtere Teile fortgespült werden, während das G. in der Rinne liegen bleibt und nach Wegnahme der Rahmen in oben erwähnter Weise gereinigt werden kann. Neuerdings ist außerdem ein sehr kompendiöser, auf vier Rädern beweglicher Goldwaschherd von Allain und Rivière-Dejean in Gestalt einer um 10-14° geneigten Holztafel konstruiert worden. Ein am höhern Kopfende derselben befindliches zweiteiliges Reservoir nimmt den Goldsand in der einen Abteilung auf, während in die andre Wasser fließt, um von hier aus in den Sand zu treten und diesen auf den sich anschließenden Waschherd fortzuführen. Letzterer besteht aus einer Menge kleiner, nicht sehr tiefer, trapezoidisch geformter Kästchen, welche lose eingesetzt sind, und von denen der Rand des einen immer über den des andern greift. Nach vollendeter Wascharbeit nimmt man die mit goldreichem Sand versehenen Kasten einzeln voneinander u. entleert dieselben.

Das auf die eine oder andre Art erhaltene Waschgold wird zweckmäßig vor der weitern Reinigung (Affination) vermittelst eines Magnetstabes vom beigemengten Magneteisenerz befreit.
2) Die Gewinnung des Berggoldes ist je nach der Beschaffenheit desselben, ob gediegen in Quarz, in kiesigen Erzen oder vererzt vorkommend, verschieden. Goldquarze werden einer Zerkleinerung und Amalgamation unterworfen, und zwar geschehen beide Operationen entweder gesondert oder in einem und demselben Apparat.
Bei der kombinierten Zerkleinerung und Amalgamation wird nach einem rohen Verfahren für Handbetrieb der Goldquarz (z. B. in Südamerika) in steinernen Schalen oder Trögen mittels Pistills mit Quecksilber und Wasser zusammengerieben, die Trübe durch mehrere terrassenförmig untereinander aufgehängte lederne, mit etwas Quecksilber versehene Säcke fließen gelassen, das Amalgam schließlich in einen Leinensack gethan und ausgepreßt. In Mexiko, Chile, Colorado etc. und Kollermühlen (Arrastras) im Gebrauch, cylindrische Gefäße mit Steinboden, auf welchem dicke, runde Steine mittels Ketten an Horizontalarmen, die an einer stehenden, rotierenden Welle befestigt sind, aufgehängt, im Kreis herumgeschleift werden. Eine solche Mühle verarbeitet in 24 Stunden ca. 1100 kg Material, aber mit bedeutendem Quecklilberverlust.
Beider getrennten Zerkleinerung und Amalgamation wird das vorher gepochte oder gestampfte Material in Goldmühlen (Fig. 5; dieselben sind in Ungarn, Tirol, Salzburg, Australien etc. üblich) mit Quecksilber in möglichst vollständigen Kontakt gebracht, indem man den zerkleinerten Quarz, mit Wasser hinreichend angerührt, als Trübe aus dem Pochtrog in einem Gerinne a durch gußeiserne Behälter b b', auf dem Gerüst c c' aufgestellt, fließen läßt, auf deren Boden sich Quecksilber befindet. In denselben rotiert ein hölzerner Läufer d, mittels eiserner Stangen an den Armen e e' der rotierenden Wellen f f' aufgehängt und an der untern Seite mit stumpfen eisernen Vorsprüngen versehen, welche den goldhaltigen Sand in dem Quecksilber umrühren. Die Zahnräder g g' versetzen die Wellen f f' in Umdrehung, und die Trübe fließt durch Gerinne h und i in mehrere solcher Mühlen, auf deren Boden sich das G. im Quecksilber immer mehr und mehr anreichert. Nach hinreichender Sättigung damit in der ersten Mühle hält man den Apparat an, bringt das Amalgam aus der zweiten in die erste, aus der dritten in die zweite etc. Mühle und schüttet in die letzte frisches Quecksilber. - Ein in Kalifornien, Colorado, Montana und Neuseeland neuerdings fast allgemein übliches, sehr wirksames Verfahren besteht darin, den Goldquarz in Pochwerken unter Quecksilberzusatz zu zerkleinern (Pochwerksamalgamation), die Trübe durch ein feines Sieb über eine geneigte amalgamierte Kupferplatte laufen zu lassen, auf welcher Gold- und Amalgamteilchen zurückgehalten werden, und dieselben endlich noch über Tücher (Plachen) auf geneigten Herden zu führen. Häufig sind die amalgamierten Kupferbleche auch in schräger Stellung durch die ganze Länge des Pochtrogs so eingesetzt, daß die Pochmasse in möglichst innige Berührung mit den Blechen kommt. Von Zeit zu Zeit werden die Bleche von dem daran haftenden Goldamalgam und freien G. durch Abkratzen befreit, mit frischem Quecksilber amalgamiert und wieder eingesetzt. Dabei ist das Hinzutreten von Schmutz- und Fettteilen möglichst zu vermeiden, weil dadurch die Fähigkeit des Quecksilbers, sich mit dem G. zu amalgamieren, sehr beeinträchtigt wird. Mitunter wird die Amalgamation auch in Fässern ausgeführt.
Zur Abscheidung des Goldes aus dem Amalgam, welches in festem Zustand erfolgt, wenn das flüssige goldhaltige Quecksilber durch Leinen oder Leder gepreßt wird, glüht man dasselbe aus, wobei unter Verflüchtigung des zu kondensierenden Quecksilbers das G. zurückbleibt. Zum Glühen des Amalgams dienen häufig Glockenapparate (Fig. 6). In einem gußeisernen Behälter d ist eine mit horizontalen Scheiben a (Tellern) versehene Eisenstange aufgestellt, über welche eine Glocke b gedeckt ist, deren unterer Rand in Wasser taucht, welches sich in dem Gefäß d befindet. e ist eine fortwährend mit fließendem Wasser versehene Schieblade, welche sich auf den Leisten f ausziehen läßt. Nachdem das Goldamalgam auf die Teller gebracht worden, stülpt man die Glocke über a, füllt durch die Öffnung g Holzkohlen in den Raum zwischen der Glocke b und dem durch eine Thür c an der Vorderseite verschlossenen gemauerten Schacht h und versetzt die Glocke in Glut, wobei Quecksilber dampfförmig ausgetrieben wird, sich verdichtet und in der Schieblade e ansammelt. - Einfacher und vollkommener geschieht die Destillation des Quecksilbers in einem Retortenofen (Fig. 7). Man schiebt das Amalgam in eisernen Pfännchen nach Lüftung des Deckels a in die Retorte b, welche bei Erhitzung von der Feuerung c aus die Quecksilberdämpfe durch das Rohr e in das mit Tuch f belegte Trichterende g desselben entläßt. Der Trichter taucht in das Gefäß h ein, und aus dem Rohr i kommt Kühlwasser, welches sowohl die Röhre k umströmt, als auch das Tuch auf dem Trichter g feucht erhält. Die Feuergase entweichen nach dem Umspielen der Retorte durch den Schornstein

Ein geringer Bruchteil des Goldes wird aus goldhaltigen geschwefelten Erzen (Eisen, Kupfer und Arsenkies, Antimonglanz, Zinkblende) gewonnen, welche indessen meistens nur Spuren von G. enthalten (die Erze des Rammelsbergs 1/7300000, die von Freiberg 0,00003-0,0015 Proz.). Die Gewinnung des Goldes aus solchen Erzen kann durch Amalgamation oder durch Schmelzprozesse geschehen.
a) Amalgamation. Da Quecksilber vorwiegend nur gediegenes G. aufnimmt, so müssen Erze, welche G. an Tellur, Antimon, Arsen etc. gebunden enthalten, vor der Amalgamation geröstet, d. h. bei Luftzutritt erhitzt, werden, um Schwefel, Antimon, Arsen, Tellur etc. durch Oxydation zu entfernen, das G. frei und zur Verbindung mit Quecksilber geneigt zu machen. Häufig röstet man aber auch solche kiesige Erze, welche nur gediegen G. enthalten, um die von den Kiesen umhüllten, oft sehr feinen Goldteilchen für das Quecksilber besser bloßzulegen. Zur Amalgamation verwendet man im allgemeinen die Fig. 5 abgebildeten Goldmühlen, seltener Pfannen. Zum Rösten der Erze dienen zweckmäßig Fortschaufelungsöfen (Textfig. 8, 9). Das zerkleinerte Erz wird in Posten von etwa 200 kg durch die Öffnung f auf den obern Herd b des Röstofens gebracht und unterhalb f ausgebreitet, wo dann eine Anwärmung des Erzes durch die von dem Rost g über die Feuerbrücke c und den untern Herd a ziehende Flamme stattfindet, welche am Ende des Herdes b durch eine seitliche Öffnung in den Schornstein gelangt. Nach einiger Zeit wird der erste Erzposten nach dem Öffnen der Arbeitsthore e um eine gewisse Entfernung mittels Schaufeln nach vorwärts bewegt (Fortschaufeln) und gleich eine frische Post durch f wieder eingebracht. Die nun stärker erhitzte erste Post beginnt jetzt zu rösten, d. h. die Bestandteile des Erzes, außer G., nehmen Sauerstoff auf und geben Oxyde und flüchtige Substanzen (schweflige, antimonige und arsenige Säure) ab. Indem man nun das Röstgut allmählich immer weiter vom obern auf den untern Herd a und dann der Feuerbrücke c näher rückt, dabei aber immer hinten eine frische Post aufgibt, röstet das Erz zunehmend ab und wird dann durch eine seitliche Öffnung auf der Sohle bei d aus dem Ofen gezogen. - Für eine Massenproduktion empfiehlt sich der in Amerika häufiger angewandte und wenig Handarbeit erfordernde Brücknersche Rotierofen (Tafel, Fig. 10). Derselbe besteht aus einem Feuerungsraum a, vor welchem ein mit feuerfesten Steinen ausgekleideter Blechcylinder b dadurch in Rotation versetzt wird, daß in den gezahnten Kranz c des mit Rippen d auf Rollen gleitenden Cylinders ein von einem Motor bewegtes Getrieberad eingreift. Durch das verschließbare Mannloch e wird das Erz eingebracht und beim Rotieren des Cylinders von der eisernen, mit feuerfestem Material bekleideten und mit Luftkühlrohren f versehenen Scheidewand g besser verteilt.
Das bei der Amalgamation erfolgende Amalgam gibt nach dem Pressen und Glühen sogen. Mühlgold (im Gegensatz zu Brandgold, d. h. durch Schmelzprozesse erhaltenem G.). Die Amalgamation ist jedoch nur dann am Platz, wenn gewisse schädliche, leicht amalgamierbare Beimengungen (Blei, Wismut, Antimon) nicht zugegen sind oder vorher durch Rösten entfernt sind.
b) Schmelzprozesse werden wegen ihrer Kostspieligkeit seltener für eigentliche Golderze als für goldhaltige Blei-, Silber- und Kupfererze sowie Schwefelkiese angewandt. Das gebräuchlichste Extraktionsmittel für G. bildet das Blei. Dieses befindet sich entweder schon in dem Erz in genügender Menge (güldische Bleierze), oder dasselbe wird in Gestalt von Bleierzen oder oxydischen Produkten vom Abtreibprozeß (Bleiglätte, Herd etc.) hinzugefügt. Reichere Geschicke verschmelzt man direkt mit den bleihaltigen Zuschlägen, seltener in Flammöfen als in Schachtöfen, auf goldhaltiges Werkblei; goldärmere werden zuvor, wenn sie viel Erden enthalten (Dürrerze), mit passenden Zuschlägen zur Verschlackung der Erden und mit Schwefelkies zusammengeschmelzt (güldische Roharbeit), wobei sich neben Schlacke (Rohschlacke) Schwefeleisen (Rohstein) erzeugt, welches den erdigen Substanzen ihren Goldgehalt entzogen hat (Ungarn, Siebenbürgen). Goldarme Schwefelkiese (Goldkiese) werden vor dem Schmelzen etwas abgeröstet und dadurch ihr Gehalt an Schwefeleisen teilweise in Eisenoxyd übergeführt, welches beim Verschmelzen mit kieseligen Zuschlägen sich verschlackt, während der beim Rösten unzersetzte Kies einen Rohstein gibt, welcher den Goldgehalt des beim Rösten zersetzten Kieses aufgenommen hat. Zur Entgoldung des Rohsteins wird derselbe entweder im flüssigen Zustand in einem kesselförmigen Herd mit flüssigem Blei umgerührt (Eintränkarbeit), oder in einem Schachtofen mit bleiischen Erzen oder bleihaltigen Produkten auf güldisches Blei verschmelzt. Letzteres Verfahren gestattet eine vollständigere Ausziehung des Goldes. Das bei diesen chemischen Operationen erfolgende goldhaltige (und stets auch silberhaltige) Blei wird einem Schmelzen im Flammofen unter Zutritt von Gebläseluft, dem Abtreiben (s. Blei und Silber), unterworfen, wobei das Blei Sauerstoff aufnimmt und aus dem Ofen abfließendes Bleioxyd (Bleiglätte) entsteht, während goldhaltiges Silber zurückbleibt, von welchem das G. auf später anzuführende Art getrennt wird.
Ist das Blei goldarm, so ist es vorteilhafter, die Entgoldung ganz analog der Parkesschen Zinkentsilberung (s. Blei und Silber) durch Zink vorzunehmen. Setzt man zu geschmolzenem, G. und Silber enthaltenden Blei wenig Zink, so wird zunächst die Gesamtmenge des Goldes und erst bei weiterm Zinkzusatz das Silber aufgenommen. (Ist Kupfer zugegen, so wird es gleichzeitig mit dem G. von dem zuerst hinzugesetzten Zink aufgenommen; man erhält dann einen goldhaltigen Kupferzinkschaum, welcher auf goldhaltiges Silber verarbeitet wird; das Silber wird schließlich der Affination unterworfen.) Der bei ruhigem Stehen des Metallbades sich absetzende goldhaltige Zinkschaum wird durch Abseigerung konzentriert und dann mit Säuren behandelt oder unter Zusatz von Kohlen destilliert, wobei unter Verflüchtigung des Zinks G. zurückbleibt.
Kommt G. in Kupfererzen (güldischen Kupfererzen) vor, so verschmelzt man dieselben in gewöhnlicher Weise auf Schwarzkupfer (s. Kupfer), in welchem sich der Goldgehalt ansammelt. Das gold- und silberhaltige Schwarzkupfer wird darauf in fein granuliertem Zustand auf den durchlöcherten Boden einer hölzernen Bütte gebracht, während sich bei Luftzutritt aus einem darüberstehenden Behälter mittels Dampf erwärmte verdünnte Schwefelsäure durch ein mit Brause versehenes Bleirohr in Intervallen auf die Granalien ergießt. Die entstandene Kupfervitriollösung fließt gemeinschaftlich mit den ausgeschiedenen Goldteilchen durch lange Gerinne, in denen beim Abkühlen Kupfervitriol, die Goldpartikeln einschließend, auskristallisiert. Letzterer wird in heißem Wasser gelöst und die klare Flüssigkeit, nachdem sich der Goldschlamm zu Boden gesetzt hat, zur Kristallisation in Fässer abgelassen. Nach dem gehörigen Auswaschen mit heißem Wasser wird der Schlamm getrocknet, mit etwas Blei zusammengeschmelzt und das erfolgende gold- und silberhaltige Blei abgetrieben (Ober- und Unterharz). Man verschmelzt auch wohl die Kupfererze, statt auf Schwarzkupfer, nur auf einen Kupferstein (Schwefelkupfer mit einem Gehalt an Silber und G.) und röstet diesen tot, d. h. erhitzt denselben bei Luftzutritt so lange, bis aller Schwefel entfernt ist und Kupfer sowie etwas Eisen als Oxyde zurückbleiben, welche dann beim Behandeln mit verdünnter Schwefelsäure Kupfervitriol und Goldsilberschlamm geben (Freiberg).
Um aus sehr goldarmen, kiesigen Erzen, welche nach den beschriebenen Methoden keine ökonomisch günstigen Resultate liefern, das G. zu gewinnen, kann man Plattners Chlorationsprozeß anwenden. Die Erze werden durch anhaltendes Erhitzen bei Luftzutritt völlig von Schwefel und Arsen befreit (totgeröstet), die Oxyde etwas angefeuchtet in ein an Zapfen a (Fig. 11) aufgehängtes, durch Riegel b vor dem freiwilligen Umkippen geschütztes, mit verpichtem Holzdeckel c zu versehendes Thongefäß d mit Quarzstücken (Quarzfilter) am Boden gebracht und in das bedeckte Gefäß aus e Chlorgas geleitet. Dieses greift die Oxyde nicht an, verwandelt aber die Goldteilchen in Chlorgold, welches beim Auslaugen der hinreichend mit Chlor imprägnierten Masse mit heißem Wasser in Auflösung geht. Diese zieht sich durch das Quarzfilter hindurch und fließt am Boden des Thongefäßes nach Öffnung eines Hahns in einen Laugenkübel f ab. Enthält das Chlor Salzsäure, so lösen sich in letzterer auch Metalloxyde; man leitet deshalb das Chlorgas zuvor in mit Wasser versehene Waschgefäße e, welche die Salzsäure zurückhalten. Die Lauge erwärmt man, bis das freie Chlor verdunstet ist, und fällt darauf das G. durch Eisenvitriollösung metallisch aus. Etwa vorhandenes Silber bleibt als unlösliches Chlorsilber im Rückstand. Auf diese Weise hat Plattner die sonst auf keine Weise mit Vorteil zu bearbeitenden Rückstände vom Rösten der Arsenerze (Arsenikabbrände) von Reichenstein in Schlesien aus G. nutzbar gemacht. Statt des gasförmigen Chlors kann man auch Chlorwasser, Bromwasser oder Gemische, welche Chlor entwickeln, anwenden. Das Ausbringen nach diesem Verfahren geht bis zu 95 Proz. Nach Allain kann man mittels Chlorwasser aus den zuvor gerösteten und durch Behandeln mit Schwefelsäure von Eisen, Zink, Kupfer, Silber befreiten Kiesen noch 1/10000 G. ausziehen.
4) Goldscheidung (Affination, Affinierung). Da G. und Silber fast stets zusammen vorkommen, so ist das nach den beschriebenen Methoden erhaltene G. fast immer silberhaltig und enthält außerdem auch noch oft geringe Mengen andrer Metalle. Zur Erzielung eines reinen Goldes ist daher noch die Abscheidung des Silbers (resp. der übrigen etwa vorhandenen Verunreinigungen) erforderlich. Da gegenwärtig fast ausschließlich die Scheidung durch Schwefelsäure im Gebrauch ist, so mögen die früher angewandten Methoden nur kurz erwähnt werden. Auf trocknem Weg wandte man verschiedene Verfahren an, ohne daß dabei aber vollständig reines G. erzielt wurde. Bei der Scheidungsmethode durch Guß und Fluß schmelzte man das G. mit dem doppelten Gewicht Schwefelantimon (Grauspießglanz) zusammen, wobei sich Antimongold und darüber Schwefelsilber (Plachmal) absonderten. Ersteres wurde vor einem Gebläse eingeschmolzen, wodurch das Antimon fortrauchte und G. zurückblieb. - Nach Pfannenschmieds Verfahren wurde die granulierte Legierung mit dem achten Teil Schwefel in einem Tiegel erhitzt und darauf Bleioxyd in kleinen Portionen zu der Schmelze gefügt, wodurch ein Teil des Schwefels vom entstandenen Schwefelsilber auf Kosten des Sauerstoffs im Bleioxyd verbrennt und das reduzierte Blei beim Zubodensinken das G. nebst etwas Silber aufnimmt. Bei Wiederholung der Operation findet zwar eine weitere Anreicherung des Goldgehalts, aber nie eine völlige Abscheidung des Silbers statt. - Bei der Zementationsmethode wurde die granulierte oder zu dünnem Blech gewalzte Goldsilberlegierung 24-36 Stunden lang in einem Chlor abgebenden Zementierpulver (aus 1 Teil Kochsalz, 1 Teil kalciniertem Eisenvitriol und 4 Teilen Ziegelmehl bestehend) geglüht und dadurch das Silber in Chlorsilber übergeführt, während G. unangegriffen blieb. Das schmelzende Chlorsilber zog sich in das Zementierpulver. Von den trocknen Goldscheidungsprozessen finden gegenwärtig nur noch der Millersche Chlorgasprozeß, welcher auf demselben Prinzip wie die Zementation beruht, und eine von Rößler angegebene Modifikation des Pfannenschmiedschen Verfahrens Anwendung; beide Prozesse sollen weiter unten näher beschrieben werden. Vollständiger wird die Trennung der beiden Metalle auf nassem Weg erreicht. Früher geschah die Scheidung mit Salpetersäure (Scheidewasser), in welcher sich nur das Silber, nicht G. löst; eine Trennung ist möglich, wenn ersteres in dreimal so großer Menge vorhanden ist als letzteres. Wegen dieses erforderlichen Verhältnisses von 3 Teilen Silber in 4 Teilen Legierung nennt man den Prozeß Quartation. Indessen ist nach v. Pettenkofer schon die doppelte Menge von Silber genügend, um bei richtiger Konzentration der Salpetersäure (spez. Gew. 1,32) und bei längerm Kochen alles Silber aus der Legierung entfernen zu können.

Sind auf 1 Teil G. weniger als 2 Teile Silber vorhanden, so wird das Silber durch Salpetersäure nicht völlig vom G. weggelöst; ein größerer Silbergehalt schadet nicht. Dieses Verfahren war wegen der Salpetersäure kostspielig, es wurde deshalb als ein großer Fortschritt begrüßt, als d'Arcet 1802 statt Salpetersäure die billigere konzentrierte Schwefelsäure als Lösungsmittel anwandte. Die Säure löst in der Siedehitze das Silber unter Entwickelung von schwefliger Säure zu schwefelsaurem Silber (Silbervitriol), während das G. unangegriffen bleibt. Die zu affinierende Legierung darf nicht mehr als 20-25 Proz. G. und nicht über 10 Proz. Kupfer enthalten; ist mehr G. zugegen, so schmelzt man die Legierung mit der erforderlichen Menge von Silber zusammen. Anfangs wandte man als Lösegefäße Platinkessel an, welche aber alsbald für große Produktionen durch gußeiserne ersetzt wurden. Für kleine Produktionen benutzt man zuweilen, wie zu Oker am Unterharz, Porzellantöpfe von nachstehender Einrichtung (Fig. 12): a gußeiserner Kessel oberhalb der Feuerung b; c Porzellangefäß, in einem eisernen Gerüst d mit Handhabe in den Kessel einzusetzen; e Deckel mit Arbeitsöffnung f unter Wasserverschluß; g Wasserverschluß zur Aufnahme des die schweflige Säure abführenden Porzellanrohrs h, welches durch ein Bleirohr i mit der äußern Luft kommuniziert. Diese Art der Goldscheidung (Affination) erfordert nachstehende Manipulationen: Die Goldsilberlegierung wird in einem Thon-, Graphit- oder Eisentiegel eingeschmelzt und durch langsames Eingießen in einen mit kaltem Wasser gefüllten kupfernen Kessel unter Umrühren mit einem Holzstab granuliert; darauf werden die Granalien im Lösegefäß mit konzentrierter Schwefelsäure (auf 1 Teil der Legierung 2-2,5 Teile Schwefelsäure vom spez. Gew. 1,848) längere Zeit (10-12 Stunden) bis zur Auflösung gekocht und nach der Abkühlung der Lösung diese behufs der Klärung mit verdünnter Schwefelsäure versetzt. Die Silberlösung wird von dem am Boden befindlichen G. in Bleipfannen abgelassen und mit viel Wasser verdünnt; darauf scheidet man aus der Lösung das Silber durch eingelegte Kupferblechstreifen in Pulverform metallisch aus und gewinnt gleichzeitig Kupfervitriol als Nebenprodukt. Das Fällsilber wird behufs Entfernung von Wasser zu Kuchen gepreßt. Die Presse (Fig. 13) besteht zu Oker aus einem Holzgerüst A mit eisernem Cylinder a, in welchem sich ein karierter und durchlöcherter Losboden B befindet, auf welchen man die mit Silber gefüllten Leinenlappen legt. Mittels eines Preßbengels greift man in das Loch b der Schraube e ein; diese drückt dabei auf das Brett d, unter welchem sich der Holzkonus c befindet. Durch eine Öffnung f zwischen Haupt- und Losboden fließt das ausgepreßte Wasser aus. Die von der Leinwand befreiten Kuchen werden auf einem Herd oder in Retorten getrocknet, dann eingeschmelzt und das flüssige Silber in Formen gegossen. Das ungelöste G. laugt man noch mehrmals mit heißer konzentrierter Schwefelsäure und darauf mit Wasser aus; dasselbe enthält aber immer noch Silber (meistens 2-3 Proz.), welches selbst durch wiederholtes Behandeln mit Schwefelsäure nicht entfernt werden kann, häufig auch Platin und Spuren andrer Metalle; man befreit das G. von diesen Verunreinigungen, wie weiter unten beschrieben werden wird.
Die Affination durch Schwefelsäure wird entweder in den Hüttenwerken selbst (Freiberg, Lautenthal, Oker, Ems etc.) oder auch in besondern Gold- und Silberscheideanstalten (Hamburg, Berlin, Frankfurt a. M., München, Karlsruhe etc.) ausgeführt. Man ist durch dieses Verfahren im stande, selbst aus sehr goldarmem Silber das G. mit ökonomischem Vorteil zu gewinnen; z. B. enthalten alle vor 1830 geprägten Silbermünzen so viel G., daß die Gewinnung desselben lohnend ist. Vor Einführung der Affination durch Schwefelsäure lohnte sich die Scheidung von G. und Silber erst, wenn 1 kg Silber mehr als 3 g G. enthielt, während sich gegenwärtig die Goldgewinnung noch aus Silber mit 0,4 g (pro 1 kg) lohnt. In den Jahren 1873-79 sind für Rechnung des Deutschen Reichs in der Frankfurter Gold- und Silberscheideanstalt geschieden worden:

11662 Kilogr. Kronthaler
12665 " Konventionsthaler
360980 " preußische Thaler (1750-1822)
224625 " " " (1822-1856)
119229 " Vereinsthaler
56422 " 10-Groschenstücke
563558 " 5 "
45330 " 2 1/2 "
40846 "2 "
10114 " Silbergroschen
184913 " 6-Kreuzerstücke
11519 " verschiedene kleinere Münzsorten
1741863 Kilogr. Landesmünzen.

Daraus wurden 1,075,962 kg Feinsilber und ca. 769 kg G. gewonnen.
Statt aus dem Silbersulfat durch Kupfer das Silber auszuscheiden, verfährt man nach dem Vorschlag von Gutzkow mitunter (z. B. in der San Francisco assaying and refining Company) auch in der Weise, daß man das auskristallisierte Silbersulfat in eine siedende und gesättigte Lösung von Eisenvitriol einträgt, wobei unter Bildung von Ferrisulfat das Silber metallisch ausgeschieden wird. Rößler mischt das auskristallisierte Silbersulfat mit feinen Eisenblechabfällen (z. B. Knopfblechabfällen aus Iserlohn), welche unter starker Erwärmung das Silbersulfat zu Silber reduzieren; um aus dem Silber sämtliches Eisen zu entfernen, setzt derselbe etwas Kupfervitriol hinzu, wodurch das Eisen unter Bildung von Ferrosulfat und Abscheidung von Kupfer gelöst wird. Das Kupfer bleibt dann beim Silber, da man für technische Zwecke so wie so Kupfer hinzusetzt.
Es ist gegenwärtig leicht, G. und Silber durch Affination mit Schwefelsäure zu trennen, ebenso bietet die Trennung von Silber und Kupfer in den verschiedensten Verhältnissen keine Schwierigkeiten. Nach Rößler ist es aber eine sehr schwierige Aufgabe, eine an Kupfer reiche Goldlegierung durch Schwefelsäure ohne allzu große Kosten zu scheiden (bis 10 Proz. Kupfer sind indessen ohne Nachteil). Aus diesem Grund ist in der Frankfurter Scheideanstalt seit einiger Zeit eine Vorbereitung solcher kupferreicher Legierungen für die Schwefelsäurescheidung im Gebrauch, welche darin beruht, daß man die Legierung mit einem Überschuß von Schwefel schmelzt, so daß Silber und Kupfer vollständig in Schwefelverbindungen übergehen, und daß man darauf einen Teil des Schwefels durch Aufblasen von Luft auf die geschmolzenen Schwefelmetalle verbrennen läßt. Es scheidet sich dabei zunächst alles G. (welches bei überschüssigem Schwefel ebenfalls in größerer Menge von den Schwefelmetallen aufgenommen wird) und darauf das meiste Silber aus. Man erhält dann eine kupferfreie Goldsilberlegierung, bei welcher man die Affination ohne Schwierigkeiten ausführen kann. Das Rößlersche Verfahren ist somit eine zweckmäßige Modifikation des altern Pfannenschmiedschen Verfahrens.

Zur weitern Reinigung des bei der Affination mit Schwefelsäure erhaltenen Goldes wendet man folgende Verfahren an:
a) Man schmelzt das G. mit Natriumbisulfat, behandelt die Schmelze mit verdünnter Schwefelsäure, schmelzt das rückständige G. mit Borax und etwas Salpeter in Thon- oder Graphittiegeln und gießt es in angewärmte eiserne Formen aus; das G. besitzt dann einen Feingehalt von 994-998 Tausendsteln.
b) Da nach dem vorigen Verfahren Spuren von Antimon, Arsen, Blei, Tellur und Wismut aus dem G. nicht entfernt werden können und schon 1/1900 dieser Verunreinigungen das G. sehr spröde und deshalb zum Prägen von Münzen etc. ganz ungeeignet macht, so ist es von großer Wichtigkeit, diese Verunreinigungen, wenn sie vorhanden, zu entfernen. Dazu dient mit Vorteil der Millersche Chlorprozeß. Das G. wird in einem Graphit- oder Thontiegel b (Fig. 14) unter einer Boraxdecke eingeschmelzt und durch die Thonröhre. a aus dem Entwickelungsgefäß d trocknes Chlorgas eingeleitet, wobei sich die Chloride von Antimon, Arsen, Blei, Wismut etc. verflüchtigen und gemeinschaftlich mit dem überschüssigen Chlor durch den Kanal c in den Schornstein f ziehen. e ist ein mit dem Salzsäurebehälter in Verbindung stehendes Rohr aus Glaszur Erzeugung des erforderlichen Gasdruckes und zur Einführung von Salzsäure zu dem Braunstein im Gesäß d behufs der Chlorentwickelung. Das Silber geht zum größten Teil als Chlorsilber in die Schlacke, und man erhält ein nur wenig Silber enthaltendes G. vom Feingehalt 991-997 Tausendstel. Der Millersche Chlorprozeß kann für alle Goldlegierungen angewandt werden, welche 2-30 Proz. Silber und 1-2 Proz. fremde Bestandteile enthalten. Statt Chlorgas läßt man mitunter auch Kupferchlorid, welches in der Hitze Chlor abgibt, auf geschmolzenes G. einwirken und erzielt dadurch ebenfalls eine Reinigung des Goldes.
c) Einige Goldsorten (kalifornisches, sibirisches etc.) enthalten häufig Iridium und Osmiumiridium als Verunreinigungen. Zur Reinigung schmelzt man solches G. und läßt das geschmolzene Metall ruhig stehen, wobei sich das spezifisch schwere Osmiumiridium zu Boden senkt, während die obere Schicht aus reinem G. besteht und vorsichtig abgeschöpft wird. Man erhält schließlich nach mehrmaligem Umschmelzen einen an Osmiumiridium reichen Rückstand, welcher in Königswasser gelöst wird, wobei diese Verunreinigung ungelöst zurückbleibt.
d) Um möglichst chemisch reines G. zu erhalten, löst man den Rückstand von der Affination in Königswasser, verdünnt, hebert die Goldchloridlösung vom ausgeschiedenen Chlorsilber ab, fällt mit überschüssiger Eisenvitriollösung das G. aus und schmelzt es darauf mit Borax im Graphit- oder Thontiegel. Man erhält dadurch G., welches frei von Osmiumiridium ist und einen Feingehalt von 999,4-999,9 Tausendsteln besitzt.
e) Die Trennung des Goldes von den Platinmetallen wird neuerdings auch durch Elektrolyse ausgeführt. Man bringt dabei das zu reinigende G. in Plattenform, verbindet die Platte mit dem positiven Pol einer dynamoelektrischen Maschine, taucht dieselbe in eine Lösung von neutralem Goldchlorid und macht ferner ganz dünne Platten von Feingold zum negativen Pol. Setzt man die Maschine in Thätigkeit, so löst sich am positiven Pol G. auf und schlägt sich an den Feingoldblechen nieder. Iridium, Osmium etc. fallen dabei als grauschwarzes Pulver zu Boden. Man erhält auf diese Weise sehr reines G. vom Feingehalt 999,8-1000 Tausendstel. Vgl. Percy, Metallurgie des Silbers und Goldes (deutsch von Rammelsberg, Braunschw. 1881 ff.); Stölzel, Metallgewinnung: Silber und G. (das. 1886).
Versetzt man Goldchloridlösung mit wenig Oxalsäure, fällt dann mit kohlensaurem Kali sämtliches G. als Goldoxydkali, fügt einen großen Überschuß von Oxalsäure hinzu und erhitzt rasch zum Sieden, so scheidet sich das G. metallisch glänzend, schwammförmig ab. Fällt man Goldchlorid genau mit Kalihydrat und digeriert den Niederschlug noch feucht mit alkoholischer Kalilösung, so erhält man das G. in feinen, glänzenden Schuppen, welche, mit Gummilösung eingetrocknet, als Malerfarbe benutzt werden können; das durch Eisen- und Quecksilbersalz gefällte, fein verteilte G. dient in der Porzellanmalerei.


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