Neuerungen im Eisenhüttenwesen. Mit Abbildung auf Tafel 4. Neuerungen im Eisenhüttenwesen. Der Martin-Prozeſs. Während in der älteren Literatur meist von einem Siemens-Martin-Prozeſs die Rede ist, unterscheidet man jetzt streng zwischen Siemens-Prozeſs und Martin-Prozeſs. Bei dem letzteren werden bekanntlich Schrot und Abfälle in einem Roheisenbade gelöst, wohingegen Siemens Erze zum Roheisen setzt und somit durch Eisenoxyde eine Oxydation des Roheisenbades bewirkt. Der Siemens-Prozeſs oder die Herstellung von Siemens-Fluſseisen ist daher gleichbedeutend mit der sogen. Erzstahlarbeit (vgl. Wedding, Schmiedbares Eisen S. 492). Werden aber die Erze zunächst durch irgend eine Rennarbeit reducirt und der erhaltene Eisenschwamm anstatt der Eisenoxyde zum Roheisen gesetzt, so ist dies der sogen. Eisenschwammprozeſs (vgl. Wedding, Schmiedbares Eisen S. 565). Letzterer ist von keiner wesentlichen Bedeutung, da es unnöthig erscheint, die Erze zunächst zu reduciren, während man nach dem Vorgange von Siemens die Oxyde direct dem Roheisenbade zusetzen kann. Der Siemens-Prozeſs und der Martin-Prozeſs bilden den sogen. Flammofenfluſseisenprozeſs, sowie das Martin-Fluſseisen und Siemens-Fluſseisen den gemeinschaftlichen Namen Flammofenfluſseisen führen. Kürzer bezeichnet man den Prozeſs als Herdschmelzprozeſs, indem man sich an die englische Bezeichnung Open-hearth-process anschlieſst und auch zuweilen von einem offenen Herde redet, obwohl eigentlich kein offener Herd angewendet wird. Der Herdschmelzprozeſs, namentlich der basische, scheint der Prozeſs der Zukunft zu werden. In Stahl und Eisen 1887 Heft 6 findet sich ein interessanter Entwurf einer neuen Martin-Stahlanlage von Steffen. Nunmehr liegt ein Parallel-Entwurf vor, welcher von W. Schmidhammer ausgearbeitet und in Stahl und Eisen 1888 S. 369 mitgetheilt ist. Zur Entgasung der Kohle, welche mittels des Fülltrichters F (Fig. 4) aufgegeben wird, dient der Entgasungsraum E, der gleich senkrechten Verkokungskammern aus Façonsteinen errichtet wird, die mit einer zweiten Gattung von Façonsteinen zugleich die Heizkanäle H bilden. Letztere münden in einen ringförmigen Raum R, aus welchem eine Rohrleitung zur Düse G und in den unter dem Entgasungsraum befindlichen Vergasungsraum V führt. Dieser letztere ist gegen den Entgasungsraum bedeutend erweitert und wird durch einen Kühlkasten K von demselben getrennt; dieser Kühlkasten trägt einestheils, indem er auf Flantschen der winkelförmigen Säulen S aufsitzt, das ganze obere Mauerwerk, dadurch den unteren Theil entlastend, anderntheils dient er zugleich zu einer mäſsigen Erhitzung des Windes; zu diesem Zweck wird der Wind durch die Leitung W zugeführt und durch die Rohre w und w1 abgeleitet; w führt zu den Düsen D, von welchen auf jeder Seite der Düse G eine angeordnet ist, und liefert den Wind zur Vergasung der Kohle. Die Leitung w1 führt zu den injectorartig geformten Brennern i, welche die Destillationsproducte aus der Entgasungskammer E absaugen und zur Verbrennung bringen. Die gebildeten heiſsen Verbrennungsproducte gelangen durch den Kanal R zur Düse G und zwischen den Winddüsen D in die glühende Kohle, wo sie zu Kohlenoxyd und Wasserstoff reducirt werden sollen. Die Gase des Gaserzeugers werden durch das flache Rohr L in einen Reinigungskasten und von da durch das Absperrventil mit Wasserverschluſs A in den Gassammelkasten und zur Verbrauchsstelle geführt. Zur Inbetriebsetzung des Gaserzeugers ist es vorerst nöthig, die Entgasungskammer heiſs zu bekommen. Zu dem Zweck wird erst in dem Vergasungsraum V Feuer gemacht und bei geschlossenem Ventil A das Mauerwerk incl. des Entgasungsraumes soweit heiſsgeblasen, als es mit Rücksicht auf den nur durch Wind gekühlten Kühlkasten angeht; dabei läſst man die Verbrennungsproducte durch die offenen Putzlöcher P des Ringkanals R entweichen. Kommen bei höherer Kohlenschüttung schon unverbrannte Gase zu den Brennern i, so können sie, wenn die Brenner schon etwas warm sind, mit Wind verbrannt werden, bis die Heizkanäle H in guter Hitze sind. Ist dies bei allmählicher Anfüllung des Entgasungsraumes erreicht, so können sofort das Ventil A geöffnet und die Putzlöcher geschlossen werden, und der Apparat ist in voller Thätigkeit. Sollten Festsetzungen der Kohle trotz der nach unten erweiterten Form des Entgasungsraumes vorkommen, so können diese mit Hilfe von Stangen durch die an den kurzen Seiten des Füllkastens angebrachten Löcher behoben werden. Von den Gaserzeugern gelangen die Gase in die Wärmespeicher (Fig. 1 und 2). Zur Regulirung für die zuströmenden Gase und die Luft dienen einfache Tellerventile. Die Umschaltung beim Regenerativofen erfolgt ebenfalls mit Ventilen, die aber mit Wasser gekühlt sind; die Ventilkästen sind, wenn nöthig, ausgemauert und reichlich mit Putzöffnungen versehen. Durch einen Kettentrieb werden sämmtliche acht Ventile, die zur Umschaltung nöthig sind, von einem Handrad aus mit einem Male gestellt. Alle Ventile sind mit Zeigern in Verbindung, die ihre Stellung genau angeben. Bei den Regulirventilen sind die Ständer der Stellräder überdies mit den Ventilsitzen in starrer Verbindung, damit die Einstellung des Ventils immer genau erfolgen kann. Sämmtliche Ventile sind leicht und rasch auswechselbar. Von den Umschaltungsventilen führen geräumige Kanäle, welche als liegende Wärmespeicher dienen und daher mit einem Ziegelgitter ausgefüllt sind, unter die senkrechten, in Blechcylindern von 2m Durchmesser eingebauten freistehenden Wärmespeicher. Diese sind am Umfang auf 300mm ausgemauert (Fig. 2a); die Ausfüllung ruht auf einem gewölbartig hergestellten Gitter von Chamottesteinen und besteht aus Façonsteinen, welche senkrecht durchgehende, runde Schächtchen von 135mm Durchmesser bilden; diese sind überdies durch enge quadratische, horizontale Kanälchen untereinander in Verbindung, welche in ihrer Uebereinanderfolge senkrechte quadratische Schächtchen von 50mm Seitenlänge bilden. Diese Ausfüllung besteht aus einer einzigen Gattung von Façonsteinen und ist unverrückbar, da die Steine mit Vorsprüngen ineinandergreifen. Der Uebergang von dem liegenden in den stehenden Wärmespeicher wird durch einen 1m hohen leeren Raum gebildet, der den Gasen und der Luft bezieh. den Verbrennungsproducten Gelegenheit bietet, sich zu sammeln und über den ganzen Querschnitt des zu durchstreichenden Wärmespeichers gleichmäſsig zu verbreiten. Die senkrechten Wärmespeicher sind oben durch einen ausgemauerten Blechconus abgeschlossen, der am abgestutzten Ende sich in das zum Brenner führende Rohr fortsetzt. Die wagerechten Wärmespeicher sind oben mit Chamotteplatten gedeckt, die auf den die Schlichtung bildenden Längsmauern ruhen. Darüber kommen Eisenplatten und zum Schutz gegen zu groſse Ausstrahlung eine Sandschicht. So sind sie am besten von oben zugänglich. Die Heizfläche eines senkrechten Wärmespeichers beträgt 67qm, die des wagerechten für Gas 69, der Luft 138qm, so daſs für die Gase in Summa 136, für die Luft 205qm Heizfläche vorhanden sind, was jedenfalls reichlich bemessen und für lange Umsteuerungsperioden geeignet ist. Die Anordnung wagerechter Wärmespeicher neben den senkrechten ermöglicht eine entsprechende Vergröſserung der Heizfläche und hat den Vortheil, die nicht zu umgehenden groſsen Kanalräume, welche bei jedem Umsteuern einen bestimmten Gasverlust bedingen, wenigstens für die Wärmeausnützung in geeigneter Weise heranzuziehen. Von den Wärmespeichern führen je zwei gekrümmte Rohre in gleicher Höhe zu den Brennern, welche in der Hauptsache aus einem 1,4m weiten wagerechten Blechstutzen bestehen, der durch eine wassergekühlte Scheidewand in zwei Theile getheilt wird. Auſsen- und Scheidewand sind mit feuerfestem Material bekleidet. Die Scheidewand ist so windschief gewunden, daſs Gase und Luft von rechts und links eintreten, das Gas aber unter der Luft in den Ofen gelangt. Der ganze Brenner ist mit dem Wärmespeicher und dem Ofen nur in losem Contact und ruht in einem Lager, das mit Hilfe eines Handrades und Excenters um etwa 40mm vom Ofen weggerückt werden kann, sobald derselbe gedreht werden soll. In Folge dieser losen Anordnung können die Brenner auch ohne Umstände mit Hilfe von Erahnen abgehoben, durch neue ersetzt und in Muſse ausgebessert werden. Der Ofen selbst besteht aus einem mit zwei conischen Ansätzen versehenen Blechcylinder von 3m Durchmesser und 5,4m Gesammtlänge (Fig. 1 und 2). Der cylindrische Mitteltheil ist 3,5m lang und an seinen zwei Enden mit kräftigen Winkelringen versehen. Mit diesen Ringen ruht der Ofen auf vier kräftigen, solide gelagerten Rollen, die alle vier zu gleicher Zeit von einer Transmission aus mittels Schneckengetrieben gedreht werden können und welche auf diese Art den Ofen auch drehen. Die Blechumhüllung, die überdies mit T-Eisen versteift ist, wird auf 300mm Stärke ausgemauert und zwar mit gut gebrannten Magnesitziegeln (Dingler 266 S. 258). An den conischen Enden befinden sich die Oeffnungen für die Gas- und Lufteinströmung mit einem Durchmesser von 750mm, ferner an einer Seite zwei runde Thüröffnungen von 800mm Durchmesser und auf der anderen Seite in der Mitte eine thürähnliche Oeffnung von 350mm Weite zum Entleeren des Stahles. Der Boden ist über die Magnesitausmauerung von Dolomit aufgestampft. Die eigenthümliche Form des Ofens ist eine Folge der Absicht, denselben drehbar einzurichten. Das Drehen des Ofens soll folgende Vortheile bieten: Da die Beschickung durch Drehen des Ofens entleert werden kann, entfällt jede Arbeit am Stichloch, es kann daher auch nicht durch Versagen des Stichloches eine Störung eintreten; ferner, und das ist die Hauptsache, läſst sich der Boden am besten erhalten. Am verderblichsten für den Boden sind die kleinen Reste von Metall und Schlacke, welche in den Grübchen des Bodens immer zurückbleiben; diese fressen sich immer mehr ein; und wenn die Grübchen auch mit neuer Bodenmasse ausgefüllt und ausgebessert werden, so bleibt doch unterhalb immer etwas Stahl oder Schlacke. Läſst sich der Boden soweit neigen, daſs Metall und Schlacke abflieſsen können, so ist der basische Boden von unbegrenzter Dauer. Ferner ist der ganze Ofen leicht auswechselbar. Dazu ist nur ein kräftiger Wagen nöthig, auf dem vier hydraulische Hebevorrichtungen stehen, deren Plunger von Hand aus durch kleine Pumpen gehoben werden kann. Zwei Plunger tragen je einen Träger, welche den Ofen aufnehmen. Die Eisenconstruction des Ofens, der für 12 bis 15t Beschickung berechnet ist, wiegt etwa 6000k und die Ausmauerung noch 12000k. Wenn die vier Plunger je einen Durchmesser von 250mm haben, die kleinen Pumpenpistons 20mm und 110mm Hub, so können bei einer Hebelübersetzung von 1 : 5 vier Mann leicht den ganzen Ofen um 250mm in 13 Minuten heben. Mit Hilfe einer Locomotive oder des fahrbaren Guſskrahns wird das Ganze zur Reparaturstätte gefahren. Daneben ist eine Feuerung anzuordnen behufs Vorwärmung des Reserveofens, indem derselbe zwischen die Feuerbrücke und die Fuchsöffnung eingeschaltet wird. Dieser Reserveofen wird mit demselben Wagen in ähnlicher Weise von der Feuerung weg und zwischen die Brenner gefahren und mit den hydraulischen Hebevorrichtungen in die Lagerrollen eingesenkt. Die Arbeit beim Ofen wird nun in folgender Weise ausgeführt: Die Materialien werden in kleinen Wagen von etwa 2t durch einen Elevator gehoben und dann zur Einsatzthür auf der Arbeitsbühne gebracht. Bei Verwendung flüssigen Roheisens wird es in einer Pfanne vom Hochofen oder Cupolofen zugebracht und dann durch den Elevator gehoben, und darauf zur Ausgieſsöffnung geschoben, wo es mit einer beweglichen Rinne eingegossen werden kann. Zu gleicher Zeit wird von der Arbeitsseite her eingesetzt. Der Elevator kann zwei Oefen bedienen. Für schwerere Stücke bedient man sich zweckmäſsig Welman'scher Krahne, die zu beiden Seiten des Ofens stehen müssen. Beim Abziehen der Schlacke muſs der Ofen soweit geneigt werden, daſs dieselbe bei der Ausgieſsöffnung in einen untergestellten Schlackenwagen ablaufen kann. Der Stahl wird durch rasche Drehung des Ofens in die Pfanne des Guſskrahnes ausgegossen. Zur Bedienung der Gieſsgrube dienen die üblichen Blockkrähne. Die Arbeitsbühne ist möglichst geräumig angelegt. Zwischen je zwei Oefen wird immer je ein Wärmeofen aufgestellt. Ueberhaupt werden alle Einrichtungen dahin getroffen, daſs alle durch Maschinen ausführbaren Arbeiten auch durch diese zur Ausführung gelangen. Der Entwurf ist einer fachmännischen Kritik durch Steffen unterzogen worden (vgl. Stahl und Eisen 1888 S. 836). Vgl. auch R. M. Daelen's Ansichten über beide Entwürfe in Stahl und Eisen 1888 S. 447. In Stahl und Eisen 1888 S. 873 berichtet Dr. Leo nach Jernk. ann. 1888, VII. über die Vorgänge bei schwedischen Martin-Oefen mit neutralem (Chromerz) Futter. Auf Trollhätta-Martinhütte bestand das Chromerz aus Stücken von etwa ¼ Fuſs Gröſse, gemengt mit vielem Erzklein und Staub. Das gröbere Erz wurde zur Herstellung der Wände verwendet, aus Erzklein und Erzstaub wurde der Herd hergestellt. Als Mörtel bediente man sich eines etwa 0,5 Proc. SiO2 haltigen Kalkes, mit Erzstaub zur Hälfte gemischt. Der Anstrich wurde aus Chromerz und Steinkohlentheer ausgestampft und der Ofen vorsichtig angeheizt. Das Frischen ging unter höchst stürmischem Kochen vor sich. Beim Abstich und in den Coquillen kochte das Metall gewaltig, ergab aber dennoch volle und sehr zähe Blöcke. Bei einem Versuch zu Kolsva, wo nur der Herd und eine Längswand aus gröſseren Stücken aufgemauert wurden, vollzog sich der Prozeſs ohne auffallende Vorgänge beim Abstich. Die Ofenwände standen auſserordentlich gut und wurden nicht im Geringsten angegriffen, während das Dinasgewölbe theilweise abschmolz und an den Wänden herablief. Der Herd zeigte sich aber gleich nach dem ersten Einsatz erweicht und wurde schlieſslich so weich, daſs man mit einem Haken die Erzstücke darin umrühren konnte, während das Eisen geschmolzen darüber stand. Wenn der Ofen eine Zeit lang leer stand, so wurde der Herd wieder fest. Man will für den Vorgang eine Erklärung darin finden, daſs der im Chromerz enthaltene Serpentin mit dem etwas kieselsäurehaltigen Kalk eine Verbindung eingeht, die, wenn auch schwer schmelzbar, doch in der gröſsten Hitze des Ofens erweicht. Beim leeren Ofen ist die Hitze am geringsten. Eigenthümlich bleibt es, daſs das Metall nicht in den Herd eindringt, während in den Ofen geworfenes Chromerz doch auf dem Bade schwimmt. Aus den Versuchen hat sich ergeben, daſs man für die Ofenwände nie ein besseres Futter als Chromerz finden kann, da es weder schmilzt noch von der Schlacke angegriffen wird. Für den Herd aber muſs ein anderes Material gefunden werden. Der berühmteste schwedische Ingenieur für Martinstahlproduction, Odelstjerna, gibt (Stahl und Eisen 1888 S. 875) Schwedens Production an Martinstahlblöcken in den Jahren 1884, 1885, 1886 und 1887 zu je 23699, 28914, 33643 und 40461t an, woraus hervorgeht, daſs die Production in diesem Lande mit jedem Jahre gestiegen ist. Mit Hilfe von Chromroheisen wird nach Jernk. ann. 1887, V. in Schweden vielfach ein ausgezeichneter Martinstahl dargestellt, der angeblich mit dem besten englischen Tiegelstahle wetteifern kann. Direkte Eisen- und Stahlerzeugung. Die Verfahren zur direkten Gewinnung des schmiedbaren Eisens, die sogen. Rennarbeiten, haben trotz vieler Aufwendungen an Zeit, Kraft und Kapital bis auf die Gegenwart keine nennenswerthen Fortschritte gemacht. Man ist nämlich noch immer nicht im Stande, mit wirthschaftlich befriedigendem Erfolge sowohl die Reduction des Erzes als auch die Trennung des reducirten Eisens von den übrigen Bestandtheilen ohne Anwendung von Roheisen zu ermöglichen. Nur die in neuerer Zeit entstandene Methode zur direkten Eisenerzeugung von Husgafvel scheint Aufmerksamkeit zu verdienen. Im Jahrgange 1887 263 477 und 266 388 ist bereits über das betreffende Verfahren nebst dem zugehörigen Ofen Bericht erstattet worden. Nunmehr liegen bedeutend bessere Betriebsresultate vor als anfänglich- dieselben sind in Dobriansky in einem Husgafvel'schen Ofen mit Magneteisensteinen von Maloblagodatj erzielt worden (vgl. Stahl und Eisen, 1889 S. 35 und 121) und sollen hauptsächlich daher rühren, daſs jetzt harte und stahlartige Luppen hergestellt werden, während früher vorzugsweise weiche Luppen hergestellt wurden. Auſserdem wird das Erz auf maschinellem Wege fast pulverförmig zerkleinert, wodurch die Reduction des Eisens aus dem Erze vollständiger ausgeführt wird. Der Gebläsewind wird zudem höher erhitzt, und durch Umgebung des Ofenmantels mit schlechten Wärmeleitern vermindert sich der Wärmeverlust. Betriebsresultate: I. Resultate mit Magneteisensteinen und mit Walzsinter 1887. Mit ungeröstetem feinzerkleinertem Fe3O4 Mit Walzsinter Bei Darstellung vonEisen Wenn weichesEisen erzeugtwurde Wenn hartesEisen erzeugtwurde Mit Fichten-kohlen Mit gemischtenFichten- undBirkenkohlen Mit Fichtenkohlen In 24 Stunden gehämmerte    Luppen Pud 147,52 181,95 162,78 164,22 Mit einem Korob (2cbm,153)    Holzkohlen   10,38   14,61   12,87   13,51 pro Pud Holzkohlen     0,69     0,69     0,86     0,90 Ausbringen an gehämmerten    Luppen   50,71   51,27   54,11   61,04 Das Gewicht jeder Gicht, Holz-    kohle russ. Pfund 100 140 100 100 Das Gewicht jeder Gicht, der    Möllerung 140 – 156 200 – 220 180 – 185 165 – 170 Gichtenwechsel in 24 Stunden   81,3   71,84   71,04   68,74 Durchschnittl. Gewicht einer    Luppe Pud   18,6   21,9   18,5   22,2 Windpressung, in Linien    Quecksilber 6 – 16 10 – 18 10 – 15 10 – 15 Windtemperatur, ° C 207 230 225 – 230 150 – 260             „                 maximum. 234 300 – – Ueber die weitere Bearbeitung der im Husgafvel-Ofen gewonnenen Luppen geben die nachfolgenden Tabellen Auskunft: II und III. Auswalzen von Rohschienen aus Luppen,  aus in dem Husgafvel-Ofen dargestelltem Walzsinter, und Auswalzen von Flachstäben aus den aus dem Moloblagodatjschen Erze dargestellten Luppen am 17. und 18. September 1887. Textabbildung Bd. 272, S. 68 Ueber das Auswalzen von Dachblech aus Luppen, welche im Husgafvel-Ofen aus Magneteisen dargestellt waren, sowie über das Hämmern von Rothblech aus Husgafvel-Metall werden genaue und, wie es scheint, befriedigende Mittheilungen gemacht; desgleichen sind die Resultate über Schlag- und Biegeproben mitgetheilt, aus welchen wohl der Schluſs gezogen werden dürfte, daſs die Gewinnung von schmiedbarem zur Walzung geeigneten Eisen nach dem Systeme Husgafvel keine Schwierigkeit mehr biete, namentlich, daſs es möglich sei, für den Martin-Ofen bestimmte Husgafvel-Luppen mit einem beliebigen Gehalte an Kohlenstoff darzustellen. Anfangs beurtheilte man das Product aus dem Husgafvel-Ofen nach dem Verhalten der Luppen bei dem Zangen, indem man annahm, daſs die Luppe, welche hart (dicht) war und zum Ausschneiden in die für das Auswalzen passende Form harter Hammerschläge bedurfte, ein hartes oder stahlartiges Eisen wäre und daſs wiederum die Luppen, welche sich beim Zangen als weich erwiesen, dem erwünschten weichen Eisen entsprächen. Diese Annahme stellt sich als irrig heraus, indem man bei der erst später vorgenommenen weiteren Bearbeitung der Luppen zu Flachstäben und fertigen Dachblechen bemerkte, daſs ein Theil derselben beim Auswalzen zu Flachstäben bei gelber Glut Risse bekam. Bei erneuerten Schweiſs- und Schmiedeproben mit den Luppen wurde die Bemerkung gemacht, daſs das Eisen auffallend schlackenfrei war und daſs nach wiederholtem Erwärmen und Hämmern auch Luppen gröſserer Dimensionen beim Schmieden bröckelig wurden. Stahl und Eisen theilt auſserdem 32 Bestimmungen mit, welche zur Untersuchung der Luppen auf ihren Kohlenstoff-, Schwefel- und Siliciumgehalt vorgenommen wurden. Von diesen Bestimmungen weisen 20 Proben einen Kohlenstoffgehalt von weniger als 0,10 Proc. und unter diesen 6 einen solchen von nur 0,01 Proc. auf, sind also fast frei von Kohlenstoff. Dieses kohlenstoffarme Eisen besteht aus geschweiſsten Luppenstücken, die aber vor dem Schweiſsen nicht auf ihren Kohlenstoffgehalt untersucht sind, so daſs nicht angegeben werden kann, um wie viel der Kohlenstoffgehalt sich beim Schweiſsen verringert hat. Bis jetzt wird der Prozeſs vorzugsweise mit kleineren einzelnen Oefen betrieben. Man glaubt jedoch, daſs der Betrieb sich noch wirthschaftlich befriedigender gestalten würde, wenn eine gröſsere Anzahl von Oefen neben einander angewendet würde; in letzterem Falle soll die Husgafvel-Methode dem Herd frisch- und dem Puddelprozesse gegenüber Vortheile besitzen, indem der Aufwand an physischer Kraft geringer sein würde als bei den genannten Prozessen. Um eine jährliche Production von 4500l Luppen aus schwer reducirbarem Erze (Fe3O4) in Oefen von so kleinen Dimensionen wie in Dobriansky zu erzielen, würden 5 bis 6 Oefen zum Preise von je 5000 Rubel nöthig sein. Vergröſsert man indeſs die Oefen für eine Production von 4,5 bis 5t in 24 Stunden, so könnte man obige Jahresproduction mit fünf Oefen herstellen, deren Preis sich auf je 8000 Rubel belaufen würde, wobei allerdings zu befürchten ist, daſs bei den gröſseren Oefen leicht Roheisenbildung eintreten kann. In Dobriansky ist diese Bildung mit einem Ofen von etwa 400 Cubikfuſs vermieden worden, weshalb man schon zu einem Ofeninhalte von 1000 Cubikfuſs bei Neuanlagen übergehen will. Die vergröſserten Oefen haben auch dazu beigetragen, den bedeutenden Eisenverlust durch die Schlacke zu vermindern. Dieser Verlust betrug bei Darstellung von Luppen aus Seeerzen in den alten Luppenöfen in Finnland 40 bis 50 Proc., welcher allmählich bis auf 12 Proc. von dem Eisengestelle des Erzes hinabgegangen ist. In Anbetracht aber, daſs die Luppen bis 15 Proc. Schlacke enthalten, stellt sich der Eisenverlust in Wirklichkeit höher. Bei einem Ofen in Kontsche Osero von 520 Cubikfuſs Rauminhalt, welcher ärmere Seeerze als wie die finnischen verarbeitet, hat sich der Verlust an Eisengehalt des Erzes unter Berücksichtigung des Schlackengehaltes der Luppen auf etwa 20 Proc. gestellt. Bei Verarbeitung des Magneterzes von Maloblagodatj mit einem Eisengehalte von 58 Proc. hat man zu Dobriansky 51 Proc. gehämmerte Luppen erhalten, was einem Verluste von 12,07 Proc. vom Eisengehalte des Erzes entspricht. Angenommen, daſs der Verlust beim Puddelprozesse 10 Proc. ausmacht, so verliert man bei der direkten Methode bei eisenarmen Erzen 10 Proc. mehr als bei dem combinirten Hochofen- oder Puddelprozesse; bei reicheren Erzen dagegen wird dieser Verlust mit dem zunehmenden Eisengehalte des Erzes verringert und macht bei obigem Magneterze nur 2,07 Proc. mehr als beim Puddeln aus. Kostet nun beispielsweise ein Erz mit 36 Proc. Eisen 7 Kopeken das Pud, so wird der Werth von 1 Pud Eisen im Erze \frac{1\,.\,100\,.\,7}{36}=19,5 Kop. Verliert man von diesem Eisen 10 Proc., so wird der Verlust 1,95 Kop. für 1 Pud. Ferner sei der Preis des 58 Proc. Eisen enthaltenden Magneterzes bei der Hütte 9 Kop. für 1 Pud, so würde in diesem Falle 1 Pud Eisen im Erze \frac{1\,.\,100\,.\,9}{58}=15,5 Kop. kosten. Wenn man bei direkter Production mit diesem Erze sogar bis 5 Proc. mehr, als der Abbrand beim Puddeln ist, verlieren würde, so repräsentirt der Verlust doch nicht mehr als 0,775 Kop. Durch den Eisenverlust in der Schlacke werden also die Darstellungskosten von 1 Pud nach der direkten Methode erzeugten Eisens 1,05 Kop. bezieh. 0,775 Kop. mehr betragen, wogegen man aber, indem man einen ganzen Prozeſs umgangen, alle mit dem Roheisen frischen verbundenen Kosten erspart, welche, die Amortisirung des Werkes und die Generalkosten eingerechnet, für den Puddelprozeſs 35 bis 45 Kop. für 1 Pud Eisen ausmachen. Wenn man nun bedenkt, daſs diese Methode nur die Hälfte von der für die Roheisenerzeugung nöthigen Menge Zuschlag erfordert, welcher manchmal in gleichem Preise steht wie das Erz, so ist der Erzverlust in diesem Falle nicht gerade bedeutend. Es sei noch erwähnt, daſs die Anlage einer Trockenanstalt für die zu verwendende Kohle dem Betriebe zu groſsem Nutzen gereichen wird. Bei der Berechnung der Productionskosten muſs man unterscheiden, ob arme oder reiche, phosphorhaltige Erze zu einem Materiale für den Martin-Prozeſs verarbeitet werden sollen, oder ob Luppen für direkte weitere Verarbeitung aus genügend reinen und eisenreichen Erzen dargestellt werden sollen. Für den ersteren Fall sei eine jährliche Production von 4500t Luppen aus Seeerzen mit Holzkohle angenommen. Die Anlagekosten für Gebäude, 3 Oefen (35000 Rubel), Dampfkessel, Trockenapparat für Kohle u.s.w. würden sich dann auf 90000 Rubel belaufen. Die Darstellung von 1t Luppen aus 36procentigem Seeerze mit 30 Proc. Ausbringen, einem Verbrauche von 1 Gew.-Th. Holzkohlen auf 1 Gew.-Th. Luppen und einer Aufwendung von 2 Rubel 40 Kop. für Arbeitskräfte beträgt 25,10 Rubel. Für den zweiten Fall würden bei gleicher Jahresproduction die Anlagekosten für drei Oefen (je 28cbm) mit Gasfang, Gebläsemaschine, Gichtaufzug, Kohlentrockenanstalt, Röstöfen (Westman), Erzquetsche Dampfhammer zum Zangen und Zerschroten der etwa 50 Pud schweren Luppen und Dampfmaschine in einem schon bestehenden Eisenwerke etwa 100000 Rubel betragen. Der Kohlen verbrauch soll sich auf 1,2 Gew.-Th. auf 1 Gew.-Th. gehämmerter Luppen und die Arbeitskraft auf 3,5 Rubel auf die Tonne Luppen belaufen. Werden dann die Kosten der unmittelbaren Darstellung der Luppen und deren Auswalzen zu Rohschienen mit denjenigen der von demselben Erze unter vollkommen gleichen Verhältnissen mittels des Hochofen- und Puddelprozesses gewonnenen Rohschienen verglichen, so soll sich ein Unterschied von 16 Rubel 53 Kop. für die Tonne zu Gunsten der direkten Darstellung ergeben. Luppen für den Martin-Prozeſs sollen etwa den Productionskosten von Roheisen gleichkommen, welches unter ganz gleichen Bedingungen hergestellt ist. Es erscheint vortheilhaft, die hier besprochenen Luppen sowohl beim basischen als auch beim sauren Martin-Prozesse anzuwenden. Direktor O. Mürisier vom Alexandrowsky-Stahlwerke zu St. Petersburg theilt bereits Betriebsergebnisse über Verwendung von Husgafvel-Eisenluppen beim basischen Martin-Prozesse mit. Die Martin-Einsätze enthielten: 1 2 3 Phosphor 0,80 0,78 0,83 Schwefel Spuren   0,013   0,013 Silicium 0,56 0,82 0,76 Mangan 1,65 0,92 0,80 Die Husgafvel-Luppen von Kontschosero enthielten: 1 2 Phosphor 0,34 0,38 Schwefel Spuren 0,012 Der Kohlenstoffgehalt der Beschickungen wurde im Mittel zu 0,7 Proc. angenommen. Mit diesem Materiale wurden vier Hitzen im basischen Martin-Ofen auf Erzeugung von Fluſseisen gemacht. Jede Beschickung (8t) enthielt nach Berechnung ungefähr Folgendes: CProc. PProc. SiProc. MnProc. Beschickung Nr. 1332 2 0,56 0,30 0,46 „ „ 1341 1,74 0,52 0,236 0,362 Die vier Beschickungen setzten sich aus folgenden Materialien zusammen: Nr. der Beschickung: 1332 1330 1340 1341 Olonetz-RoheisenHusgafvel-Luppen kg30304504 kg32764258 kg26204914 kg23755160 Zuschlage Maryport-RoheisenFerromangan (50 Proc. Mn)   491    94   491    94   524    94   393    90 8119 8119 8152 8018 Aus diesen vier Beschickungen gingen 2880k gute Fluſseisenblöcke hervor. Der Verlust bei der Schmelzung durch Abbrand und Abfall betrug somit 11½ Proc. der Einfüllung. Wegen des hohen Kohlenstoffgehaltes der Luppen dauerten die Beschickungen etwa 10 Stunden. Das erhaltene Fluſseisen wurde zu Winkel- und Profileisen für Schiffsbau verwalzt, Es soll wegen des geringen Schwefelgehaltes ein vorzügliches Schweiſsmaterial liefern. Es sei denn, daſs es möglich wäre, den Eisenschrot oder die Abfälle beim Martiniren durch Husgafvel-Luppen zu ersetzen, sonst werden die deutschen Eisenhüttenleute trotz aller Anpreisungen mit Kopfschütteln an der Husgafvel'schen Rennarbeit vorübergehen. W. Koort.