API src

Found 394 results.

Related terms

Markt für Gold

technologyComment of gold mine operation and refining (SE): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. ORE AND WASTE HAULAGE: The haul trucks transport the ore to various areas for processing. The grade and type of ore determine the processing method used. Higher-grade ores are taken to a mill. Lower grade ores are taken to leach pads. Some ores may be stockpiled for later processing. HEAP LEACHING: The ore is crushed or placed directly on lined leach pads where a dilute cyanide solution is applied to the surface of the heap. The solution percolates down through the ore, where it leaches the gold and flows to a central collection location. The solution is recovered in this closed system. The pregnant leach solution is fed to electrowinning cells and undergoes the same steps as described below from Electro-winning. ORE PROCESSING: Milling: The ore is fed into a series of grinding mills where steel balls grind the ore to a fine slurry or powder. Oxidization and leaching: Some types of ore require further processing before gold is recovered. In this case, the slurry is pressure-oxidized in an autoclave before going to the leaching tanks or a dry powder is fed through a roaster in which it is oxidized using heat before being sent to the leaching tanks as a slurry. The slurry is thickened and runs through a series of leaching tanks. The gold in the slurry adheres to carbon in the tanks. Stripping: The carbon is then moved into a stripping vessel where the gold is removed from the carbon by pumping a hot caustic solution through the carbon. The carbon is later recycled. Electro-winning: The gold-bearing solution is pumped through electro-winning cells or through a zinc precipitation circuit where the gold is recovered from the solution. Smelting: The gold is then melted in a furnace at about 1’064°C and poured into moulds, creating doré bars. Doré bars are unrefined gold bullion bars containing between 60% and 95% gold. References: Newmont (2004) How gold is mined. Newmont. Retrieved from http://www.newmont.com/en/gold/howmined/index.asp technologyComment of gold production (US): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. UNDERGROUND MINING: Some ore bodies are more economically mined underground. In this case, a tunnel called an adit or a shaft is dug into the earth. Sort tunnels leading from the adit or shaft, called stopes, are dug to access the ore. The surface containing the ore, called a face, is drilled and loaded with explosives. Following blasting, the broken ore is loaded onto electric trucks and taken to the surface. Once mining is completed in a particular stope, it is backfilled with a cement compound. BENEFICIATION: Bald Mountain Mines: The ore treatment method is based on conventional heap leaching technology followed by carbon absorption. The loaded carbon is stripped and refined in the newly commissioned refinery on site. Water is supplied by wells located on the mine property. Grid power was brought to Bald Mountain Mine in 1996. For this purpose, one 27-kilometre 69 KVA power line was constructed from the Alligator Ridge Mine substation to the grid. Golden Sunlight Mines: The ore treatment plant is based on conventional carbon-in-pulp technology, with the addition of a Sand Tailings Retreatment (STR) gold recovery plant to recover gold that would otherwise be lost to tailings. The STR circuit removes the heavier gold bearing pyrite from the sand portion of the tailings by gravity separation. The gold is refined into doré at the mine. Tailing from the mill is discharged to an impoundment area where the solids are allowed to settle so the water can be reused. A cyanide recovery/destruction process was commissioned in 1998. It eliminates the hazard posed to wildlife at the tailings impoundment by lowering cyanide concentrations below 20 mg/l. Fresh water for ore processing, dust suppression, and fire control is supplied from the Jefferson Slough, which is an old natural channel of the Jefferson River. Ore processing also uses water pumped from the tailings impoundment. Pit water is treated in a facility located in the mill complex prior to disposal or for use in dust control. Drinking water is made available by filtering fresh water through an on-site treatment plant. Electric power is provided from a substation at the south property boundary. North-Western Energy supplies electricity the substation. Small diesel generators are used for emergency lighting. A natural gas pipeline supplies gas for heating buildings, a crusher, air scrubber, boiler, carbon reactivation kiln, and refining furnaces. Cortez Mine: Three different metallurgical processes are employed for the recovery of gold. The process used for a particular ore is determined based on grade and metallurgical character of that ore. Lower grade oxide ore is heap leached, while higher-grade non-refractory ore is treated in a conventional mill using cyanidation and a carbon-in-leach (“CIL”) process. When carbonaceous ore is processed by Barrick, it is first dry ground, and then oxidized in a circulating fluid bed roaster, followed by CIL recovery. In 2002 a new leach pad and process plant was commissioned; this plant is capable of processing 164 million tonnes of heap leach ore over the life of the asset. Heap leach ore production is hauled directly to heap leach pads for gold recovery. Water for process use is supplied from the open pit dewatering system. Approximately 90 litres per second of the pit dewatering volume is diverted for plant use. Electric power is supplied by Sierra Pacific Power Company (“SPPC”) through a 73 kilometre, 120 kV transmission line. A long-term agreement is in place with SPPC to provide power through the regulated power system. The average power requirement of the mine is about 160 GWh/year. REFINING: Wohlwill electrolysis. It is assumed that the gold doré-bars from both mines undergo the treatment of Wohlwill electrolysis. This process uses an electrolyte containing 2.5 mol/l of HCl and 2 mol/l of HAuCl4 acid. Electrolysis is carried out with agitation at 65 – 75 °C. The raw gold is intro-duced as cast anode plates. The cathodes, on which the pure gold is deposited, were for many years made of fine gold of 0.25 mm thickness. These have now largely been replaced by sheet titanium or tantalum cathodes, from which the thick layer of fine gold can be peeled off. In a typical electrolysis cell, gold anodes weighing 12 kg and having dimensions 280×230×12 mm (0.138 m2 surface) are used. Opposite to them are conductively connected cathode plates, arranged by two or three on a support rail. One cell normally contains five or six cathode units and four or five anodes. The maximum cell voltage [V] is 1.5 V and the maximum anodic current density [A] 1500 A/m2. The South African Rand refinery gives a specific gold production rate of 0.2 kg per hour Wohlwill electrolysis. Assuming a current efficiency of 95% the energy consumption is [V] x [A] / 0.2 [kg/h] = 1.63 kWh per kg gold refined. No emissions are assumed because of the purity and the high value of the material processed. The resulting sludge contains the PGM present in the electric scrap and is sold for further processing. OTHER MINES: Information about the technology used in the remaining mines is described in the References. WATER EMISSIONS: Water effluents are discharged into rivers. References: Auerswald D. A. and Radcliffe P. H. (2005) Process technology development at Rand Refinery. In: Minerals Engineering, 18(8), pp. 748-753, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1016/j.mineng.2005.03.011. Newmont (2004) How gold is mined. Newmont. Retrieved from http://www.newmont.com/en/gold/howmined/index.asp Renner H., Schlamp G., Hollmann D., Lüschow H. M., Rothaut J., Knödler A., Hecht C., Schlott M., Drieselmann R., Peter C. and Schiele R. (2002) Gold, Gold Alloys, and Gold Compounds. In: Ullmann's Encyclopedia of Industrial Chemistry. Online version, posting date: September 15, 2000 Edition. Wiley-Interscience, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1002/14356007.a12_ 499. Barrick (2006b) Environment: Performance Tables from http://www.barrick. com/Default.aspx?SectionID=8906c4bd-4ee4-4f15-bf1b-565e357c01e1& LanguageId=1 Newmont (2005b) Now & Beyond: Sustainability Reports. Newmont Mining Corporation. Retrieved from http://www.newmont.com/en/social/reporting/ index.asp technologyComment of gold production (CA): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. UNDERGROUND MINING: Some ore bodies are more economically mined underground. In this case, a tunnel called an adit or a shaft is dug into the earth. Sort tunnels leading from the adit or shaft, called stopes, are dug to access the ore. The surface containing the ore, called a face, is drilled and loaded with explosives. Following blasting, the broken ore is loaded onto electric trucks and taken to the surface. Once mining is completed in a particular stope, it is backfilled with a cement compound. ORE AND WASTE HAULAGE: The haul trucks transport the ore to various areas for processing. The grade and type of ore determine the processing method used. Higher-grade ores are taken to a mill. Lower grade ores are taken to leach pads. Some ores may be stockpiled for later processing. BENEFICIATION: In the Porcupine Mines, gold is recovered using a combination of gravity concentration, milling and cyanidation techniques. The milling process consists of primary crushing, secondary crushing, rod/ball mill grinding, gravity concentration, cyanide leaching, carbon-in-pulp gold recovery, stripping, electrowinning and refining. In the Campbell Mine, the ore from the mine, after crushing and grinding, is processed by gravity separation, flotation, pressure oxidation, cyanidation and carbon-in-pulp process followed by electro-winning and gold refining to doré on site. The Musselwhite Mine uses gravity separation, carbon in pulp, electro¬winning and gold refining to doré on site. REFINING: Wohlwill electrolysis. It is assumed that the gold doré-bars from both mines undergo the treatment of Wohlwill electrolysis. This process uses an electrolyte containing 2.5 mol/l of HCl and 2 mol/l of HAuCl4 acid. Electrolysis is carried out with agitation at 65 – 75 °C. The raw gold is intro-duced as cast anode plates. The cathodes, on which the pure gold is deposited, were for many years made of fine gold of 0.25 mm thickness. These have now largely been replaced by sheet titanium or tantalum cathodes, from which the thick layer of fine gold can be peeled off. In a typical electrolysis cell, gold anodes weighing 12 kg and having dimensions 280×230×12 mm (0.138 m2 surface) are used. Opposite to them are conductively connected cathode plates, arranged by two or three on a support rail. One cell normally contains five or six cathode units and four or five anodes. The maximum cell voltage [V] is 1.5 V and the maximum anodic current density [A] 1500 A/m2. The South African Rand refinery gives a specific gold production rate of 0.2 kg per hour Wohlwill electrolysis. Assuming a current efficiency of 95% the energy consumption is [V] x [A] / 0.2 [kg/h] = 1.63 kWh per kg gold refined. No emissions are assumed because of the purity and the high value of the material processed. The resulting sludge contains the PGM present in the electric scrap and is sold for further processing. WATER EMISSIONS: Effluents are discharged into the ocean. REFERENCES: Newmont (2004) How gold is mined. Newmont. Retrieved from http://www.newmont.com/en/gold/howmined/index.asp Renner H., Schlamp G., Hollmann D., Lüschow H. M., Rothaut J., Knödler A., Hecht C., Schlott M., Drieselmann R., Peter C. and Schiele R. (2002) Gold, Gold Alloys, and Gold Compounds. In: Ullmann's Encyclopedia of Industrial Chemistry. Online version, posting date: September 15, 2000 Edition. Wiley-Interscience, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1002/14356007.a12_ 499. Auerswald D. A. and Radcliffe P. H. (2005) Process technology development at Rand Refinery. In: Minerals Engineering, 18(8), pp. 748-753, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1016/j.mineng.2005.03.011. technologyComment of gold production (AU): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. UNDERGROUND MINING: Some ore bodies are more economically mined underground. In this case, a tunnel called an adit or a shaft is dug into the earth. Sort tunnels leading from the adit or shaft, called stopes, are dug to access the ore. The surface containing the ore, called a face, is drilled and loaded with explosives. Following blasting, the broken ore is loaded onto electric trucks and taken to the surface. Once mining is completed in a particular stope, it is backfilled with a cement compound. ORE AND WASTE HAULAGE: The haul trucks transport the ore to various areas for processing. The grade and type of ore determine the processing method used. Higher-grade ores are taken to a mill. Lower grade ores are taken to leach pads. Some ores may be stockpiled for later processing. LEACHING: The ore is crushed or placed directly on lined leach pads where a dilute cyanide solution is applied to the surface of the heap. The solution percolates down through the ore, where it leaches the gold and flows to a central collection location. The solution is recovered in this closed system. The pregnant leach solution is fed to electrowinning cells and undergoes the same steps as described below from Electro-winning. ORE PROCESSING: Milling: The ore is fed into a series of grinding mills where steel balls grind the ore to a fine slurry or powder. Oxidization and leaching: Some types of ore require further processing before gold is recovered. In this case, the slurry is pressure-oxidized in an autoclave before going to the leaching tanks or a dry powder is fed through a roaster in which it is oxidized using heat before being sent to the leaching tanks as a slurry. The slurry is thickened and runs through a series of leaching tanks. The gold in the slurry adheres to carbon in the tanks. Stripping: The carbon is then moved into a stripping vessel where the gold is removed from the carbon by pumping a hot caustic solution through the carbon. The carbon is later recycled. Electro-winning: The gold-bearing solution is pumped through electro-winning cells or through a zinc precipitation circuit where the gold is recovered from the solution. Smelting: The gold is then melted in a furnace at about 1’064°C and poured into moulds, creating doré bars. Doré bars are unrefined gold bullion bars containing between 60% and 95% gold. REFINING: Wohlwill electrolysis. It is assumed that the gold doré-bars from both mines undergo the treatment of Wohlwill electrolysis. This process uses an electrolyte containing 2.5 mol/l of HCl and 2 mol/l of HAuCl4 acid. Electrolysis is carried out with agitation at 65 – 75 °C. The raw gold is intro-duced as cast anode plates. The cathodes, on which the pure gold is deposited, were for many years made of fine gold of 0.25 mm thickness. These have now largely been replaced by sheet titanium or tantalum cathodes, from which the thick layer of fine gold can be peeled off. In a typical electrolysis cell, gold anodes weighing 12 kg and having dimensions 280×230×12 mm (0.138 m2 surface) are used. Opposite to them are conductively connected cathode plates, arranged by two or three on a support rail. One cell normally contains five or six cathode units and four or five anodes. The maximum cell voltage [V] is 1.5 V and the maximum anodic current density [A] 1500 A/m2. The South African Rand refinery gives a specific gold production rate of 0.2 kg per hour Wohlwill electrolysis. Assuming a current efficiency of 95% the energy consumption is [V] x [A] / 0.2 [kg/h] = 1.63 kWh per kg gold refined. No emissions are assumed because of the purity and the high value of the material processed. The resulting sludge contains the PGM present in the electric scrap and is sold for further processing. WATER EMISSIONS: Water effluents are discharged into rivers. REFERENCES: Newmont (2004) How gold is mined. Newmont. Retrieved from http://www.newmont.com/en/gold/howmined/index.asp Renner H., Schlamp G., Hollmann D., Lüschow H. M., Rothaut J., Knödler A., Hecht C., Schlott M., Drieselmann R., Peter C. and Schiele R. (2002) Gold, Gold Alloys, and Gold Compounds. In: Ullmann's Encyclopedia of Industrial Chemistry. Online version, posting date: September 15, 2000 Edition. Wiley-Interscience, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1002/14356007.a12_ 499. Auerswald D. A. and Radcliffe P. H. (2005) Process technology development at Rand Refinery. In: Minerals Engineering, 18(8), pp. 748-753, Online-Version under: http://dx.doi.org/10.1016/j.mineng.2005.03.011. technologyComment of gold production (TZ): The mining of ore from open pit and underground mines is considered. technologyComment of gold refinery operation (ZA): REFINING: The refinery, which provides a same day refining service, employs the widely used Miller Chlorination Process to upgrade the gold bullion it receives from mines to at least 99.50% fine gold, the minimum standard required for gold sold on the world bullion markets. It also employs the world’s leading silver refining technology. To further refine gold and silver to 99.99% the cost-effective once-through Wohlwill electrolytic refining process is used. MILLER CHLORINATION PROCESS: This is a pyrometallurgical process whereby gold dore is heated in furnace crucibles. The process is able to separate gold from impurities by using chlorine gas which is added to the crucibles once the gold is molten. Chlorine gas does not react with gold but will combine with silver and base metals to form chlorides. Once the chlorides have formed they float to the surface as slag or escape as volatile gases. The surface melt and the fumes containing the impurities are collected and further refined to extract the gold and silver. This process can take up to 90 minutes produces gold which is at least 99.5% pure with silver being the main remaining component. This gold can be cast into bars as 99.5% gold purity meets the minimum London Good Delivery. However some customers such as jewellers and other industrial end users require gold that is almost 100% pure, so further refining is necessary. In this case, gold using the Miller process is cast into anodes which are then sent to an electrolytic plant. The final product is 99.99% pure gold sponge that can then be melted to produce various end products suited to the needs of the customer. WOHLWILL PROCESS - The electrolytic method of gold refining was first developed by Dr. Emil Wohlwill of Norddeutsche Affinerie in Hamburg in 1874. Dr. Wohlwill’s process is based on the solubility of gold but the insolubility of silver in an electrolyte solution of gold chloride (AuCl3) in hydrochloric acid. Figure below provide the overview of the refining process (source Rand Refinery Brochure) imageUrlTagReplace7f46a8e2-2df0-4cf4-99a8-2878640be562 Emissions includes also HCl to air: 7.48e-03 Calculated from rand refinery scrubber and baghouse emmission values Metal concentrators, Emmision report 2016 http://www.environmentalconsultants.co.za/wp-content/uploads/2016/11/Appendix-D1.pdf technologyComment of gold refinery operation (RoW): REFINING: The refinery, which provides a same day refining service, employs the widely used Miller Chlorination Process to upgrade the gold bullion it receives from mines to at least 99.50% fine gold, the minimum standard required for gold sold on the world bullion markets. It also employs the world’s leading silver refining technology. To further refine gold and silver to 99.99% the cost-effective once-through Wohlwill electrolytic refining process is used. MILLER CHLORINATION PROCESS: This is a pyrometallurgical process whereby gold dore is heated in furnace crucibles. The process is able to separate gold from impurities by using chlorine gas which is added to the crucibles once the gold is molten. Chlorine gas does not react with gold but will combine with silver and base metals to form chlorides. Once the chlorides have formed they float to the surface as slag or escape as volatile gases. The surface melt and the fumes containing the impurities are collected and further refined to extract the gold and silver. This process can take up to 90 minutes produces gold which is at least 99.5% pure with silver being the main remaining component. This gold can be cast into bars as 99.5% gold purity meets the minimum London Good Delivery. However some customers such as jewellers and other industrial end users require gold that is almost 100% pure, so further refining is necessary. In this case, gold using the Miller process is cast into anodes which are then sent to an electrolytic plant. The final product is 99.99% pure gold sponge that can then be melted to produce various end products suited to the needs of the customer. WOHLWILL PROCESS - The electrolytic method of gold refining was first developed by Dr. Emil Wohlwill of Norddeutsche Affinerie in Hamburg in 1874. Dr. Wohlwill’s process is based on the solubility of gold but the insolubility of silver in an electrolyte solution of gold chloride (AuCl3) in hydrochloric acid. Figure below provide the overview of the refining process (source Rand Refinery Brochure) imageUrlTagReplace7f46a8e2-2df0-4cf4-99a8-2878640be562 Emissions includes also HCl to air: 7.48e-03 Calculated from rand refinery scrubber and baghouse emmission values Metal concentrators, Emmision report 2016 http://www.environmentalconsultants.co.za/wp-content/uploads/2016/11/Appendix-D1.pdf technologyComment of gold-silver mine operation with refinery (PG): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. ORE AND WASTE HAULAGE: The haul trucks transport the ore to various areas for processing. The grade and type of ore determine the processing method used. Higher-grade ores are taken to a mill. Lower grade ores are taken to leach pads. Some ores may be stockpiled for later processing. HEAP LEACHING: The recovery processes of the Misima Mine are cyanide leach and carbon in pulp (CIP). The ore is crushed or placed directly on lined leach pads where a dilute cyanide solution is applied to the surface of the heap. The solution percolates down through the ore, where it leaches the gold and flows to a central collection location. The solution is recovered in this closed system. The pregnant leach solution is fed to electrowinning cells and undergoes the same steps as described below from Electro-winning. ORE PROCESSING: Milling: The ore is fed into a series of grinding mills where steel balls grind the ore to a fine slurry or powder. Oxidization and leaching: The recovery process in the Porgera Mine is pressure oxidation and cyanide leach. The slurry is pressure-oxidized in an autoclave before going to the leaching tanks or a dry powder is fed through a roaster in which it is oxidized using heat before being sent to the leaching tanks as a slurry. The slurry is thickened and runs through a series of leaching tanks. The gold in the slurry adheres to carbon in the tanks. Stripping: The carbon is then moved into a stripping vessel where the gold is removed from the carbon by pumping a hot caustic solution through the carbon. The carbon is later recycled. Electro-winning: The gold-bearing solution is pumped through electro-winning cells or through a zinc precipitation circuit where the gold is recovered from the solution. Smelting: The gold is then melted in a furnace at about 1’064°C and poured into moulds, creating doré bars. Doré bars are unrefined gold bullion bars containing between 60% and 95% gold. WATER SUPPLY: For Misima Mine, process water is supplied from pit dewatering bores and in-pit water. Potable water is sourced from boreholes in the coastal limestone. For Porgera Mine, the main water supply of the mine is the Waile Creek Dam, located approximately 7 kilometres from the mine. The reservoir has a capacity of approximately 717, 000 m3 of water. Water for the grinding circuit is also extracted from Kogai Creek, which is located adjacent to the grinding circuit. The mine operates four water treatment plants for potable water and five sewage treatment plants. ENERGY SUPPLY: For Misima Mine, electricity is produced by the mine on site or with own power generators, from diesel and heavy fuel oil. For Porgera Mine, electricity is produced by the mine on site. Assumed with Mobius / Wohlwill electrolysis. Porgera's principal source of power is supplied by a 73-kilometre transmission line from the gas fired and PJV-owned Hides Power Station. The station has a total output of 62 megawatts (“MW”). A back up diesel power station is located at the mine and has an output of 13MW. The average power requirement of the mine is about 60 MW. For both Misima and Porgera Mines, an 18 MW diesel fired power station supplies electrical power. Diesel was used in the station due to the unavailability of previously supplied heavy fuel oil. technologyComment of gold-silver mine operation with refinery (CA-QC): One of the modelled mine is an open-pit mine and the two others are underground. technologyComment of gold-silver mine operation with refinery (RoW): The mining of ore from open pit mines is considered. technologyComment of platinum group metal, extraction and refinery operations (ZA): The ores from the different ore bodies are processed in concentrators where a PGM concentrate is produced with a tailing by product. The PGM base metal concentrate product from the different concentrators processing the different ores are blended during the smelting phase to balance the sulphur content in the final matte product. Smelter operators also carry out toll smelting from third part concentrators. The smelter product is send to the Base metal refinery where the PGMs are separated from the Base Metals. Precious metal refinery is carried out on PGM concentrate from the Base metal refinery to split the PGMs into individual metal products. Water analyses measurements for Anglo Platinum obtained from literature (Slatter et.al, 2009). Mudd, G., 2010. Platinum group metals: a unique case study in the sustainability of mineral resources, in: The 4th International Platinum Conference, Platinum in Transition “Boom or Bust.” Water share between MC and EC from Mudd (2010). Mudd, G., 2010. Platinum group metals: a unique case study in the sustainability of mineral resources, in: The 4th International Platinum Conference, Platinum in Transition “Boom or Bust.” technologyComment of primary zinc production from concentrate (RoW): The technological representativeness of this dataset is considered to be high as smelting methods for zinc are consistent in all regions. Refined zinc produced pyro-metallurgically represents less than 5% of global zinc production and less than 2% of this dataset. Electrometallurgical Smelting The main unit processes for electrometallurgical zinc smelting are roasting, leaching, purification, electrolysis, and melting. In both electrometallurgical and pyro-metallurgical zinc production routes, the first step is to remove the sulfur from the concentrate. Roasting or sintering achieves this. The concentrate is heated in a furnace with operating temperature above 900 °C (exothermic, autogenous process) to convert the zinc sulfide to calcine (zinc oxide). Simultaneously, sulfur reacts with oxygen to produce sulfur dioxide, which is subsequently converted to sulfuric acid in acid plants, usually located with zinc-smelting facilities. During the leaching process, the calcine is dissolved in dilute sulfuric acid solution (re-circulated back from the electrolysis cells) to produce aqueous zinc sulfate solution. The iron impurities dissolve as well and are precipitated out as jarosite or goethite in the presence of calcine and possibly ammonia. Jarosite and goethite are usually disposed of in tailing ponds. Adding zinc dust to the zinc sulfate solution facilitates purification. The purification of leachate leads to precipitation of cadmium, copper, and cobalt as metals. In electrolysis, the purified solution is electrolyzed between lead alloy anodes and aluminum cathodes. The high-purity zinc deposited on aluminum cathodes is stripped off, dried, melted, and cast into SHG zinc ingots (99.99 % zinc). Pyro-metallurgical Smelting The pyro-metallurgical smelting process is based on the reduction of zinc and lead oxides into metal with carbon in an imperial smelting furnace. The sinter, along with pre-heated coke, is charged from the top of the furnace and injected from below with pre-heated air. This ensures that temperature in the center of the furnace remains in the range of 1000-1500 °C. The coke is converted to carbon monoxide, and zinc and lead oxides are reduced to metallic zinc and lead. The liquid lead bullion is collected at the bottom of the furnace along with other metal impurities (copper, silver, and gold). Zinc in vapor form is collected from the top of the furnace along with other gases. Zinc vapor is then condensed into liquid zinc. The lead and cadmium impurities in zinc bullion are removed through a distillation process. The imperial smelting process is an energy-intensive process and produces zinc of lower purity than the electrometallurgical process. technologyComment of processing of anode slime from electrorefining of copper, anode (GLO): Based on typical current technology. Anode slime treatment by pressure leaching and top blown rotary converter. Production of Silver by Möbius Electrolysis, Gold by Wohlwill electrolysis, copper telluride cement and crude selenium to further processing. technologyComment of silver-gold mine operation with refinery (CL): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. BENEFICIATION: The processing plant consists of primary crushing, a pre-crushing circuit, (semi autogenous ball mill crushing) grinding, leaching, filtering and washing, Merrill-Crowe plant and doré refinery. The Merrill-Crowe metal recovery circuit is better than a carbon-in-pulp system for the high-grade silver material. Tailings are filtered to recover excess water as well as residual cyanide and metals. A dry tailings disposal system was preferred to a conventional wet tailings impoundment because of site-specific environmental considerations. technologyComment of silver-gold mine operation with refinery (RoW): Refinement is estimated with electrolysis-data. technologyComment of treatment of precious metal from electronics scrap, in anode slime, precious metal extraction (SE, RoW): Anode slime treatment by pressure leaching and top blown rotary converter. Production of Silver by Möbius Electrolysis, Gold by Wohlwill electrolysis, Palladium to further processing

Erweiterung Steinbruch Reichle Wallersheim

Die Reichle Dolomitstein GmbH, Dudweilerstraße 80, 66386 St. Ingbert beantragt die immissionsschutzrechtliche Genehmigung zur wesentlichen Änderung des bestehenden Steinbruches, in dem Sprengstoffe verwendet werden (Anlage nach Ziffer 2.1.1 der 4. BImSchV) in Form eines Antrages auf Erweiterung und Vertiefung des Steinbruches in der Gemarkung Wallersheim, Flur 30, Flurstücke 10, 11, 12, 13/1, 13/2, 14, 15, 16, 17, 18, 19, 2/2, 20, 21/1, 21/2, 21/3, 29, 30, 31, 33, 35, 6, 7/1, 7/2, 8/1, 8/2, 9/1 und 9/2. Hierfür ist gemäß §§ 4 Abs. 1 und 10 BImSchG in Verbindung mit § 2 Abs. 1 Ziffer 1 der Vierten Verordnung zur Durchführung des Bundes-Immissionsschutzgesetzes (Verordnung über genehmigungsbedürftige Anlagen – 4. BImSchV) in der zurzeit geltenden Fassung in Verbindung mit Nr. 2.1.1 des Anhangs 1 der 4. BImSchV sowie den §§ 8 ff. der 9. BImSchV ein förmliches Genehmigungsverfahren mit Öffentlichkeitsbeteiligung durchzuführen. Bei der Steinbrucherweiterung handelt es sich um ein Vorhaben gemäß Ziffer 2.1.1 des Anhangs 1 Spalte 1 des UVPG, für das die Verpflichtung zur Durchführung einer Umweltverträglichkeitsprüfung besteht. Ein entsprechender Bericht zu den voraussichtlichen Umweltauswirkungen des Vorhabens (UVP-Bericht) wurde mit den Antragsunterlagen vorgelegt.

Frachtsschiffunfall vor Australien

Das Containerschiff Pacific Adventurer geriet am 11. März 2009 bei rauher See vor der Ostküste Australiens in der Nähe von Brisbane in Schwierigkeiten. Es verlor 31 Container mit Ammoniumnitrat, das zur Herstellung von Dünger und Sprengstoff verwendet wird. Einer der Container beschädigte beim Herunterfallen einen Tank. 20 Tonnen Öl liefen aus.

Umweltbewusstsein der Deutschen auf hohem Niveau

Gemeinsame Presseinformation mit dem Bundesumweltministerium Bundesumweltministerium und UBA legen neue Studie vor Das Umweltbewusstsein der Deutschen bleibt auf einem hohen Niveau: Für 91 Prozent der Bevölkerung ist der Umweltschutz wichtig. Das ist das Ergebnis einer neuen Studie zum Umweltbewusstsein in Deutschland, die das Bundesumweltministerium und das Umweltbundesamt (UBA) in Auftrag gegeben haben. Die Studie zeigt auch, dass das Problembewusstsein für die Risiken und Folgen des Klimawandels sehr hoch ist. Weit über 80 Prozent der Befragten befürchten, dass auf Deutschland hohe Kosten zukommen für die Beseitigung von Schäden oder zum Schutz vor den Folgen des Klimawandels. Gleichzeitig ist der Anteil der Menschen, die die Klimafolgen in Deutschland als beherrschbar einstufen, von 39 Prozent im Jahr 2006 auf 54 Prozent gestiegen. Die Parlamentarische Staatssekretärin im Bundesumweltministerium, Astrid Klug: „Dieser Optimismus verbessert die Basis für eine zielorientierte Umweltpolitik. Ich freue mich, dass immer mehr Menschen Umweltschutz als Zukunftsgestaltung begreifen und eine konsequente ökologische Modernisierung einfordern.” Dr. Harry Lehmann, Fachbereichsleiter ⁠ Umweltplanung ⁠ und Nachhaltigkeitsstrategien im ⁠ UBA ⁠: „Die Bereitschaft der Bevölkerung zum Handeln ist da. Die Politik und auch das Umweltbundesamt haben die Aufgabe, sich vermehrt einer zielgruppengerechten Umweltkommunikation zu widmen. Es ist wichtig, klare Handlungsmöglichkeiten aufzuzeigen. Diese müssen einfach und gut verständlich sein. Die für den Umweltschutz positive Grundstimmung in der Bevölkerung müssen wir nutzen und die Bedeutung des Umweltschutzes für die Lebensqualität der Menschen deutlich machen.” Auch die steigenden Energiepreise haben für die Bürgerinnen und Bürger eine hohe Bedeutung. In der vorliegenden Umfrage wurde erstmals gefragt, wie wichtig es den Menschen ist, die Verbraucherinnen und Verbraucher durch niedrigere Energiekosten finanziell zu entlasten. Die Zustimmung zu dieser politischen Aufgabe ist genau so hoch wie zur Aufgabe, die Wirtschaft anzukurbeln. Astrid Klug: „Diese Erwartungen nehme ich sehr ernst. Die steigenden Strom- und Energiepreise bergen erheblichen sozialen Sprengstoff - bis in die mittleren Schichten hinein. Deshalb sind wir mit unserer Politik, die Energieeffizienz zu erhöhen und das große Potenzial zum Einsparen von Energie zu nutzen, auf dem richtigen Weg. Damit leisten wir auch einen wichtigen Beitrag, um mehr soziale Gerechtigkeit herzustellen.” Viel Zuversicht und Vertrauen wird der technischen Innovation als Problemlösung entgegengebracht. Knapp drei Viertel der Befragten erwarten, dass sich künftig durch eine konsequente Umweltschutzpolitik die Wettbewerbsfähigkeit der Wirtschaft verbessert. Allerdings: Die Menschen schieben dabei ihre eigene Verantwortung nicht einfach weg. Die Aussage, dass wir unsere Gewohnheiten im Alltag ändern müssen, findet ebenfalls eine sehr hohe Zustimmung. In der Bevölkerung ist auch ein hohes Bewusstsein für die Bedeutung der biologischen Vielfalt vorhanden. Der Erhalt natürlicher Lebensräume ist aus Sicht von über 90 Prozent der Befragten nicht nur für die Natur, sondern auch für den Menschen lebenswichtig. Generationengerechtigkeit gilt als das beste Argument für den Erhalt der biologischen Vielfalt. Aber auch die Bedeutung natürlicher Lebensräume für die Erholung und damit für die Gesundheitsvorsorge spielt eine wichtige Rolle. Die Befragten sehen insgesamt einen engen Zusammenhang zwischen Umweltschutz und Gesundheit. Die Umweltbewusstseinsstudie 2008 verwendet erstmals die Milieumodelle des Sinus-Instituts. Mit deren Hilfe lassen sich Erkenntnisse gewinnen, die zur zielgruppenspezifischen Verbesserung der Umweltkommunikation beitragen können. Die Autoren sind Carsten Wippermann und Marc Calmbach (SINUS-Institut) sowie Silke Kleinhückelkotten (ECOLOG-Institut). 10.12.2008

Trends und Daten zur Verbreitung von Munitionsresten in der Meeresumwelt

Der Bericht richtet sich an Wissenschaftler, Behörden und die Öffentlichkeit. Er zeigt mittels Analysen an Meerestieren aus Nord- und Ostsee, ob diese mit krebserregenden Schadstoffen aus versenkter Weltkriegsmunition belastet sind. Dabei wurde die Entwicklung der zeitlichen Belastung von Miesmuscheln mit Sprengstoffen, die toxisch und krebserregend sind, s.g. sprengstoff-typischen Verbindungen, über die vergangenen 30 Jahre untersucht. Es konnte ein steter, geringfügiger Anstieg der Belastung gemessen werden. Bei Untersuchung der räumlichen Verteilung der Belastung von Sediment, Plattfischen und Muscheln in Nord- und Ostsee wurden diese Schadstoffe in Fischen und Sedimenten aus niedersächsischen Küstengewässern nachgewiesen. Bis auf die untersuchten Plattfische fanden sich keine Hinweise auf eine Anreicherung in der Nahrungskette. Dazu wurden Organe von Aalmuttern, Eiderenten, Schweinswalen und Seehunden untersucht. Als indirekter Nachweis für chemische Kampfstoffe wurde die Arsenbelastung der deutschen Nord- und Ostsee im Vergleich mit den Munitionsversenkungsgebieten analysiert und kein Zusammenhang festgestellt. Veröffentlicht in Texte | 129/2024.

Wertstoff-Center in Köln

<p>Abfälle können in haushaltsüblichen Mengen an diese Wertstoff-Center gebracht werden.</p> <p>Wir nehmen an:</p> <ul> <li>Sperrmüll, Elektroaltgeräte, Metalle, Papier/Pappe, Schadstoffe, Bauschutt</li> <li>Kostenlose Annahme von haushaltsüblichen Mengen an Altkleidern, CDs/DVDs, Elektro-Altgeräten, Grünschnitt, Leichtverpackungen, Metall, Papier, Pappe/Kartonagen, Schadstoffen und Sperrmüll</li> <li>Kostenpflichtige Annahme von Bauschutt in Kleinmengen (Gewerbeschadstoffe nur in Ossendorf)</li> </ul> <p>Wir nehmen nicht an:</p> <p>Asbest, Dämmmaterial, Außenhölzer, Teerpappe</p> <ul> <li>Sprengstoff, Munition</li> <li>Gasflaschen</li> <li> Infektiöses Material, Tierkadaver</li> <li> Motoren, Getriebeöle</li> <li>Gewerbeschadstoffe</li> </ul>

Sprengen (ANFO)-DE-2000

Sprengen mit ANFO-Sprengstoff; als komerzieller Sprengstoff zum Einsatz in Tagebauminen wird sehr häufig ein Gemisch aus Ammoniumnitrat (AN ca. 91 bis 94 Gew.-%), Aluminium (0-5 Gew.-%) und Mineralöl (Fuel Oil - FO 4 bis 6 Gew.-%) genutzt. Das Amoniumnitrat- Fuel Oil (ANFO) kann vor Ort in mobilen Einheiten zubereitet werden und gilt als besonders sicher und billig. ANFO wird in die Sprenglöcher gefüllt und mit Zündern (z.B. Dynamit) gezündet. Die Formulierung von ANFO wurde aus Beispielen in #1 abgeleitet. ANFO soll aus 93 % Ammoniumnitrat, 5 % Dieselöl und 2 % Aluminium bestehen. Bei der Explosion werden folgende Emissionen nach freigesetzt: Schadstoff Einheit Quelle CO2 kg /t 119 stöchiometrisch CO kg /t 25 Öko-Inventare 1994 NOx kg /t 10 Öko-Inventare 1994 SO2 kg /t 0,16 stöchiometrisch Die Emissionen an CO2 und SO2 wurden stöchiometrisch berechnet. Dabei wurde der CO2 -Emission um den CO-Anteil korregiert. Für NOx und CO sind nur sehr ungenaue Werte des US-EPA, zitiert nach #2, angegeben. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Grundstoffe-Chemie gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 108% Produkt: Stoffe-Sonstige

Xtra-Tiefbau\Cu-Erz(Konz.)-reich-2000

Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 11,9% Produkt: Metalle - NE

Xtra-Abbau\Fe-Erz-AU-2010

Eisenerz-Tagebau in Australien: Der Erzkörper wird durch Sprengung gelockert und anschließend mechanisch abgebaut und zur Aufbereitung transportiert. Die Aufbereitung besteht aus mehrstufiges Mahlen, Sieben, magnetische Separation, Flotation und mechanisches Trocknen. Je grobkörniger das Eisenerz die Aufbereitung verläßt, desto weniger Prozeßstufen hat es durchlaufen und damit sind auch die energetischen Aufwendungen geringer. Das aufbereitete Eisenerz verläßt die Anlage mit einem Einsengehalt von ca. 65%. Allokation: keine Genese der Daten: Abbau und Aufbereitung von Eisenerz ist für jede Lagerstätte spezifisch angepaßt. Entsprechende Daten konnten jedoch nicht in Erfahrung gebracht werden. Es soll alllerdings an dieser Stelle darauf hingewiesen werden, daß Abbau und Aufbereitung von Reicherz im Tagebau (Brasilien) oder der Untertageabbau von „Armerzen" in Schweden deutlich unterschiedliche Aufwendungen bedürfen. Aus der Literatur sind folgende Daten verfügbar: Literatur Gas Öl Strom „Primärenergie" GJ / t GJ / t GJel / t GJ / t Habersatter 0,393 0,11 0,11 0,95 Öko-Inventare - 0,11 0,49 1,58 WIKUE - - - 0,34 diese Studie 0,1 0,1 0,4 Die Angaben von #2 enthalten keine Literaturangabe. Eine Unterscheidung der „Primärenergie" nach Herkunftsform unterbleibt. Die Angaben in # 1 basieren auf Zahlenangaben von Tellus, die sich wiederum auf eine Untersuchung der Batelle Columbus Laboratories von 1975 beziehen. Abgebildet wird darin die besondere Situation der Eisenerzaufbereitung an den Oberen Seen (USA) mit der sehr aufwendigen Verarbeitung von Armerzen. Die Aufbereitung erfordert eine sehr feine Aufmahlung (Strombedarf) und wird daher zur Pelletproduktion eingesetzt. Die Angaben von Habersatter (Habersatter 1991) beziehen sich, soweit erkennbar, auf Arbeiten von Schäfer. Der hohe Gasanteil weist auf ein Aufarbeitung mit partieller Pelletproduktion hin, da in der Aufarbeitung selber kein Prozess mit Gasverbrauch bekannt ist. In dieser Studie wird der Bedarf an Öl-EL zum Einsatz in Dieselmotoren mit 0,1 GJ/t und der Strombedarf zu 0,1 GJ/t abgeschätzt. Er entspricht damit ungefähr den Angaben von Habersatter bzw WIKUE. Der höhere Strombedarf in #1 läßt sich durch den höheren Durchsatz an Roheisenerz (Verhältnis Armerz zu Reicherz 5:2) sowie den geringeren Anteil an feinaufgemahlten Pelleterz in der deutschen Importstruktur erklären. Als Betriebsmittel werden in #1 rund 1,7 kg Sprengstoff angegeben. In dieser Studie wird 0,7 kg Sprengstoff pro Tonne Einsenerz entsprechend dem Armerz / Reicherz - Verhältnis angesetzt. Die Wasserinanspruchnahme wird mit 1,5 m3 Prozeßwasser nach #2 angenommen. Pro t Erz werden nach Wilps (Wilps 1992) für Brasilien 1,9 t , für Australien 1,7 und für Kanada 2,6 t angenommen. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0111m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2010 Lebensdauer: 1a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 50% Produkt: Metalle - Eisen/Stahl

Xtra-Abbau\Fe-Erz-AU-2005

Eisenerz-Tagebau in Australien: Der Erzkörper wird durch Sprengung gelockert und anschließend mechanisch abgebaut und zur Aufbereitung transportiert. Die Aufbereitung besteht aus mehrstufiges Mahlen, Sieben, magnetische Separation, Flotation und mechanisches Trocknen. Je grobkörniger das Eisenerz die Aufbereitung verläßt, desto weniger Prozeßstufen hat es durchlaufen und damit sind auch die energetischen Aufwendungen geringer. Das aufbereitete Eisenerz verläßt die Anlage mit einem Einsengehalt von ca. 65%. Allokation: keine Genese der Daten: Abbau und Aufbereitung von Eisenerz ist für jede Lagerstätte spezifisch angepaßt. Entsprechende Daten konnten jedoch nicht in Erfahrung gebracht werden. Es soll alllerdings an dieser Stelle darauf hingewiesen werden, daß Abbau und Aufbereitung von Reicherz im Tagebau (Brasilien) oder der Untertageabbau von „Armerzen" in Schweden deutlich unterschiedliche Aufwendungen bedürfen. Aus der Literatur sind folgende Daten verfügbar: Literatur Gas Öl Strom „Primärenergie" GJ / t GJ / t GJel / t GJ / t Habersatter 0,393 0,11 0,11 0,95 Öko-Inventare - 0,11 0,49 1,58 WIKUE - - - 0,34 diese Studie 0,1 0,1 0,4 Die Angaben von #2 enthalten keine Literaturangabe. Eine Unterscheidung der „Primärenergie" nach Herkunftsform unterbleibt. Die Angaben in # 1 basieren auf Zahlenangaben von Tellus, die sich wiederum auf eine Untersuchung der Batelle Columbus Laboratories von 1975 beziehen. Abgebildet wird darin die besondere Situation der Eisenerzaufbereitung an den Oberen Seen (USA) mit der sehr aufwendigen Verarbeitung von Armerzen. Die Aufbereitung erfordert eine sehr feine Aufmahlung (Strombedarf) und wird daher zur Pelletproduktion eingesetzt. Die Angaben von Habersatter (Habersatter 1991) beziehen sich, soweit erkennbar, auf Arbeiten von Schäfer. Der hohe Gasanteil weist auf ein Aufarbeitung mit partieller Pelletproduktion hin, da in der Aufarbeitung selber kein Prozess mit Gasverbrauch bekannt ist. In dieser Studie wird der Bedarf an Öl-EL zum Einsatz in Dieselmotoren mit 0,1 GJ/t und der Strombedarf zu 0,1 GJ/t abgeschätzt. Er entspricht damit ungefähr den Angaben von Habersatter bzw WIKUE. Der höhere Strombedarf in #1 läßt sich durch den höheren Durchsatz an Roheisenerz (Verhältnis Armerz zu Reicherz 5:2) sowie den geringeren Anteil an feinaufgemahlten Pelleterz in der deutschen Importstruktur erklären. Als Betriebsmittel werden in #1 rund 1,7 kg Sprengstoff angegeben. In dieser Studie wird 0,7 kg Sprengstoff pro Tonne Einsenerz entsprechend dem Armerz / Reicherz - Verhältnis angesetzt. Die Wasserinanspruchnahme wird mit 1,5 m3 Prozeßwasser nach #2 angenommen. Pro t Erz werden nach Wilps (Wilps 1992) für Brasilien 1,9 t , für Australien 1,7 und für Kanada 2,6 t angenommen. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0111m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2005 Lebensdauer: 1a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 50% Produkt: Metalle - Eisen/Stahl

1 2 3 4 5 … 38 39 40