technologyComment of barite production (CA-QC, RER, RoW): Barite is mined both in open pit and underground mines. About 60 to 120 kg of Barite can be yielded from one cubic meter of ore. The ore is transported via lorry (usually less than 5km) to a washing installation. Subsequently, it is separated from the water and grinded wet or dry. Between 65% and 85% of barite contained in the ore can be extracted. This dataset includes resource extraction and processing of the material. technologyComment of niobium mine operation and beneficiation, from pyrochlore ore (BR, RoW): Open-pit mining is applied and hydraulic excavators are used to extract the ore with different grades, which is transported to stockpiles awaiting homogenization through earth-moving equipment in order to attain the same concentration. Conveyor belts (3.5 km) are utilized to transport the homogenized ore to the concentration unit. Initially, the ore passes through a jaw crusher and moves to the ball mills, where the pyrochlore grains (1 mm average diameter) are reduced to diameters less than 0.104 mm. In the ball mills, recycled water is added in order to i) granulate the concentrate and ii) remove the gas from the sintering unit. The granulated ore undergoes i) magnetic separation, where magnetite is removed and is sold as a coproduct and ii) desliming in order to remove fractions smaller than 5μm by utilizing cyclones. Then the ore enters the flotation process - last stage of the beneficiation process – where the pyrochlore particles come into contact with flotation chemicals (hydrochloric & fluorosilic acid, triethylamene and lime), thereby removing the solid fractions and producing pyrochlore concentrate and barite as a coproduct which is also sold. The produced concentrate contains 55% Nb2O5 and 11% water and moves to the sintering unit, via tubes or is transported in bags while the separated and unused minerals enter the tailings dam. In the sintering unit, the pyrochlore concentrate undergoes pelletizing, sintering, crushing and classification. These units not only accumulate the material but are also responsible for removing sulfur and water from the concentrate. Then the concentrate enters the dephosphorization unit, where phosphorus and lead are removed from the concentrate. The removal of sulphur and phosphorus have to be executed because of the local pyrochlore ore composition. Then the concentrate undergoes a carbothermic reduction by using charcoal and petroleum coke, producing a refined concentrate, 63% Nb2O5 and tailings with high lead content that are disposed in the tailings dam again.
technologyComment of iron ore beneficiation (IN): Milling and mechanical sorting. Average iron yield is 65% . The process so developed basically involves crushing, classification, processing of lumps, fines and slimes separately to produce concentrate suitable as lump and sinter fines and for pellet making. The quality is essentially defined as Fe contents, Level of SiO2 and Al2O3 contamination. The process aims at maximizing Fe recovery by subjecting the rejects/tailings generated from coarser size processing to fine size reduction and subsequent processing to recover iron values. technologyComment of iron ore beneficiation (RoW): Milling and mechanical sorting. Average iron yield is 84%. technologyComment of iron ore mine operation and beneficiation (CA-QC): Milling and mechanical sorting. Average iron yield is 75%. Specific data were collected on one of the two production site in Quebec. According to the documentation available, the technologies of the 2 mines seems similar. Uncertainity has been adjusted accordingly. technologyComment of niobium mine operation and beneficiation, from pyrochlore ore (BR, RoW): Open-pit mining is applied and hydraulic excavators are used to extract the ore with different grades, which is transported to stockpiles awaiting homogenization through earth-moving equipment in order to attain the same concentration. Conveyor belts (3.5 km) are utilized to transport the homogenized ore to the concentration unit. Initially, the ore passes through a jaw crusher and moves to the ball mills, where the pyrochlore grains (1 mm average diameter) are reduced to diameters less than 0.104 mm. In the ball mills, recycled water is added in order to i) granulate the concentrate and ii) remove the gas from the sintering unit. The granulated ore undergoes i) magnetic separation, where magnetite is removed and is sold as a coproduct and ii) desliming in order to remove fractions smaller than 5μm by utilizing cyclones. Then the ore enters the flotation process - last stage of the beneficiation process – where the pyrochlore particles come into contact with flotation chemicals (hydrochloric & fluorosilic acid, triethylamene and lime), thereby removing the solid fractions and producing pyrochlore concentrate and barite as a coproduct which is also sold. The produced concentrate contains 55% Nb2O5 and 11% water and moves to the sintering unit, via tubes or is transported in bags while the separated and unused minerals enter the tailings dam. In the sintering unit, the pyrochlore concentrate undergoes pelletizing, sintering, crushing and classification. These units not only accumulate the material but are also responsible for removing sulfur and water from the concentrate. Then the concentrate enters the dephosphorization unit, where phosphorus and lead are removed from the concentrate. The removal of sulphur and phosphorus have to be executed because of the local pyrochlore ore composition. Then the concentrate undergoes a carbothermic reduction by using charcoal and petroleum coke, producing a refined concentrate, 63% Nb2O5 and tailings with high lead content that are disposed in the tailings dam again. technologyComment of rare earth element mine operation and beneficiation, bastnaesite and monazite ore (CN-NM): Firstly, open pit, mining (drilling and blasting) is performed in order to obtain the iron ore and a minor quantity of rare earth ores (5−6 % rare earth oxide equivalent). Then, a two-step beneficiation process is applied to produce the REO concentrate. In the first step, ball milling and magnetic separation is used for the isolation of the iron ore. In the second step, the resulting REO tailing (containing monazite and bastnasite), is processed to get a 50% REO equivalent concentrate via flotation. technologyComment of rare earth oxides production, from rare earth oxide concentrate, 70% REO (CN-SC): This dataset refers to the separation (hydrochloric acid leaching) and refining (metallothermic reduction) process used in order to produce high-purity rare earth oxides (REO) from REO concentrate, 70% beneficiated. ''The concentrate is calcined at temperatures up to 600ºC to oxidize carbonaceous material. Then HCl leaching, alkaline treatment, and second HCl leaching is performed to produce a relatively pure rare earth chloride (95% REO). Hydrochloric acid leaching in Sichuan is capable of separating and recovering the majority of cerium oxide (CeO) in a short process. For this dataset, the entire quantity of Ce (50% cerium dioxide [CeO2]/REO) is assumed to be produced here as CeO2 with a grade of 98% REO. Foreground carbon dioxide CO2 emissions were calculated from chemical reactions of calcining beneficiated ores. Then metallothermic reduction produces the purest rare earth metals (99.99%) and is most common for heavy rare earths. The metals volatilize, are collected, and then condensed at temperatures of 300 to 400°C (Chinese Ministryof Environmental Protection 2009).'' Source: Lee, J. C. K., & Wen, Z. (2017). Rare Earths from Mines to Metals: Comparing Environmental Impacts from China's Main Production Pathways. Journal of Industrial Ecology, 21(5), 1277-1290. doi:10.1111/jiec.12491 technologyComment of scandium oxide production, from rare earth tailings (CN-NM): See general comment. technologyComment of vanadium-titanomagnetite mine operation and beneficiation (CN): Natural rutile resources are scarce in China. For that reason, the production of titanium stems from high-grade titanium slag, the production of which includes 2 processes: i) ore mining & dressing process and ii) titanium slag smelting process. During the ore mining and dressing process, ilmenite concentrate (47.82% TiO2) is produced through high-intensity magnetic separation of the middling ore, which is previously produced as a byproduct during the magnetic separation sub-process of the vanadium titano-magnetite ore. During the titanium slag smelting process, the produced ilmenite concentrate from the ore mining & dressing process is mixed with petroleum coke as the reducing agent and pitch as the bonding agent. Afterwards it enters the electric arc furnace, where it is smelted, separating iron from the ilmenite concentrate and obtaining high-grade titanium slag.
technologyComment of heavy mineral sand quarry operation (AU, RoW): There are two ways for mining zircon sand: dry & wet mining with the choice of mining depending on the structure of the geological deposit. During wet mining, floating dredges and a floating concentrator are utilized in an enclosed pond, where the concentrator moves behind the dredges. Wet mining is the preferred technique for large continuous deposits with amounts of clay. For all other types of HMS deposits (hard-ground deposits, discontinuous deposits and small tonnage high-grade deposits), dry mining is the most preferred mining process. Dry mining utilizes earth-moving machinery (loaders, excavators, scrapes) for the purposes of sand excavation and transportation to the concentrator. The mining unit plants used in dry mining are mobile in order to minimize the transport distance of the sand. After the transportation of the HMS to the respective concentrator, wet gravity separations techniques (spirals) are usually applied for the production of the heavy mineral concentrate (HMC), although some hard-rock sites use bulk froth flotation to extract the heavy minerals from the sand. The produced slurry from dry and wet mining is then fed to the concentrator, where the HMC (90-96% heavy minerals) is produced along with the tailings that are backfilled in the mined areas. The HMC is transported to a mineral separation plant (MSP), where the HMC is subjected to scrubbing, drying and is separated by magnetic, electrostatic and gravity separation, producing zircon sand, ilmenite and rutile, with the last two considered as byproducts. technologyComment of ilmenite - magnetite mine operation (GLO): No comment present
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
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
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
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: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 50% Produkt: Metalle - Eisen/Stahl
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: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0222m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 0,000114t/h Nutzungsgrad: 4% Produkt: Metalle - NE
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: 3,3% Produkt: Metalle - NE
Eisenerz in Kanada im Tagebau. 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 #3 0,393 0,11 0,11 0,95 #1 - 0,11 0,49 1,58 #2 - - - 0,34 GEMIS 0,1 0,1 0,4 Die Angaben in #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 (#3) 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 #3 bzw #2. 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 rd. 1,7 kg Sprengstoff angegeben. In GEMIS 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
Origin | Count |
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Bund | 281 |
Land | 2 |
Type | Count |
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Förderprogramm | 242 |
Text | 38 |
Umweltprüfung | 1 |
unbekannt | 2 |
License | Count |
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