Geländesenken befinden sich in lokalen Geländetiefpunkten. In Geländesenken kann sich zufließender Oberflächenabfluss teilweise oder vollständig sammeln. Der zur Ermittlung angewendete, rein topografische Ermittlungsansatz, ermöglicht die Identifizierung von Geländesenken und die belastungsunabhängige Berechnung ihrer maximalen Einstautiefe bei einer angenommenen vollständigen Füllung. Eine belastungsunabhängige Berechnung bedeutet, dass kein definiertes Regenereignis untersucht wird. Bei den potentiellen Aufstaubereichen handelt es sich um die oberhalb von Durchlässen und kleinen Brücken über Gewässer 3. Ordnung liegenden Flächen, die durch Verklausung (Verstopfung) mit Treibgut oder aufgrund unzureichender Durchlasskapazität entstehen können. Potentielle Aufstaubereiche sind Senken vor den genannten Bauwerken, die durch Verschluss dieser Bauwerke entstehen. Die ausgewiesenen Aufstaubereiche füllen sich in Realität allerdings nur dann vollständig, wenn ein Niederschlagsereignis auch über eine entsprechende Fülle (Volumen) verfügt. Ebenso wie die Geländesenken stellen auch die Aufstaubereiche die angenommene Maximalfüllung dar. Hinweise aus diesem Layer müssen vor Ort mit lokalem Wissen verifiziert werden. Grundsätzlich kann nicht ausgeschlossen werden, dass auch außerhalb der dargestellten Bereiche und Hinweise Überflutungen auftreten. Weitere Informationen siehe FAQ-Dokument - https://s.bayern.de/StarkregenFAQ
In der ehemaligen DDR wurden in den Jahren 1980 bis 1990 in den an der Erdoberfläche anstehenden bzw. gering von Känozoikum überdeckten präoberpermischen Grundgebirgseinheiten (Flechtingen-Roßlauer Scholle, Harz, Sächsisches Granulitgebirge, Thüringer Wald, Thüringisch-Vogtländisches Schiefergebirge, Erzgebirge, Elbtalzone/Lausitz) Untersuchungen zur Einschätzung der Rohstoffführung durchgeführt. Bestandteil dieser Untersuchungen war eine geochemische Prospektion im Bereich der genannten Grundgebirgseinheiten. Auf einer Fläche von fast 15.000 km² wurden ca. 18.000 Wasser- und ca. 17.500 Bachsedimentproben entnommen und geochemisch untersucht. Die Ergebnisse dieser Untersuchungen wurden in Teilberichten zu den einzelnen Grundgebirgseinheiten sowie im „Abschlussbericht zur vergleichenden Bewertung der Rohstofführung in den Grundgebirgseinheiten der DDR“ (Röllig et al., 1990) dokumentiert. Bei diesen Daten aus den Grundgebirgseinheiten im Südteil der ehemaligen DDR handelt es sich um eine in ihrer hohen Probenahmedichte (> 1 Probe/km²) einzigartige flächendeckende geochemische Aufnahme dieser Gebiete. Alle späteren geochemischen Untersuchungen (Geochemischer Atlas 2000 sowie im Rahmen von GEMAS und FOREGS) wurden mit einer ungleich geringeren Probenahmedichte durchgeführt. Diese wertvollen und unwiederbringlichen Daten werden nun über das Geoportal der BGR allgemein verfügbar gemacht. Ergänzend zur digitalen Bereitstellung des originalen Datenmaterials erfolgt erstmals eine Bereitstellung mit modernen computergestützten Verfahren erstellter flächendeckender Verteilungskarten. Die Downloads zeigen die Verteilung der Niobgehalte in Bachsedimenten in vier verschiedenen farbigen Punkt- und Isoflächenkarten.
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.
Für die rein topografische Ermittlung potentieller Fließwege im Gelände wurde ein unidirektionaler D8-Algorithmus verwendet. Dieser bestimmt die Entwässerungsrichtung jeder Rasterzelle eines digitalen Geländemodells aus 8 möglichen Richtungen. Den Ansatz kann man sich bildlich wie folgt vorstellen: Von jeder Stelle der Geländeoberfläche lässt man nacheinander eine Kugel losrollen und zeichnet den genommenen Weg auf. Dort, wo sich die Wege vieler Kugeln überlagern, ist es wahrscheinlicher, dass im Starkregenfall auch konzentrierter Oberflächenabfluss stattfindet. Erreicht eine Kugel eine Senke, aus der kein "Weiterrollen" möglich ist, wird das Gelände an dieser Stelle im Modell soweit aufgefüllt, dass die Kugel "herausrollen" kann. Der Ermittlungsansatz nimmt an, dass der aufgefüllte Bereich im Starkregenfall potentiell mit Wasser gefüllt wird, da auch der Abfluss behindert ist und sich daher voraussichtlich Wasser ansammeln könnte. Der Bereich wird als Geländesenke identifiziert. Die ermittelten Fließwege werden mit den Gewässerflächen (aus dem ALKIS-Datensatz Tatsächliche Nutzung) verschnitten. Die angewendete Methodik ist belastungsunabhängig. Ihr liegt kein definiertes Starkregenereignis mit bestimmter Dauer oder Intensität zu Grunde, daher können die Hinweise auch keiner bestimmten Jährlichkeit oder Eintrittswahrscheinlichkeit zugeordnet werden. Die Methodik liefert in Bezug auf die potentiellen Fließwege keine Informationen über zu erwartende Fließtiefen (Wasserstand), Fließgeschwindigkeit und räumliche Ausdehnung eines Überflutungsbereichs (z.B. Breite des Fließwegs). Die potentiellen Fließwege werden nach der Größe ihres angeschlossenen Einzugsgebietes klassifiziert. Bei einem größeren Einzugsgebiet wird angenommen, dass auch die Wahrscheinlichkeit für das Auftreten von Oberflächenabfluss größer ist. Generell sind die Hinweise auf potentielle Fließwege an Siedlungsrändern und auf offenen Flächen als zuverlässiger zu bewerten. Innerhalb von Siedlungen kann die Zuverlässigkeit abnehmen, da die Fließwege durch zahlreiche Kleinstrukturen (Randsteine, Mauern geparkte Fahrzeuge etc.) beeinflusst werden, die jedoch im digitalen Geländemodell nicht abgebildet werden können. Hinweise aus diesem Layer müssen vor Ort mit lokalem Wissen verifiziert werden. Grundsätzlich kann nicht ausgeschlossen werden, dass auch außerhalb der dargestellten Bereiche und Hinweise Überflutungen auftreten. Weitere Informationen siehe FAQ-Dokument - https://s.bayern.de/StarkregenFAQ
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.
1 1' 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 Transportdaten für Modellrechnungen zur Langzeitsicherheit (Modell geb iet Grube Konrad) (Stand: 05.10 . 1990) Auftraggeber: Niedersäc hsisches Umwe ltminis ter ium (MU) Sachbe arbeit er: Datum: Archiv-Nr . : Tgb. -Nr.: TK 25: Anlagen: 05.10.1990 107478 N 3.2 - 7584/ 90 3528-30, 3627-29, 3727 -29, 3827-29, 3927-29 33 - 2 - Inhalt Seite 1. Einl eitung 5 5 2. Sorptionsdaten (KD-Werte) 5 2.1 Erläuteru ngen zur Datenbasis 8 2.2 Dis ku ssion der abge leitet en K0- Werte 8 2.2.1 Technetium 9 2.2.2 Selen VI 9 2.2.3 Zirkonium 9 2.2.4 Niob 10 2.2.5 Caesium 10 2.2.6 Jod 10 2.2.7 Kohlen stoff 10 2.2.8 Strontium 11 2.2.9 Neptunium 11 2.2.10 Plutonium 12 2.2.11 Americium 12 2.2.12 Curium 12 2. 2 .13 Blei 13 2. 2 .14 Uran 13 2. 2 .1 5 Rad ium 14 2. 2. 16 Nickel 14 2.2.17 Thorium 14 2.2.18 Protactinium 15 2.2.19 Actinium 15 2.2.20 Molybdän 16 2.2.21 Zinn 16 2.2.22 Rubidium 2.2.23 Chlo r , Calcium, Kobalt, Pall adium, Wis mut, Polon i um 16 und Lanthaniden (Samarium, Europium, Holmium, Lutetium) 2.3 2.3.1 2.3.2 2.3 .3 2.3. 4 2. 3.5 2.3.6 2. 3.7 2.3.8 2. 3.9 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 Einfluß der Verdünnung auf KD- Werte Zirkonium Plutonium Americium Curium Blei Zi nn Uran Nickel Thorium 17 17 18 18 18 18 18 18 19 19 3. Absolute Gebirgsporos itäten 3. 1 Einführung 3.1.l Begriffsbestimmung 3.1.2 Datenbasis 3. 2 Bandbreiten und Vorschläge für erste Rechenwerte 3.2.1 Allgemeine Anmerkungen 3.2.2 Lockergestein 3.2.3 Festgestei n 3.2.3.l Tonstein und Tonmergelstei n 3.2.3.2 Mergelstein 3.2.3 .3 Kal kstein 3.2.3 .4 Sandst ein19 19 19 21 21 21 23 24 24 25 26 4 . Dispers ions l ängen30 5. Schriften 5.1 Erläuternde Unterl agen 5.2 Unveröffentlichte Unterl agen* 5.3 Publikationen32 32 35 35 28 * ) Unveröffentlichte Unter lagen werden in eckigen Klammern zitier t
GEMAS (Geochemical Mapping of Agricultural and Grazing Land Soil in Europe) ist ein Kooperationsprojekt zwischen der Expertengruppe „Geochemie“ der europäischen geologischen Dienste (EuroGeoSurveys) und Eurometeaux (Verbund der europäischen Metallindustrie). Insgesamt waren an der Durchführung des Projektes weltweit über 60 internationale Organisationen und Institutionen beteiligt. In den Jahren 2008 und 2009 wurden in 33 europäischen Ländern auf einer Fläche von 5 600 000 km² insgesamt 2219 Ackerproben (Ackerlandböden, 0 – 20 cm, Ap-Proben) und 2127 Grünlandproben (Weidelandböden, 0 – 10 cm, Gr-Proben) entnommen. In den Proben wurden 52 Elemente im Königswasseraufschluss, 41 Elemente als Gesamtgehalte sowie TC und TOC bestimmt. Ergänzend wurde in den Ap-Proben zusätzlich 57 Elemente in der mobilen Metallionenfraktion (MMI®) sowie die Bleiisotopenverhältnisse untersucht. Alle analytischen Untersuchungen unterlagen einer strengen externen Qualitätssicherung. Damit liegt erstmals ein qualitätsgesicherter und harmonisierter geochemischer Datensatz für die europäischen Landwirtschaftsböden mit einer Belegungsdichte von einer Probe pro 2 500 km² vor, der eine Darstellung der Elementgehalte und deren Bioverfügbarkeit im kontinentalen (europäischen) Maßstab ermöglicht. Die Downloaddateien zeigen die flächenhafte Verteilung der mit verschiedenen Analysenmetoden bestimmten Elementgehalte in Form von farbigen Isoflächenkarten mit jeweils 7 und 72 Klassen.
Origin | Count |
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