Durch das Abschmelzen von Gletschern in der Arktis wird Staub frei, der zukünftig auch Europa und Nordamerika erreichen wird. Dies teilte am 19. Februar 2010 der amerikanische Meeres- und Atmosphärenforscher Joseph Prospero auf einem Kongress der American Association for the Advancement of Science mit. Auf Island stellten er und sein Forscherteam fest, dass ein Großteil des dortigen Staubs in der Atmosphäre aus den Rückständen ehemaliger Gletscher stammte. Dieser atmosphärische Staubanteil wird aufgrund der rapiden Eisschmelze, die der Klimawandel auf der Insel verursacht, weiter ansteigen.
Weitere Maßnahmen zur Emissionsminderung nötig Die gesundheitsschädliche Feinstaubbelastung in deutschen Innenstädten ist weiterhin zu hoch. In sechs Städten - darunter Stuttgart und München - ist der Grenzwert (Tagesmittelwert) von 50 Mikrogramm pro Kubikmeter Luft (µg/m3) bereits jetzt an mehr als den zulässigen 35 Tagen pro Jahr überschritten. Weitere zehn Städte in Nordrhein-Westfalen, Baden-Württemberg, Thüringen, Hessen und Sachsen stehen kurz vor der Grenzwertüberschreitung. Ein Grund dafür ist das Wetter zu Beginn dieses Jahres: windschwache Hochdruckwetterlagen, die häufiger auftraten als in den Jahren 2007 und 2008, behinderten den Abtransport der Luftschadstoffe. „Wir müssen die Feinstaubbelastung dringend senken, damit die Menschen - gerade in den Innenstädten - gesunde, saubere Luft atmen können”, sagt Dr. Thomas Holzmann, Vizepräsident des Umweltbundesamtes ( UBA ). „Möglichkeiten, die Feinstaubemissionen zu senken, gibt es. Sie müssen nun schleunigst Wirklichkeit werden.” Der Straßenverkehr ist eine wichtige Emissionsquelle für Feinstaub. Hier gilt es anzusetzen: Die Nachrüstung leichter Nutzfahrzeuge der Schadstoffklassen EURO 3 und schlechter mit Dieselrußfiltern sollte die obigen Maßnahmen ergänzen. Betroffen sind bis zu 300.000 leichte Nutzfahrzeuge in Deutschland. Die Länder, die für die Einhaltung der Luftqualitätsanforderungen verantwortlich sind, könnten für Förderprogramme auf Gelder aus dem EU-Strukturfonds zugreifen. Nicht nur der Verkehr ist für die hohe Feinstaubbelastung verantwortlich. Auch andere Quellen sind relevant - beispielsweise die Holzheizungen und Kamine in privaten Haushalten und im Kleingewerbe. So genannte Kleinfeuerungsanlagen sind nach dem Straßenverkehr der zweitgrößte Verursacher des Feinstaubes. Um hier Emissionsminderungen zu erreichen, muss es anspruchsvolle Grenzwerte für diese Heizungen geben. Die geplante Novellierung der „Verordnung über kleine und mittlere Feuerungsanlagen” sieht dies vor. Wichtig ist, dass auch Altanlagen ihre Emissionen senken müssen. Nach einer angemessenen Übergangsfrist sollte auch für sie ein anspruchsvoller Staubgrenzwert gelten. Um diesen einzuhalten, haben die Betreiber zwei Möglichkeiten: Sie können die Anlage mit einem Filter zur Feinstaubminderung nachrüsten oder die alte Anlage durch eine neue ersetzen. Für eine Reihe von Anlagen plant das Bundesumweltministerium ( BMU ) Ausnahmen - beispielsweise für Anlagen, die die einzige Heizmöglichkeit einer Wohneinheit sind, sowie für solche Anlagen, die vorrangig zum Kochen dienen. Die hohe Feinstaubbelastung in den Städten entsteht nicht nur aus den Emissionen vor Ort. Ein bedeutender Anteil des Feinstaubes, der sich in der Atmosphäre auch aus den Vorläufersubstanzen Schwefel- und Stickstoffoxiden bildet, kommt von weit her in unsere Ballungsräume. Hier sind europäische Lösungen gefragt: Eine deutliche Minderung der Emissionen aus großen Industrieanlagen - wie etwa Kraftwerken - ist erforderlich. Die Europäische Union überarbeitet derzeit die Vorschriften für diese Industrieanlagen. Dabei sind es vor allem Anlagen in Osteuropa, die einen großen Sanierungsbedarf haben. Deutschland setzt sich für anspruchsvolle Grenzwerte für Staub selbst und für die Vorläufersubstanzen ein und wird profitieren: Mittelfristig könnte die Belastung, die aus dem Ausland nach Deutschland kommt, deutlich abnehmen.
In Deutschland und ganz Europa werden umfangreiche Messungen von Feinstaub (PM 10 und PM 2,5 ) durchgeführt. Grundlage dieser Messungen sind die europäischen Richtlinien zur Luftqualität bzw. die entsprechenden Umsetzungen in nationales Recht. Die EU gibt für alle Messungen so genannte Datenqualitätsziele vor, die von den Messnetzen einzuhalten sind. Doch wie gut sind die Messungen tatsächlich oder - genauer gesagt - wie groß ist die Messunsicherheit der ermittelten Ergebnisse? Unter Federführung des Nationalen Referenzlabors LANUV wurde in Wiesbaden auf dem Gelände des Hessischen Landesamtes für Umwelt und Geologie (HLUG) in den Jahren 2008/2009 ein achtmonatiger Feldversuch mit gravimetrischen und verschiedenen kontinuierlich arbeitenden PM 2,5 -Messverfahren durchgeführt. Hauptziel der Untersuchungen war die Ermittlung der Datenqualität der in den Ländern eingesetzten gravimetrischen Messverfahren. Darüber hinaus sollten Informationen über kontinuierlich nach verschiedenen Messprinzipien arbeitende Geräte gewonnen werden. Im vorliegenden Fachbericht werden die Ergebnisse von PM 2,5 -Messungen mit 28 Staubmessgeräten analysiert und detailliert anhand der Anforderungen der EU bewertet. Fachbericht 128 | LANUV 2022 Fachbericht 9 | LANUV 2008
Erste wissenschaftliche Studien zum Verbleib von technischem Nanomaterial (ENM) in Abfallverbrennungsanlagen [BÖR16, LAN16, WAL12, BAR16] deuten darauf hin, dass der Großteil der verwendeten ENM in den festen Verbrennungsrückständen verbleibt, wobei es möglicherweise nicht dauerhaft in diesen gebunden wird [WAL12]. Dementsprechend verlagert sich der Fokus der Untersuchungen hin zu nachgelagerten Schritten in der Verwertung bzw. Entsorgung der nanomaterialhaltigen mineralischen Rückstände aus der Verbrennung. Dies wurde zum Anlass genommen, um im Rahmen des zwei-jährigen UFOPLAN-Vorhabens "Untersuchungen zur möglichen Freisetzung von Nanopartikeln bei der Ablagerung und bodenbezogenen Anwendung von mineralischen Abfällen" mögliche Emissionspfade für aus der Hausmüll- bzw. Klärschlammverbrennung stammende Nanopartikel mithilfe von Labor-versuchen zu untersuchen. Als ENM wurde nanoskaliges Titandioxid (nTiO2) in Form des Produkts Hombikat UV 100 WP der Fa. Venator eingesetzt. Nach der Herstellung ENM-haltiger HMV-Schlacken und Klärschlammaschen in großtechnischen Abfallbehandlungsanlagen, wurden diese in Laborversu-chen hinsichtlich ihres Staubungs- und Elutionsverhaltens untersucht. Bei den Staubungsversuchen wurde bei Proben mit geringem Wasseranteil Titan sowohl bei den untersuchten HMV-Schlacken als auch bei den Klärschlammaschen in der alveolengängigen, der thorakalen und der einatembaren Frak-tion des Staubs in höherer Konzentration als bei der Referenz detektiert. Bei den nassen Schlacken - welche typischerweise den Verhältnissen in der Praxis entsprechen - konnte Titan nur im thorakalen Staub gegenüber der Referenzprobe nachgewiesen werden. Neben den Staubungsversuchen wurden auch Elutionsversuche durchgeführt. In den Untersuchungen konnte gezeigt werden, dass standardisierte Labor-Elutionsverfahren in der Lage sind, im Vergleich mit Kontrollmaterialien erhöhte Mobilität von nTiO2 sicher anzuzeigen. Die beobachtete erhöhte Mobilität im Laborversuch konnten in Simu-lationsversuchen im Technikumsmaßstab bestätigt werden. Dort, wo die Elutionsversuche keine er-höhte Mobilität anzeigte, trat sie auch im Simulationsversuch nicht auf. Quelle: Forschungsbericht
technologyComment of chromite ore concentrate production (RoW): Mining is done 21% open pit and 79% underground, followed by a benefication of the ore trough classification. Overburden and tailings are disposed near the mining site. MINING: Chromite ores are usually mined underground. An estimated share of 71% underground mining has been reported for activities in the mine production in 1994. This represents 78% of the total production. Of a surveyed part of 52% of the total world production, 69% of the chromite originated from stratiform deposits. Emissions and waste: The major emissions are due to mineral born pollutants in the effluents. Open cut mining generates large quantities of dust, which contains elevated contents of metals. Rain percolates through overburden and leads to metal emissions to groundwater. Overburden is deposed close to the mine. BENEFICIATION: After mining, the ore is first crushed in several stages with jaw and / or cone crushers, and then subsequently ground with rod and or ball mills and finally screened for classification. In a second step the classified material is subjected to gravity concentration to separate the metal-bearing particles from the unwanted minerals. For this drum separators and de-watering screens for lumps are used and cone separators and a high-gradient magnetic separator for fine material. No flotation is done. The separated gangue is disposed in tailings ponds, the concentrated ore is fed to the metallurgy, which is on-site. Chromite yields vary in a range from 65% to 85%. There's no treatment of wastewater. Emissions and waste: Ore handling and processing produce large amounts of dust, containing PM10 and several metals from the ore itself. Tailings are deposed as piles and in ponds. Since the tailings are not sulphidic, no acid rock drainage (ARD) occurs. In the tailings material the most significant contents are Cr and Ni, which occur as insoluble compounds and are considered not to cause any negative effects. References: Adelhardt W. and Antrekowitsch H. (1998) Stoffmengenflüsse und Energie-bedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe; Teilstudie Chrom. In: Geologisches Jahrbuch, Vol. Sonderhefte SH 3. Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe, Hannover. ISBN 3-510-95831-4. IPPC (2002) Integrated Pollution Prevention and Control (IPPC); Draft Refer-ence Document on Best Available Techniques for Management of Tailings and Waste-Rock in Mining Activities. European Commission. Retrieved at 01.03.2003 from http://www.jrc.es/pub/english.cgi/0/733169 technologyComment of chromite ore concentrate production (KZ): Mining is done both open pit and underground, followed by a benefication of the ore trough classification. Overburden and tailings are disposed near the mining site. MINING: Chromite ores are usually mined underground. An estimated share of 93% underground mining has been reported for activities in the mine production in Donskoy mine operation site (leader in chromite ore production in Kazakhstan), while the remaining 7% is open pit (Kaplunov et al. 2018). Emissions and waste: The major emissions are due to mineral born pollutants in the effluents. Open cut mining generates large quantities of dust, which contains elevated contents of metals. Rain percolates through overburden and leads to metal emissions to groundwater. Overburden is deposed close to the mine. BENEFICIATION: After mining, the ore is first crushed in several stages with jaw and / or cone crushers, and then subsequently ground with rod and or ball mills and finally screened for classification. In a second step the classified material is subjected to gravity concentration to separate the metal-bearing particles from the unwanted minerals. For this drum separators and de-watering screens for lumps are used and cone separators and a high-gradient magnetic separator for fine material. No flotation is done. The separated gangue is disposed in tailings ponds, the concentrated ore is fed to the metallurgy, which is on-site. Chromite yields vary in a range from 65% to 85%. There's no treatment of wastewater. Emissions and waste: Ore handling and processing produce large amounts of dust, containing PM10 and several metals from the ore itself. Tailings are deposed as piles and in ponds. Since the tailings are not sulphidic, no acid rock drainage (ARD) occurs. In the tailings material the most significant contents are Cr and Ni, which occur as insoluble compounds and are considered not to cause any negative effects. References: Adelhardt W. and Antrekowitsch H. (1998) Stoffmengenflüsse und Energie-bedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe; Teilstudie Chrom. In: Geologisches Jahrbuch, Vol. Sonderhefte SH 3. Bundesanstalt für Geowissenschaften und Rohstoffe, Hannover. ISBN 3-510-95831-4. IPPC (2002) Integrated Pollution Prevention and Control (IPPC); Draft Refer-ence Document on Best Available Techniques for Management of Tailings and Waste-Rock in Mining Activities. European Commission. Retrieved at 01.03.2003 from http://www.jrc.es/pub/english.cgi/0/733169 Kaplunov, D., Bekbergenov, D., & Djangulova, G. (2018). Particularities of solving the problem of sustainable development of chromite underground mining at deep horizons by means of combined geotechnology. In E3S Web of Conferences (Vol. 56, p. 01015). EDP Sciences.
technologyComment of cobalt production (GLO): Cobalt, as a co-product of nickel and copper production, is obtained using a wide range of technologies. The initial life cycle stage covers the mining of the ore through underground or open cast methods. The ore is further processed in beneficiation to produce a concentrate and/or raffinate solution. Metal selection and further concentration is initiated in primary extraction, which may involve calcining, smelting, high pressure leaching, and other processes. The final product is obtained through further refining, which may involve processes such as re-leaching, selective solvent / solution extraction, selective precipitation, electrowinning, and other treatments. Transport is reported separately and consists of only the internal movements of materials / intermediates, and not the movement of final product. Due to its intrinsic value, cobalt has a high recycling rate. However, much of this recycling takes place downstream through the recycling of alloy scrap into new alloy, or goes into the cobalt chemical sector as an intermediate requiring additional refinement. Secondary production, ie production from the recycling of cobalt-containing wastes, is considered in this study in so far as it occurs as part of the participating companies’ production. This was shown to be of very limited significance (less than 1% of cobalt inputs). The secondary materials used for producing cobalt are modelled as entering the system free of environmental burden. technologyComment of copper mine operation and beneficiation, sulfide ore (AU, CA, CL, CN, ID, KZ, RU, US, ZM, RoW): Based on typical current technology. Mining is done 70% open pit and 30% underground, followed by joint beneficiation of copper and molybdenite trough flotation, where considerable amounts of agents are added. Overburden is disposed separate to sulfidic tailings near the mining site. No dewatering (or other pre-treatment) of the tailings of is assumed as this is considered a treatment activity that occurs only at selective sites and is therefore modelled separately. technologyComment of gold-silver mine operation and beneficiation (CA-QC): The ore is mined in an underground mine and transported by trucks to the mill for further processing. The ore is then fed into a series of grinding mills where steel balls grind the ore. Then follows the steps of flotation of copper and zinc, concentrate handling, cyanide destruction and backfilling of the tailings, refining of gold by electro-winning and melting in furnace to produce the gold and silver ingots. 20% of the tailings produce are sent underground to be used as backfill; sulfidic tailing is managed on site in tailings ponds. technologyComment of molybdenite mine operation (GLO): imageUrlTagReplacead2d66f4-3a0d-4ae6-a5ca-e63fd821a4fc Mining. Sulphidic copper ores are mined only 30% underground, the major part is mined in large open cut operations. The ore mined in 1900 in the U.S. had a high content of 3.4% and was mined entirely underground. Open pit mining permits the use of very large equipment. Resulting economies of scale enable the exploitation of lower grade disseminated (porphyry) ores – the ores now mainly mined. The major emissions are due to mineral born pollutants in the effluents. Open cut mining generates large quantities of dust, which contains elevated contents of metals and sulphur. Rain percolates through overburden and accounts to metal emissions to groundwater. Overburden is deposed close to the mine. No overburden is refilled. imageUrlTagReplace47e24476-56f3-4016-9151-88908e3e0072 Beneficiation. After mining, the ore is first ground. In a next step it is subjected to gravity concentration to separate the metal-bearing particles from the unwanted minerals. After this first concentration step, flotation is carried out to remove the gangue from the sulphidic minerals. For neutralisation lime is added. In the flotation several organic chemicals ( such as collectors (xanthate or aerofloat) and frothing reagent (eg. Methyl Isobutyl Carbinol)) are used as collector, frother, activator, depressor and flocculant. Sometimes cyanide is used as depressant for pyrite. Tailings usually are led to tailings heaps or ponds. As a result, copper concentrates containing around 30% Cu are produced. Molybdenite concentrate are further ground and purified. It leaves the process as co-product with a concentration of 90 – 95 % Molybdenum disulphide. The concentrated ore is fed to the metallurgy, which is assumed to be on-site. Ore handling and processing produce large amounts of dust, containing PM10 and several metals from the ore itself. Flotation produces effluents containing several organic agents used. Some of these chemicals evaporate and account for VOC emissions to air. Namely xanthates decompose hydrolytically to release carbon disulphide. Tailings effluent contains additional sulphuric acid from acid rock drainage. Tailings are deposed as piles and in ponds. In the sulphidic tailings occurs acid rock drainage (ARD) over a long period of time. Reserves and resources: Molybdenum and Copper are coexisting in porphyry deposits of the copper-molybdenum type, as molybdenite (MoS2) and chalcopyrite (CuFeS2). About half of the world-wide produced molybdenum is a co-product of the primary copper industry while for another substantial part copper is the co-product. Hence almost all of the molybdenum is produced in a process similar to the copper primary production. Molybdenum secondary production – mainly from spent petroleum catalysts – is not remarkable, and no secondary production is considered in this study. It's estimated that 30% of the molybdenum is re-used in the form of the molybdenum content steel alloys which are recycled to the foundries. Secondary production of copper from scrap plays an important role. The resources of primary copper are limited, a continuous depletion within 60 years is estimated. Land-based resources of copper are estimated to be 1.6 billion tons , and resources in deep-sea nodules are estimated to be 700 million tons. A detailed overview over the global refinery production and a statistic on US use and production of copper is available in the online version of the USGS “Mineral Commodity Summary”. The world-wide mine estimated reserves by country are listed in Tab. 1. Exploitable reserves of recoverable copper were estimated at about 100 million tons in 1935; new discoveries raised this to 212 million tons in 1960. Reserves grew again sharply to 340 million metric tons (MMT) in 1984, but since then they have declined slowly to 321 MMT in 1990 and 310 MMT in 1994. Estimates vary according to prices and assumptions. Total potential resources have increased somewhat over the same period, from 500 MMT to around 590 MMT. As a matter of interest, cumulative global production of copper between 1970 and 1996 was 216 MMT. With the actual mine production of around 13.5 MMT/a, the reserves would last 36 years and the reserve base 70 years. Reserves of molybdenite in the market economy countries have been estimated in a survey evaluating identified ore bodies, i.e., those which have been explored as well as those which have been exploited. The results indicate the following amounts of recoverable molybdenum: United States, 4100 kt; Chile, 1770 kt; Canada, 928 kt; Mexico, 306 kt; Peru, 288 kt; other countries, 356 kt. Ore bodies producing primarily molybdenum contain 55 % of the reserves identified; only 29 % of these ore bodies were being exploited at the time of the survey (January 1985). Operations producing molybdenum as a byproduct contained the remaining 45 % of reserves and 67 % of them were producing molybdenite. The estimated total recoverable molybdenum from primary and byproduct reserves is listed in Tab. 2. References: Krauss et al. (1999), Sebenik et al. (1997), USGS (2003), Ayres et al. (2002). 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 smelting and refining of nickel concentrate, 16% Ni (GLO): Extrapolated from a typical technology for smelting and refining of nickel ore. MINING: 95% of sulphidic nickel ores are mined underground in depths between 200m and 1800m, the ore is transferred to the beneficiation. Widening of the tunnels is mainly done by blasting. The overburden – material, which does not contain PGM-bearing ore – is deposed off-site and is partially refilled into the tunnels. Emissions: The major emissions are due to mineral born pollutants in the effluents. The underground mining operations generate roughly 80 % of the dust emissions from open pit operations, since the major dust sources do not take place underground. Rain percolate through overburden and accounts to metal emissions to groundwater. Waste: Overburden is deposed close to the mine. Acid rock drainage occurs over a long period of time. BENEFICIATION: After mining, the ore is first ground. In a next step it is subjected to gravity concentration to separate the metallic particles from the PGM-bearing minerals. After this first concentration step, flotation is carried out to remove the gangue from the sulphidic minerals. For neutralisation lime is added. In the flotation several organic chemicals are used as collector, frother, activator, depressor and flocculant. Sometimes cyanide is used as depressant for pyrite. Tailings usually are led to tailing heaps or ponds. As a result, nickel concentrates containing 7 - 25% Ni are produced. Emissions: Ore handling and processing produce large amounts of dust, containing PM10 and several metals from the ore itself. Flotation produce effluents containing several organic agents used. Some of these chemicals evaporate and account for VOC emissions to air. Namely xanthates decompose hydrolytically to release carbon disulphide. Tailings effluent contains additional sulphuric acid from acid rock drainage. Waste: Tailings are deposed as piles and in ponds. Acid rock drainage occurs over a long period of time. METALLURGY AND REFINING: There are many different process possibilities to win the metal. The chosen process depends on the composition of the ore, the local costs of energy carrier and the local legislation. Basically two different types can be distinguished: the hydrometallurgical and the pyrometallurgical process, which paired up with the refining processes, make up five major production routes (See Tab.1). All this routes are covered, aggregated according to their market share in 1994. imageUrlTagReplace00ebef53-ae97-400f-a602-7405e896cb76 Pyrometallurgy. The pyrometallurgical treatment of nickel concentrates includes three types of unit operation: roasting, smelting, and converting. In the roasting step sulphur is driven off as sulphur dioxide and part of the iron is oxidised. In smelting, the roaster product is melted with a siliceous flux which combines with the oxidised iron to produce two immiscible phases, a liquid silicate slag which can be discarded, and a solution of molten sulphides which contains the metal values. In the converting operation on the sulphide melt, more sulphur is driven off as sulphur dioxide, and the remaining iron is oxidised and fluxed for removal as silicate slag, leaving a high-grade nickel – copper sulphide matte. In several modern operations the roasting step has been eliminated, and the nickel sulphide concentrate is treated directly in the smelter. Hydrometallurgy: Several hydrometallurgical processes are in commercial operation for the treatment of nickel – copper mattes to produce separate nickel and copper products. In addition, the hydrometal-lurgical process developed by Sherritt Gordon in the early 1950s for the direct treatment of nickel sulphide concentrates, as an alternative to smelting, is still commercially viable and competitive, despite very significant improvements in the economics and energy efficiency of nickel smelting technology. In a typical hydrometallurgical process, the concentrate or matte is first leached in a sulphate or chloride solution to dissolve nickel, cobalt, and some of the copper, while the sulphide is oxidised to insoluble elemental sulphur or soluble sulphate. Frequently, leaching is carried out in a two-stage countercurrent system so that the matte can be used to partially purify the solution, for example, by precipitating copper by cementation. In this way a nickel – copper matte can be treated in a two-stage leach process to produce a copper-free nickel sulphate or nickel chloride solution, and a leach residue enriched in copper. Refining: In many applications, high-purity nickel is essential and Class I nickel products, which include electrolytic cathode, carbonyl powder, and hydrogen-reduced powder, are made by a variety of refining processes. The carbonyl refining process uses the property of nickel to form volatile nickel-carbonyl compounds from which elemental nickel subsides to form granules. Electrolytic nickel refineries treat cast raw nickel anodes in a electrolyte. Under current the anode dissolves and pure nickel deposits on the cathode. This electrorefining process is obsolete because of high energy demand and the necessity of building the crude nickel anode by reduction with coke. It is still practised in Russia. Most refineries recover electrolytic nickel by direct electrowinning from purified solutions produced by the leaching of nickel or nickel – copper mattes. Some companies recover refined nickel powder from purified ammoniacal solution by reduction with hydrogen. Emissions: In all of the metallurgical steps, sulphur dioxide is emitted to air. Recovery of sulphur dioxide is only economic for high concentrated off-gas. Given that In the beneficiation step, considerable amounts of lime are added to the ore for pH-stabilisation, lime forms later flux in the metallurgical step, and decomposes into CO2 to form calcite. Dust carry over from the roasting, smelting and converting processes. Particulate emissions to the air consist of metals and thus are often returned to the leaching process after treatment. Chlorine is used in some leaching stages and is produced during the subsequent electrolysis of chloride solution. The chlorine evolved is collected and re-used in the leach stage. The presence of chlorine in wastewater can lead to the formation of organic chlorine compounds (AOX) if solvents etc. are also present in a mixed wastewater. VOCs can be emitted from the solvent extraction stages. A variety of solvents are used an they contain various complexing agents to form complexes with the desired metal that are soluble in the organic layer. Metals and their compounds and substances in suspension are the main pollutants emitted to water. The metals concerned are Cu, Ni, Co, As and Cr. Other significant substances are chlorides and sulphates. Wastewater from wet gas cleaning (if used) of the different metallurgical stages are the most important sources. The leaching stages are usually operated on a closed circuit and drainage systems, and are therefore regarded as minor sources. In the refining step, the combustion of sulphur leads to emissions of SO2. Nitrogen oxides are produced in significant amounts during acid digestion using nitric acid. Chlorine and HCl can be formed during a number of digestion, electrolytic and purification processes. Chlorine is used extensively in the Miller process and in the dissolution stages using hydrochloric acid and chlorine mixtrues respectively. Dust and metals are generally emitted from incinerators and furnaces. VOC can be emitted from solvent extraction processes, while organic compounds, namely dioxins, can be emitted from smelting stages resulting from the poor combustion of oil and plastic in the feed material. All these emissions are subject to abatement technologies and controlling. Large quantities of effluents contain amounts of metals and organic substances. Waste: Regarding the metallurgical step, several co-products, residues and wastes, which are listed in the European Waste Catalogue, are generated. Some of the process specific residues can be reused or recovered in preliminary process steps (e. g. dross, filter dust) or construction (e. g. cleaned slag). Residues also arise from the treatment of liquid effluents, the main residue being gypsum waste and metal hydroxides from the wastewater neutralisation plant. These residuals have to be disposed, usually in lined ponds. In the refining step, quantities of solid residuals are also generated, which are mostly recycled within the process or sent to other specialists to recover any precious metals. Final residues generally comprise hydroxide filter cakes (ironhydroxide, 60% water, cat I industrial waste). References: Kerfoot D. G. E. (1997) Nickel. In: Ullmann's encyclopedia of industrial chemis-try (ed. Anonymous). 5th edition on CD-ROM Edition. Wiley & Sons, London. technologyComment of zinc mine operation (GLO): The technological representativeness of this dataset is considered to be high as mining and concentration methods for zinc are consistent in all regions. Mining The mining of zinc ore includes underground and open cast mining processes. Within the global zinc industry, about 80% of zinc ore comes from underground mines and 20% from open pit or combination mines. - Underground Mining: Access is via vertical shafts or inclined roadways. There are usually two access routes (one for mining personnel and materials, and one for the ore) for safety and for ease of ventilation (fresh air comes in one and is then exhausted out of the other). These are permanent structures and therefore require strong roof supports (often including "bolts" into the rock to tie the layers together for strength). Once at the correct depth has been reached, horizontal tunnels are driven to reach the ore deposit. These are often temporary, so the support requirements are less substantial. Transport for personnel and materials can be by train, truck or conveyor belts. The largest share of the consumed fuels is diesel followed by electricity. Other major inputs include explosives and water. - Open Pit Mining: Hard-rock surface mining usually includes drilling, blasting, or a combination of both processes, and then lifting of the broken ore either into trucks or onto conveyors for transportation to the processing plant. This lifting is usually by excavator (electric or hydraulic; with shovel or backhoe configuration) or front-end loader. Benefication (Comminution and Flotation) Zinc ore is milled and mixed with water to recover a fine concentrate by gravity and elutriation techniques, creating a slurry. The separation process of the metal from the slurry is realized through the addition of various floatation chemicals.
Das Endlager Konrad nimmt weiter Gestalt an. Immer mehr Räume in 800 bis 850 Metern Tiefe und immer mehr Bauwerke über Tage werden fertig, berichtete der Projektleiter Konrad, Peter Duwe, beim Jahresrückblick auf 2022. Das trifft derzeit für die Anlage am Schacht 1 noch deutlich stärker zu als am Schacht 2. In diesem Jahr soll sich das aber umkehren. Dann startet voraussichtlich der Hochbau wesentlicher Gebäude am Schacht 2. Insgesamt fiel die Bilanz von Peter Duwe vor mehr als 80 Teilnehmenden überwiegend positiv aus. Der Fertigstellungstermin 2027 werde weiter im Blick behalten, auch wenn er nicht ohne Risiko behaftet sei. Am Ende der Veranstaltung hat sich gezeigt, dass es zu zahlreichen Aspekten des Endlagers Konrad Fragen gibt. „Wir freuen uns über jede Frage, die uns erreicht und werden auch weiterhin versuchen, mit den Menschen der Region ins Gespräch zu kommen“, sagte der Leiter der Infostelle Konrad, Michael Lohse. Auch Projektleiter Peter Duwe hat sich über die rege Beteiligung sehr gefreut. Auf Konrad 1 wurden die letzten Gebäude hochgezogen Mit den neuen Gebäuden für die Wache, das Heizhaus und die Werkstatt ist der Hochbau auf der Anlage am Schacht Konrad 1 abgeschlossen. Wache und Heizhaus werden aktuell in den Regelbetrieb überführt. In der Werkstatt läuft der Innenausbau und die ersten Maschinen werden installiert. Ebenfalls konnte die Einrichtung der zentralen Warte vollendet werden. Im Maschinenhaus Nord wartet bereits eine neue Fördermaschine darauf, ihren Betrieb aufzunehmen. Zuvor sind aber noch Arbeiten am Förderturm und an der Führungsmechanik für den Förderkorb im Schacht zu erledigen. Mehr dazu im Ausblick 2023. Auf Konrad 2 stehen die ersten Gebäude Der sogenannte Betriebshof ist ein Gebäudekomplex aus zwei Gebäuden . Hier sind neben einem Lokschuppen auch eine Halle für eine Friktionswinde zum Seilwechsel für den „Aufzug“ im Schacht gebaut worden sowie ein Werkstattgebäude. Das im Jahr 2008 für die Zwischenzeit aufgestellte Fördergerüst ist 2022 zurückgebaut worden . Bis der neue Förderturm gebaut ist, sorgt eine Kleinförderanlage für die Seilfahrten nach unter Tage. Diese kommt ohne Fundament um den Schacht 2 aus. Dadurch ist es möglich geworden, die Fundamentreste des alten Fördergerüsts zu entfernen. Das ist eine wichtige Voraussetzung für den Neubau. Nicht zuletzt muss die Grubenwasser-Übergabestation genannt werden, die im Jahr 2022 im Rohbau fertiggestellt wurde . Sie ist das erste nach den besonders strengen Regeln des kerntechnischen Ausschusses (KTA) erbaute Gebäude auf Konrad 2. Hier werden später noch Tanks zum Sammeln des Grubenwassers sowie Pump- und Messtechnik eingebaut. 2023 bringt weitere sichtbare Veränderungen Beim Blick auf das laufende Jahr zeigt sich rasch, welche Herausforderungen beim Bau des Endlagers Konrad noch zu meistern sind. So steht am Schacht Konrad 1 zum Beispiel der Wechsel des inneren Führungsgerüstes an. Das ist die Stahlkonstruktion innerhalb des Schachtes. An dieser Konstruktion sind unter anderem die Führungen (Spurlatten) für den Förderkorb über Tage befestigt, damit dieser vollständig aus der Schachtröhre herausfahren kann. Das vorhandene Führungsgerüst stammt noch aus der Bauzeit des Schachtes in den 1960er Jahren und muss für mindestens 40 weitere Jahre Betriebszeit ausgetauscht werden. Das passiert in der zweiten Jahreshälfte und dauert rund ein halbes Jahr. In dieser Zeit stehen die Förderkörbe auf Konrad 1 still. Es können deshalb unter Tage nur dringend notwendige Arbeiten vorgenommen werden. Die dafür benötigte Belegschaft wird über die kleine Anlage im Schacht Konrad 2 ein- und ausfahren. Parallel dazu ist geplant am Schacht 2 die Arbeiten am Fundament des neuen Förderturms , dem sogenannten Schachtkeller, zu beginnen. Dabei wird der Lastfall Erdbeben nach den Regelvorgaben des kerntechnischen Ausschusses in die Tragwerksplanung berücksichtigt. Dies geht über die Berechnungsvorgaben des Planfeststellungsbeschlusses hinaus. Mit anderen Worten: Der neue Schacht und seine Anlagen werden – mit Blick auf das aktuelle technische Regelwerk – erdbebensicher gebaut. Atomrechtliche Vorgaben sind auch beim anstehenden Bau der Umladehalle von entscheidender Bedeutung. Hierzu werden gerade die eingereichten Unterlagen geprüft. Derzeit erfolgen vorbereitende Maßnahmen und die Einrichtung der Baustelle. Die Umladehalle wird am Ende eine Länge von rund 160 Metern haben. Sie ist das zentrale Gebäude des Endlagers Konrad über Tage. Hier kommen die Transporte mit den Behältern an. Die Behälter durchlaufen dann eine Reihe von Prüfschritten nach deren positivem Ergebnis sie ihre letzte Etappe nach unter Tage und bis zu den Einlagerungskammern absolvieren. Rege Teilnahme in der Info Konrad sowie online Daneben gab es zahlreiche Fragen zu der Ausführung der Transportstrecken und Funktionsräume des Endlagers unter Tage sowie zu den Einlagerungskammern. Während letztere mit einem bergbautypischen Anker-Maschendraht-Ausbau ausgeführt werden, erfolgt der Ausbau der Transportstrecken und Funktionsräume im zweistufigen Tunnelbauverfahren. Das ist viel aufwendiger, aber notwendig, damit die Bereiche über eine Betriebszeit von rund 40 Jahren ohne größere Nacharbeiten betrieben werden können. Ein Teil der Fragen, die noch nicht in den „Fragen und Antworten“ auf der Internetseite enthalten sind, werden dort ergänzt. Außerdem werden alle offengebliebenen Fragen der Veranstaltung gesammelt und zeitnah mit Antworten unter dieser Meldung veröffentlicht sowie in den Fragen und Antworten. Am Ende der Veranstaltung gab es noch Gelegenheit, Themenvorschläge zu nennen. Das möchten die Unternehmenskommunikation und der Fachbereich gerne aufgreifen für die kommenden Veranstaltungen im Rahmen der Betrifft-Reihe. Geplant ist eine Veranstaltung direkt auf der Schachtanlage Konrad 1. Dabei können dann Gäste vor Ort an einer Besichtigungsrunde über das Gelände teilnehmen. Alle Informationen dazu werden frühzeitig im Internet und über unseren lokalen Veranstaltungsverteiler mitgeteilt. Veranstaltungsreihe Betrifft: Konrad Die Veranstaltungsreihe „Betrifft: Konrad“ ist ein Forum für interessierte Bürger*innen, um über aktuelle Arbeiten und Fragestellungen mit den Beschäftigten der BGE ins Gespräch zu kommen. Themenvorschläge können gerne an dialog(at)bge.de gesendet werden. Die offenen Fragen aus der Betrifft: Konrad Folgende Fragen wurden gestellt, können aus Zeitgründen aber erst im Nachgang der Veranstaltung beantwortet werden: Wie läuft in der Zeit des Führungsgerüstwechsels die Seilfahrt und welcher zweite Rettungsweg steht ohne Schacht 1 zur Verfügung? Wie ist der aktuelle Stand der Überprüfung der sicherheitstechnischen Anforderungen des Endlagers Konrad nach dem Stand von Wissenschaft und Technik (ÜsiKo)? Ist ausgeschlossen, dass die Abluft im Endlagerbetrieb Radioaktivität enthält und wie? Gibt es am Lüftergebäude auf Konrad 2 jetzt schon Messgeräte zur Messung von radioaktivem Argon und radioaktiven Staub? Wodurch ist sichergestellt, dass – mit Blick auf die geplanten Verfüllmaßnahmen der Einlagerungskammern – keine Alkali-Kieselsäure-Reaktion (AKR) – landläufig Betonkrebs eintritt? In einem Bericht zu den Asse-Abfällen der BGE werden "augenscheinlich" die Endlagerbedingungen Konrad herangezogen. Dort leitet man "Restriktivste Grenzwerte in Becquerel für das Endlager Konrad" ab und bewertet dann die Asse-Abfälle und welche Nuklide diese Grenzwerte überschreiten. Warum ist das so? Wann kann, aus heutiger Sicht, das erste Gebinde entgegengenommen werden? Wann beginnt die Einlagerung?
Auf der Schachtanlage Konrad 1 ist am Donnerstagmorgen Feueralarm ausgelöst worden. Es handelte sich um einen Fehlalarm. Was war passiert? Bei Schneid- und Schleifarbeiten im Keller des neuen Sozial- und Verwaltungsgebäudes war es zu Staubentwicklung gekommen. Die Meldeanlage war zu diesem Zeitpunkt „scharf“ geschaltet und löste aufgrund der höheren Staubkonzentration den Feueralarm aus. In so einem Fall rückt die Feuerwehr automatisch aus. Nach Klärung der Lage ist die Feuerwehr aber „unverrichteter Dinge“ wieder abgezogen.
BY 33/88 7. Nachtrag Thermo Electron (Erlangen) GmbH, Staubmessgerät BY 33/88 7. Nachtrag (PDF, 12 KB, Datei ist barrierefrei⁄barrierearm) Stand: 31.12.2004
BY 34/88 7. Nachtrag Thermo Electron (Erlangen) GmbH, Staubmessgerät BY 34/88 7. Nachtrag (PDF, 12 KB, Datei ist barrierefrei⁄barrierearm) Stand: 31.12.2004
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