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Emissionshandel: 9,4 Prozent weniger CO2-Emissionen im Jahr 2009

Niedrigster Stand seit 2005 - Emissionshandel bewährt sich auch in der Krise Die emissionshandelspflichtigen Anlagen in Deutschland haben im Jahr 2009 insgesamt 428,2 Millionen Tonnen klimaschädliches Kohlendioxid (CO2) ausgestoßen. Damit sind die Emissionen im Vergleich zum Vorjahr um 44,3 Millionen Tonnen CO2 oder 9,4 Prozent gesunken. Das ist der niedrigste Stand seit Einführung des Europäischen Emissionshandels im Jahr 2005. Die Anlagen im Emissionshandel haben damit 2009 erneut den größten Anteil an der absoluten Minderung der Treibhausgasemissionen in Deutschland. Der Emissionshandelssektor bestätigt so den Anfang März 2010 vom Umweltbundesamt (UBA) veröffentlichten Gesamttrend für Deutschland, wonach unter anderem die Finanz- und Wirtschaftskrise zum stärksten Rückgang der Klimagasemissionen seit Gründung der Bundesrepublik geführt hat. Auch im Emissionshandel beruht der größte Teil der Minderung auf Produktionsrückgängen infolge des konjunkturellen Abschwungs im Jahr 2009. Die einzelnen Branchen sind aber nicht gleich stark betroffen. Für den überwiegenden Teil der industriellen Anlagen bedeutet dies, dass sie ihre Jahresemissionen 2009 mit den bereits Ende Februar 2009 kostenlos zugeteilten und ausgegebenen Zertifikaten vollständig ausgleichen können. „Daher besteht derzeit eine geringe Nachfrage nach Emissionszertifikaten, was sich auch im gegenwärtig moderaten Preis von 13 Euro pro Zertifikat widerspiegelt. Dies kommt den Anlagenbetreibern zugute, die für die Abgabe noch zukaufen müssen. Hierin liegt einer der großen Vorteile des Emissionshandels als marktwirtschaftliches Instrument: Er entlastet die Wirtschaft in der Krise ohne die zuvor festgelegten Klimaziele zu gefährden“, so Dr. Hans-Jürgen Nantke, Leiter der Deutschen Emissionshandelsstelle (DEHSt) im ⁠ UBA ⁠. „Der Emissionshandel hatte selbst in der Krise keine nachteiligen Effekte auf Beschäftigung und Wachstum, sondern hat systemgerecht reagiert.“ Obwohl in den meisten Branchen konjunkturbedingt die Emissionen sanken, gibt es in allen Tätigkeitsfeldern Anlagen mit Mehr- und Minderemissionen gegenüber dem Vorjahr. Beispielsweise haben 225 von 532 Großfeuerungsanlagen, die im Jahr 2009 gut 101 Millionen Tonnen CO 2 ausstießen, ihre Emissionen gegenüber dem Vorjahr gesteigert - insgesamt um 11,2 Millionen Tonnen CO 2 . Im Einzelnen: Die größte absolute Minderung erbringt der Energiesektor: Die Emissionen der Großkraftwerke sanken aufgrund verminderter Auslastung um knapp 30 Millionen Tonnen CO 2 oder acht Prozent. Das ist die größte absolute Minderung in einer Branche. Bei kleineren Energieanlagen ist der relative Rückgang ähnlich minus sechs Prozent, die absolute Absenkung mit knapp 0,4 Millionen Tonnen aber geringer. In der Eisen- und Stahl-Industrie und den Kokereien sanken die CO 2 -Emissionen um 8,5 Millionen Tonnen, das sind 25 Prozent weniger als im Vorjahr und damit die größte relative Minderung überhaupt. Dabei sind die ebenfalls rückläufigen Emissionen aus der Verwertung von Kuppelgasen überwiegend den Energieerzeugern zugerechnet. Auch in der mineralverarbeitenden Industrie sind die Rückgänge erheblich, wenn auch geringer als in der Stahlindustrie. Bei der Zementherstellung wurde knapp 1,7 Million Tonnen Kohlendioxid, also acht Prozent, weniger emittiert. Die Herstellung von Branntkalk leidet unter dem Absatzrückgang bei der Stahlindustrie, entsprechend gingen die Emissionen hier um 1,8 Millionen Tonnen Kohlendioxid oder 22 Prozent zurück. Der relative Rückgang der Emissionen in der Glasindustrie beläuft sich auf nur acht Prozent, absolut sind dies 0,3 Millionen Tonnen CO 2 . In der Keramikbranche sind die Produkte unterschiedlich stark von der Konjunktur betroffen: zum einen die Ziegelindustrie durch die stetig rückläufige Bautätigkeit, zum anderen die Industriekeramik, die teilweise von der Entwicklung in der Stahlbranche abhängig ist. Auch hier ist ein Rückgang von 16 Prozent der Emissionen sicher überwiegend ein Abbild der Konjunktur als das Ergebnis klimaschonender Maßnahmen. Bei der Herstellung von Zellstoff und Papier ist der Rückgang mit 9,5 Prozent geringer und könnte sowohl mit Energieeinsparungen als auch geringerer Produktion erzielt worden sein. Die Gesamtemissionen der Raffinerien blieben auf dem Niveau des Vorjahres. Die Ursache liegt vermutlich darin, dass einige Betreiber versucht haben, durch Vollauslastung und damit verbundene Kostendegression Marktanteile zu gewinnen oder zu halten, um so die konjunkturelle Flaute zu überbrücken. Das nationale Budget des Emissionshandelssektors für die Handelsperiode 2008-2012 beträgt jährlich 451,86 Millionen Emissionszertifikate. Davon hat die DEHSt rund 390 Millionen Zertifikate kostenlos an die Anlagen ausgegeben. Unter Berücksichtigung der rund 41 Millionen Zertifikate, die zusätzlich jährlich versteigert werden, entspricht die aus dem deutschen Budget im Markt verfügbare Menge von circa 431 Millionen Zertifikaten etwa der gesamten Jahresemission in 2009 von gut 428 Millionen Tonnen CO 2 . Damit ist der Emissionshandelssektor in Deutschland im europäischen Markt eher Verkäufer als Käufer. Wird hierbei noch die Nutzung von Zertifikaten aus internationalen Klimaschutzprojekten (CDM für Projekte zwischen Industriestatten und Entwicklungsländern - JI für Projekte zwischen Industriestaaten) berücksichtigt, ergibt sich für Deutschland ein leichter Überschuss. Insgesamt sind Betreiber von 1654 Anlagen der Energiewirtschaft und der emissionsintensiven Industrie in Deutschland verpflichtet, die Emissionen jährlich zu melden. Bis zum 30. April 2010 müssen diese Betreiber die entsprechende Zertifikatsmenge bei der DEHSt abgeben und damit die Emissionen ihrer Anlagen im Jahr 2009 ausgleichen. Die Meldungen der emissionshandelspflichtigen Unternehmen für 2009 sind dem UBA bis zum 31. März 2010 übermittelt worden. Das UBA hat mit der Prüfung der zu Grunde liegenden Emissionsberichte der Unternehmen begonnen. Detaillierte Auswertungen zu den Kohlendioxid-Emissionen des Emissionshandelssektors stellt das UBA in Kürze im Internetportal der DEHSt bereit. Die geprüften Emissionen sowie die Abgaben jeder einzelnen Anlage sind ab 15. Mai 2010 in den öffentlichen Berichten des Registers einsehbar.

Steine-Erden\CaO-GGR-Ofen-DE-2050

Brennen von Kalk (Schachtöfen); unter dem Prozess des Kalkbrennens versteht man die Zersetzungsreaktion des Kalksteins durch die Zufuhr thermischer Energie: CaCO3 -> CaO + CO2. In der Technik wird die Dissoziation bei 900-1100°C durchgeführt. Das Brennen des Kalks kann in verschiedenen Öfen erfolgen. Dabei gibt es vier Haupttypen, deren Anteile nach einer Umfrage des Bundesverbandes der deutschen Kalkindustrie folgendermaßen anzunehmen sind: Tab.: Ungefährer Anteil einzelner Ofentypen zur Branntkalkherstellung (nach #2). Ofentyp Mengenanteil in % Schachtofen 30 Ringschachtofen 30 Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativofen (GGR-Ofen) 25 Drehrohrofen 15 Prozess-Situierung Die in dieser Bilanz genutzten Daten beziehen sich auf den Brennprozess in einem Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativ-Ofen (GGR-Ofen) einer Modifikation des Schachtofens (nach #1). Er wird als moderner Vertreter für alle Schachtofentypen (85 % Mengenanteil) bilanziert. Die Schachtofentypen unterscheiden sich im Energiebedarf zur Herstellung einer Tonne Branntkalks. Dabei liegt der Energiebedarf für die verschiedenen Schachtofentypen ca. zwischen 3500 und 4100 MJ/t Branntkalk (Ullmann 1990). Die hauptsächlich in der vorliegenden Untersuchung verwendeten Daten (#1 + #3) beziehen sich auf Deutschland um 1992. Massenbilanz: Pro Tonne stückigen Branntkalks müssen nach #1 rund 1755 kg Ofenstein in den Brennprozess eingebracht werden. Weitere Hilfs- oder Betriebsstoffe werden nicht bilanziert. Der hohe Massenverlust kommt dadurch zustande, daß gemäß der oberen Reaktionsgleichung ein Teil des Kalksteins als CO2 den Prozeß über den Gaspfad verläßt (s.o.). Energiebedarf: Für das Brennen einer Tonne Kalks im bilanzierten GGR-Ofen werden nach #1 rund 3645 MJ/t benötigt. Als Brennstoff wird Erdgas verwendet. Neben dem Brennstoffbedarf besteht nach #1 für den Betrieb des Ofens noch ein Strombedarf von ca. 80 MJ/t Branntkalk. Prozessbedingte Luftemissionen: Als prozessbedingte Luftemissionen sind im Prozess des Kalkbrennens die CO2-Emissionen zu bilanzieren, die bei der sog. Entsäuerung des Kalks auftreten. Die Ofensteinmasse enthält 767 kg gebundenes Kohlendioxid von denen während des Brennprozesses 755 kg/t Branntkalk freigesetzt werden (#1). Die Differenz verbleibt gebunden im Branntkalk. Der Wert aus #1 stimmt exakt mit dem Wert überein, den #3 als materialbedingte Prozessemissionen angibt. #3 gibt weiterhin einen Wert für Staub an, den es mit 0,17 kg/t Branntkalk quantifiziert. Auch dieser Wert wird in GEMIS bernommen. Die brennstoffbedingten Prozessemissionen lassen sich nicht einfach über eine Verbrennungsrechnung zur Bereitstellung einer bestimmten Prozesswärme berechnen. Vielmehr sind die spezifischen Bedingungen der Verbrennung bei der Branntkalkherstellung zu berücksichtigen. #3 gibt für verschiedene Brennstoffe Emissionskennziffern an. Diese sind für Erdgas in der folgenden Tabelle wiedergegeben: Tab.: Brennstoffbedingte Prozessemissionen bei der Branntkalkherstellung in erdgasbefeuerten Schachtöfen (nach #3). Schadstoff Emissionen in kg/TJ Emissionen in kg/t Branntkalk CO2 56000 204,12 CO 6000 21,87 CH4 2,5 0,009 NMVOC 2,5 0,009 NOx 62 0,226 N2O 1,5 0,005 SO2 0,1 0,001 Staub 0 0 Die SO2-Emissionen sind auch deshalb so gering, da ein Teil des Schwefeldioxids aus dem Brennstoff in den kälteren Zonen des Kalzinierungsraumes im Branntkalk gebunden wird. Gerade in den Schachtöfen wird dadurch der größte Teil des Schwefels zurückgehalten. Einige Anwendungen, wie die Stahlherstellung erfordern jedoch einen geringen Schwefelgehalts des Kalks. Diese können in Drehrohröfen erreicht werden, da hier die Kalzinierungszone anders beschaffen ist (Ullmann 1990). Die gesamten Emissionsfaktoren ergeben sich durch Addition der materialbedingten und brenstoffbedingten Emissionsfaktoren. Wasserinanspruchnahme: Direkt im Prozess des Kalkbrennens wird kein Wasser in Anspruch genommen. Abwasserinhaltsstoffe: In Prozess wird kein belastetes Abwasser bilanziert. Reststoffe: Es fallen keine Reststoffe an, die nicht wieder innerhalb der Systemgrenzen verwertet werden können. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Rohstoffe gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2050 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 57% Produkt: Baustoffe

Steine-Erden\CaO-GGR-Ofen-DE-2015

Brennen von Kalk (Schachtöfen); unter dem Prozess des Kalkbrennens versteht man die Zersetzungsreaktion des Kalksteins durch die Zufuhr thermischer Energie: CaCO3 -> CaO + CO2. In der Technik wird die Dissoziation bei 900-1100°C durchgeführt. Das Brennen des Kalks kann in verschiedenen Öfen erfolgen. Dabei gibt es vier Haupttypen, deren Anteile nach einer Umfrage des Bundesverbandes der deutschen Kalkindustrie folgendermaßen anzunehmen sind: Tab.: Ungefährer Anteil einzelner Ofentypen zur Branntkalkherstellung (nach #2). Ofentyp Mengenanteil in % Schachtofen 30 Ringschachtofen 30 Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativofen (GGR-Ofen) 25 Drehrohrofen 15 Prozess-Situierung Die in dieser Bilanz genutzten Daten beziehen sich auf den Brennprozess in einem Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativ-Ofen (GGR-Ofen) einer Modifikation des Schachtofens (nach #1). Er wird als moderner Vertreter für alle Schachtofentypen (85 % Mengenanteil) bilanziert. Die Schachtofentypen unterscheiden sich im Energiebedarf zur Herstellung einer Tonne Branntkalks. Dabei liegt der Energiebedarf für die verschiedenen Schachtofentypen ca. zwischen 3500 und 4100 MJ/t Branntkalk (Ullmann 1990). Die hauptsächlich in der vorliegenden Untersuchung verwendeten Daten (#1 + #3) beziehen sich auf Deutschland um 1992. Massenbilanz: Pro Tonne stückigen Branntkalks müssen nach #1 rund 1755 kg Ofenstein in den Brennprozess eingebracht werden. Weitere Hilfs- oder Betriebsstoffe werden nicht bilanziert. Der hohe Massenverlust kommt dadurch zustande, daß gemäß der oberen Reaktionsgleichung ein Teil des Kalksteins als CO2 den Prozeß über den Gaspfad verläßt (s.o.). Energiebedarf: Für das Brennen einer Tonne Kalks im bilanzierten GGR-Ofen werden nach #1 rund 3645 MJ/t benötigt. Als Brennstoff wird Erdgas verwendet. Neben dem Brennstoffbedarf besteht nach #1 für den Betrieb des Ofens noch ein Strombedarf von ca. 80 MJ/t Branntkalk. Prozessbedingte Luftemissionen: Als prozessbedingte Luftemissionen sind im Prozess des Kalkbrennens die CO2-Emissionen zu bilanzieren, die bei der sog. Entsäuerung des Kalks auftreten. Die Ofensteinmasse enthält 767 kg gebundenes Kohlendioxid von denen während des Brennprozesses 755 kg/t Branntkalk freigesetzt werden (#1). Die Differenz verbleibt gebunden im Branntkalk. Der Wert aus #1 stimmt exakt mit dem Wert überein, den #3 als materialbedingte Prozessemissionen angibt. #3 gibt weiterhin einen Wert für Staub an, den es mit 0,17 kg/t Branntkalk quantifiziert. Auch dieser Wert wird in GEMIS bernommen. Die brennstoffbedingten Prozessemissionen lassen sich nicht einfach über eine Verbrennungsrechnung zur Bereitstellung einer bestimmten Prozesswärme berechnen. Vielmehr sind die spezifischen Bedingungen der Verbrennung bei der Branntkalkherstellung zu berücksichtigen. #3 gibt für verschiedene Brennstoffe Emissionskennziffern an. Diese sind für Erdgas in der folgenden Tabelle wiedergegeben: Tab.: Brennstoffbedingte Prozessemissionen bei der Branntkalkherstellung in erdgasbefeuerten Schachtöfen (nach #3). Schadstoff Emissionen in kg/TJ Emissionen in kg/t Branntkalk CO2 56000 204,12 CO 6000 21,87 CH4 2,5 0,009 NMVOC 2,5 0,009 NOx 62 0,226 N2O 1,5 0,005 SO2 0,1 0,001 Staub 0 0 Die SO2-Emissionen sind auch deshalb so gering, da ein Teil des Schwefeldioxids aus dem Brennstoff in den kälteren Zonen des Kalzinierungsraumes im Branntkalk gebunden wird. Gerade in den Schachtöfen wird dadurch der größte Teil des Schwefels zurückgehalten. Einige Anwendungen, wie die Stahlherstellung erfordern jedoch einen geringen Schwefelgehalts des Kalks. Diese können in Drehrohröfen erreicht werden, da hier die Kalzinierungszone anders beschaffen ist (Ullmann 1990). Die gesamten Emissionsfaktoren ergeben sich durch Addition der materialbedingten und brenstoffbedingten Emissionsfaktoren. Wasserinanspruchnahme: Direkt im Prozess des Kalkbrennens wird kein Wasser in Anspruch genommen. Abwasserinhaltsstoffe: In Prozess wird kein belastetes Abwasser bilanziert. Reststoffe: Es fallen keine Reststoffe an, die nicht wieder innerhalb der Systemgrenzen verwertet werden können. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Rohstoffe gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2015 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 57% Produkt: Baustoffe

Steine-Erden\CaO-GGR-Ofen-DE-2030

Brennen von Kalk (Schachtöfen); unter dem Prozess des Kalkbrennens versteht man die Zersetzungsreaktion des Kalksteins durch die Zufuhr thermischer Energie: CaCO3 -> CaO + CO2. In der Technik wird die Dissoziation bei 900-1100°C durchgeführt. Das Brennen des Kalks kann in verschiedenen Öfen erfolgen. Dabei gibt es vier Haupttypen, deren Anteile nach einer Umfrage des Bundesverbandes der deutschen Kalkindustrie folgendermaßen anzunehmen sind: Tab.: Ungefährer Anteil einzelner Ofentypen zur Branntkalkherstellung (nach #2). Ofentyp Mengenanteil in % Schachtofen 30 Ringschachtofen 30 Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativofen (GGR-Ofen) 25 Drehrohrofen 15 Prozess-Situierung Die in dieser Bilanz genutzten Daten beziehen sich auf den Brennprozess in einem Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativ-Ofen (GGR-Ofen) einer Modifikation des Schachtofens (nach #1). Er wird als moderner Vertreter für alle Schachtofentypen (85 % Mengenanteil) bilanziert. Die Schachtofentypen unterscheiden sich im Energiebedarf zur Herstellung einer Tonne Branntkalks. Dabei liegt der Energiebedarf für die verschiedenen Schachtofentypen ca. zwischen 3500 und 4100 MJ/t Branntkalk (Ullmann 1990). Die hauptsächlich in der vorliegenden Untersuchung verwendeten Daten (#1 + #3) beziehen sich auf Deutschland um 1992. Massenbilanz: Pro Tonne stückigen Branntkalks müssen nach #1 rund 1755 kg Ofenstein in den Brennprozess eingebracht werden. Weitere Hilfs- oder Betriebsstoffe werden nicht bilanziert. Der hohe Massenverlust kommt dadurch zustande, daß gemäß der oberen Reaktionsgleichung ein Teil des Kalksteins als CO2 den Prozeß über den Gaspfad verläßt (s.o.). Energiebedarf: Für das Brennen einer Tonne Kalks im bilanzierten GGR-Ofen werden nach #1 rund 3645 MJ/t benötigt. Als Brennstoff wird Erdgas verwendet. Neben dem Brennstoffbedarf besteht nach #1 für den Betrieb des Ofens noch ein Strombedarf von ca. 80 MJ/t Branntkalk. Prozessbedingte Luftemissionen: Als prozessbedingte Luftemissionen sind im Prozess des Kalkbrennens die CO2-Emissionen zu bilanzieren, die bei der sog. Entsäuerung des Kalks auftreten. Die Ofensteinmasse enthält 767 kg gebundenes Kohlendioxid von denen während des Brennprozesses 755 kg/t Branntkalk freigesetzt werden (#1). Die Differenz verbleibt gebunden im Branntkalk. Der Wert aus #1 stimmt exakt mit dem Wert überein, den #3 als materialbedingte Prozessemissionen angibt. #3 gibt weiterhin einen Wert für Staub an, den es mit 0,17 kg/t Branntkalk quantifiziert. Auch dieser Wert wird in GEMIS bernommen. Die brennstoffbedingten Prozessemissionen lassen sich nicht einfach über eine Verbrennungsrechnung zur Bereitstellung einer bestimmten Prozesswärme berechnen. Vielmehr sind die spezifischen Bedingungen der Verbrennung bei der Branntkalkherstellung zu berücksichtigen. #3 gibt für verschiedene Brennstoffe Emissionskennziffern an. Diese sind für Erdgas in der folgenden Tabelle wiedergegeben: Tab.: Brennstoffbedingte Prozessemissionen bei der Branntkalkherstellung in erdgasbefeuerten Schachtöfen (nach #3). Schadstoff Emissionen in kg/TJ Emissionen in kg/t Branntkalk CO2 56000 204,12 CO 6000 21,87 CH4 2,5 0,009 NMVOC 2,5 0,009 NOx 62 0,226 N2O 1,5 0,005 SO2 0,1 0,001 Staub 0 0 Die SO2-Emissionen sind auch deshalb so gering, da ein Teil des Schwefeldioxids aus dem Brennstoff in den kälteren Zonen des Kalzinierungsraumes im Branntkalk gebunden wird. Gerade in den Schachtöfen wird dadurch der größte Teil des Schwefels zurückgehalten. Einige Anwendungen, wie die Stahlherstellung erfordern jedoch einen geringen Schwefelgehalts des Kalks. Diese können in Drehrohröfen erreicht werden, da hier die Kalzinierungszone anders beschaffen ist (Ullmann 1990). Die gesamten Emissionsfaktoren ergeben sich durch Addition der materialbedingten und brenstoffbedingten Emissionsfaktoren. Wasserinanspruchnahme: Direkt im Prozess des Kalkbrennens wird kein Wasser in Anspruch genommen. Abwasserinhaltsstoffe: In Prozess wird kein belastetes Abwasser bilanziert. Reststoffe: Es fallen keine Reststoffe an, die nicht wieder innerhalb der Systemgrenzen verwertet werden können. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Rohstoffe gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2030 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 57% Produkt: Baustoffe

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

Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0222m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 0,000114t/h Nutzungsgrad: 4% Produkt: Metalle - NE

Xtra-Tagebau\Cu-Erz(Konz.)-arm-2000

Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0222m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 0,000114t/h Nutzungsgrad: 1% Produkt: Metalle - NE

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

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

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

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

Chem-Anorg\Ca(OH)2-2015

Hydratation von stückigem Branntkalk (CaO): Die Hydratation stückigen Branntkalks wird in der Technik als „Löschen" bezeichnet. Bei der stark exothermen Reaktion wird Kalk zu Calciumhydroxid umgesetzt CaO + H2O --> Ca(OH)2 + 65 kJ/mol. Hier wird das Trockenlöschen betrachtet, Calciumhydroxid erhält man dabei als trockenes Pulver. Durch die bei der Reaktion freiwerdende Wärme wird das überschüssige Reaktionswasser verdampft (#2). Die hier zugrundegelegten Daten beziehen sich auf eine Technologie im deutschen Raum für das Jahr 1993 (#1). Bezogen auf eine Tonne gelöschten Kalk müssen 758 kg stückiger Branntkalk in den Prozess eingebracht werden. Das zugesetzte Wasser wird per Definition als Wasserinanspruchnahme bilanziert, auch wenn es zum größten Teil in das Produkt eingeht (#1). Weitere Roh- und Hilfsstoffe werden nicht berücksichtigt. Trotz der stark exothermen Reaktion besteht ein geringer Strombedarf von 6 MJ/t gelöschten Kalk bei diesem Prozess zum Mischen und Rühren der Suspension (#1). Es werden bezogen auf die Tonne gelöschten Kalk 379 kg Hydratationswasser eingebracht. Das überschüssige Wasser aus dem Prozess verdampft (#1), Das eingesetzte Wasser geht entweder in das Produkt ein oder wird verdampft. Folglich fällt bei diesem Prozess kein Abwasser an. Reststoffe: Bei diesem Prozess, bei dem es sich lediglich um einen Mischer handelt, fallen keine Reststoffe an. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Baustoffe gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2015 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 132% Produkt: Grundstoffe-Sonstige

Steine-Erden\CaO-Drehrohr-DE-2020

Brennen von Kalk (Drehrohröfen). Unter dem Prozess des Kalkbrennens versteht man die Zersetzungsreaktion des Kalksteins durch die Zufuhr thermischer Energie: CaCO3 => CaO + CO2. In der Technik wird die Zersetzung bei 900-1100°C durchgeführt. Das Brennen des Kalks kann in verschiedenen Formen von Öfen erfolgen. Dabei gibt es vier Haupttypen, deren Anteile nach einer Umfrage des Bundesverbandes der deutschen Kalkindustrie folgendermaßen anzunehmen sind: Tab.: Ungefährer Anteil einzelner Ofentypen zur Branntkalkherstellung (BdK 1995). Ofentyp Mengenanteil in % Schachtofen 30 Ringschachtofen 30 Gleichstrom-Gegenstrom-Regenerativofen (GGR-Ofen) 25 Drehrohrofen 15 Die in dieser Bilanz genutzten Daten beziehen sich auf den Brennprozess in einem Drehrohrofen. Im Vergleich zu den meisten Schachtöfen zeichnet sich der Drehrohrofen durch einen höheren Energieverbrauch aus. Ein Drehrohrofen kann prinzipiell mit Gas, Öl und festen Brennstoffen befeuert werden. Je nach Brennstoff variiert der Energiebedarf der Drehrohröfen von 8400 MJ/t Branntkalk für die einfachsten gasbefeuerten Öfen bis zu 5050 MJ/t Branntkalk für die komplexeren kohle-befeuerten Einheiten (Ullmann 1990). Im Vergleich zu den Schachtöfen ist es einfacher - auch bei hohem Schwefelgehalt der Brennstoffs (Kohle) - einen Kalk mit geringerem Schwefelgehalt herzustellen, wie er zum Beispiel für die Stahlindustrie gebraucht wird, wo er unter anderem dazu eingesetzt wird, um das Eisen zu entschwefeln, bevor es in den Hochofen gelangt. In GEMIS wird ein Drehrohrofen bilanziert, der nach #1 einen Energiebedarf von 5200 MJ/t Branntkalk hat. Die Quelle in #1 ist eine amerikanische Studie aus dem Jahre 1987, wobei angenommen wird, daß der Wert örtlich wie zeitlich übertragbar ist. In dieser Studie wird angesetzt, daß der bilanzierte Drehrohrofen mit Steinkohle befeuert wird. Massenbilanz: Pro Tonne stückigen Branntkalks müssen 1755 kg Ofenstein in den Brennprozess eingebracht werden (Scholz 1994).Weitere Hifs- oder Betriebsstoffe werden nicht benötigt. Der enorme Massenverlust kommt dadurch zustande, daß gemäß der oberen Reaktionsgleichung ein Teil des Kalksteins als CO2 den Prozeß über den Gaspfad verläßt. Energiebedarf: Für das Brennen einer Tonne Kalks im bilanzierten Drehrohrofen werden 5200 MJ/t benötigt (#1). Als Brennstoff wird Steinkohle verwendet. Diese Annahmen decken sich mit denen von Merten für einen Drehrohrofen (#2). Neben dem Brennstoffbedarf besteht für den Betrieb des Ofens noch ein Strombedarf von ca. 130 MJ/t Branntkalk (#2). Prozessbedingte Luftemissionen: Als prozessbedingte Luftemissionen sind im Prozeß des Kalkbrennens die CO2-Emissionen zu bilanzieren, die bei der sog. Entsäuerung des Kalks auftreten. Die Ofensteinmasse enthält 767 kg gebundenes Kohlendioxid von denen während des Brennprozesses 755 kg/t Branntkalk freigesetzt werden (Scholz 1994). Die Differenz verbleibt weiterhin gebunden im Branntkalk. Der Wert von Scholz stimmt exakt mit dem Wert überein, den das UBA als materialbedingte Prozeßemissionen angibt. Das UBA gibt weiterhin einen Wert für Staub an, den es mit 0,17 kg/t Branntkalk quantifiziert (UBA 1996). Auch dieser Wert wird in GEMIS bernommen. Die brennstoffbedingten Prozessemissionen lassen sich nicht einfach über eine Verbrennungsrechnung zur Bereitstellung einer bestimmten Prozesswärme berechnen. Vielmehr sind die spezifischen Bedingungen der Verbrennung bei der Branntkalkherstellung wichtig. Das UBA gibt für verschiedene Brennstoffe Emissionskennziffern an. Diese sind für Steinkohle in der folgenden Tabelle wiedergegeben: Tab.: Brennstoffbedingte Prozeßemissionen bei der Branntkalkherstellung in steinkohlebefeuerten Schachtöfen (UBA 1996). Schadstoff Emissionen in kg/TJ Emissionen in kg/t Branntkalk CO2 94000 479,4 CO 6000 30,6 CH4 15 0,0765 NMVOC 15 0,0765 NOx 155 0,7905 N2O 4,0 0,0204 SO2 33 0,1683 Staub 0 0 Die gesamten Emissionsfaktoren ergeben sich durch Addition der materialbedingten und brenstoffbedingten Emissionsfaktoren. Wasserinanspruchnahme: Direkt im Prozess des Kalkbrennens wird kein Wasser in Anspruch genommen. Abwasserinhaltsstoffe: In dem beschriebenen Prozess wird kein belastetes Abwasser bilanziert. Reststoffe: Es fallen keine Reststofe an, die nicht wieder innerhalb der Systemgrenzen verwertet werden können. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Rohstoffe gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2020 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 57% Produkt: Baustoffe

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