s/kristalisation/Kristallisation/gi
Gewinnung von Kalisalzen: Die geförderten Rohsalze enthalten aufgrund ihrer Entstehungsgeschichte verschiedene Salzminerale. Das Ziel der Aufbereitung nach der Förderung ist das Abtrennen der Wertstoffe als verkaufsfähige Produkte von den Mineralsalzen, die den Rückstand bilden. Dies kann in Abhängigkeit der Eigenschaften der zu verarbeitenden Rohstoffe auf unterschiedliche Weise und in den verschiedensten Verfahrenskombinationen geschehen. Bei allen Prozessen steht am Anfang das Mahlen des stückigen Rohsalzes (bis zu Korngrößen um 1 mm). Die weiteren Verfahren sind sehr stark vom Rohsalztyp, dessen spezieller Zusammensetzung und dem Verwachsungsgrad der Salzminerale abhängig (BMU 1995). Die wichtigsten Prozesse sind: (1) Heißlöseverfahren: Aus dem Rohsalz wird Kaliumchlorid mittels einer heißen , mit Natriumchlorid gesättigten Kreislauflösung gelöst und durch Kristallisation mittels Vakuumverdampfung gewonnen. Der feste Rückstand wird meistens aufgehaldet. Falls Carnallit im Rohsalz enthalten ist, fällt dies in gelöster Form an und wird entsorgt (Ableitung in den Zechstein). (2) Elektrostatische Aufbereitung (ESTA): Das Rohsalz wird mit selektiv wirkenden oberflächenaktiven Stoffen behandelt und trocken im elektrischen Feld getrennt. Es fällt kein Prozeßwasser an. Der Rückstand der ersten Stufe wird aufgehaldet, während die Produkte weiterer Stufen anderen Aufbereitungsverfahren zugeführt werden können. Die ESTA kann auch zur Abtrennung von Kieserit eingesetzt werden. (3) Flotation: Dieses Verfahren wird für Rohsalze und den Rückstand des Heißlöseverfahrens angewendet. Auch bei diesem Verfahren werden selektiv wirkende oberflächenaktive Substanzen eingesetzt. Die Trennung erfolgt in einer sog. Traglauge durch das Abschöpfen eines wertstoffreichen, schaumigen Konzentrats. Der Rückstand wird aufgehaldet, die Trennflüssigkeiten weitestgehend im Kreis geführt. (4) Kieseritwäsche: Der feste Rückstand des Heißlöseverfahrens besteht aus einem Steinsalz-Kieserit-Gemisch, aus dem das Steinsalz in einem mehrstufigen Waschvorgang herausgelöst wird und als flüssiger Rückstand anfällt. (5) Herstellung von Kaliumsulfat: Aus Kaliumchlorid und Kieserit wird durch eine zweistufige Umsetzung Kaliumsulfat hergestellt. Dabei fällt magnesiumchloridhaltiges Abwasser an (BMU 1995). Insgesamt bestehen die Aufbereitungsrückstände im wesentlichen aus Magnesiumchlorid und Steinsalz. Magnesiumchlorid fällt dabei zwangsweise im Abwasser an. Der Abwasseranfall für die verschiedenen Verfahren wird vom BMU folgendermaßen beziffert: Tab.: Spezifischer Abwasseranfall für die einzelnen Aufbereitungsverfahren (BMU 1995) Verfahren Bezug Abwasser (m³) Heißlösen t verarbeitetes Rohsalz SylvinitHartsalz+Carnallit+ je % MgCl2 <0,10,10,03-0,05 Flotation je t verarbeitetes Rohsalz+ je % MgCl2 0,10,03-0,05 Kieseritwäsche je t Kieserit 5-7 Kaliumsulfat-Herstellung je t eingesetztes Kaliumchlorid mit 60 % K2O 3-5 Die beschriebenen Verfahren werden an den verschiedenen Standorten in unterschiedlichen Kombinationen je nach Vorkommen, Zusammensetzung des Salzes (Wertstoffgehalt) und Verwachsungsgrad eingesetzt. Die prägenden Rohsalztypen für die einzelnen Werke sind in der folgenden Tabelle gemeinsam mit den Produktionsdaten zusammengestellt. Tab.: Produktionskapazitäten der einzelnen Kaliwerke für 1993 incl. Produktionsstruktur (BMU 1995). Werke Rohsalz Kali Kaliumsulfat Kieserit Mio t Mio t K2O Mio t K2O Mio t Hattorf (He)H.salz/Carn. 9,6 0,7 0,38 0,1 Neuhof (He)H.salz/Carn. 3,7 0,35 - 0,6 Wintershall (He)H.salz/Carn. 9,5 0,65 0,26 0,1 Sigmundshall (Nd)Sylvinit 3,0 0,4 - - Unterbreizbach (Th)H.salz/Carn. 4,1 0,4 - 0,3 Zielitz (SA)Sylvinit 8,6 1,1 - - Summe 38,5 3,6 0,64 1,1 Der hier bilanzierte Prozess der Gewinnung von Kalisalzen umfaßt die Aufbereitung der geförderten Rohsalze zu absatzfähigen Produkten. Für die Bilanzierung standen lediglich Sekundärdaten zur Verfügung (OEKO 1992a), (BMU 1995), (Scharf 1993), (Kali 1996). Daraus ergibt sich sowohl der Grad der Aggregation als auch die weitgefaßten Systemgrenzen. Die Materialbilanzen konnten nur aus Daten hessischer Werke für den Bilanzzeitraum Anfang der 90er Jahre zur Erstellung der Kennziffern herangezogen werden. Dabei sind der Berechnung der Kennziffern die Planungsdaten für das Jahr 1993 zugrundegelegt, die aber durch reale Produktionsdaten verifiziert werden konnten. Über den Energiebedarf der Prozesse lagen keine Daten vor. Hier mußte auf statistische Daten zurückgegriffen werden (OEKO 1992a). Die hessischen Werke machen den weitaus größten Teil der westdeutschen Produktion aus. Die Förderung in den neuen Bundesländern konnte nicht berücksichtigt werden. Es muß jedoch darauf hingewiesen werden, daß die Werte für die anderen Werke stark abweichen kann. Je nach Zusammensetzung des Rohsalzes, der eingesetzten - meist kombinierten - Verfahren und dem Produktportfolio können andere Kenngrößen differieren. Weiterhin muß darauf hingewiesen werden, daß die Berechnungsgrundlage für die verwendeten Bilanzen nicht eindeutig geklärt ist (Scharf 1993). Dadurch können in der Bilanz auftretende Differenzen nicht abschließend erklärt werden. Eine abschließende Erklärung wäre nur im Rahmen einer weitergehenden Studie möglich, die im Rahmen von GEMIS nicht zu leisten ist. Eine weitergehende Untergliederung des Prozesses in einzelne Prozesseinheiten oder nach einzelnen oben beschriebenen Verfahren ist anhand der vorliegenden Daten nicht möglich gewesen. Aufgrund der mangelhaften Datenlage ist der vorliegende Datensatz nur als grobe Schätzung zu bezeichnen. Allokation: Neben den Kalisalzen Kaliumchlorid und Kaliumsulfat wird Magnesiumsulfat in großen Mengen gewonnen, das auf die Wirtschaftlichkeit der deutschen Werke einen entscheidenden Einfluß hat (Scharf 1993). Diese drei Produkte werden in der vorliegenden Bilanz gleichwertig in bezug auf die Masse als Hauptprodukt angesehen. Es findet somit eine Allokation nach Masse statt, wobei die Produkte summarisch bilanziert werden. Neben den erwähnten Produkten werden keine weiteren Produkte in der Bilanz berücksichtigt. Auch Brom wird nicht mitbilanziert, da die Bromproduktion durch die Kaliindustrie eingestellt wurde (BMU 1995). Mineralsalze in fester und gelöster Form werden als Rückstände angesehen, auch wenn teilweise Bestrebungen existieren, sie ebenso als Produkt zu verwerten. Bislang wird jedoch der Großteil verworfen. Genese der Kennziffern Massenbilanz: Bezogen auf eine Tonne Produktmix müssen nach den Planungsdaten der hessischen Werke für das Jahr 1993 8250 kg Rohsalz gefördert werden (Scharf 1993). Diese Daten können durch die realen Produktionszahlen bestätigt werden. Im Jahr 1993 mußten real zur Gewinnung einer Tonne Produktmix ca. 8120 kg Rohsalz verarbeitet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in der vorliegenden Studie angesetzt, da er auf Herstellerangaben beruht. Energiebedarf: Zum Energiebedarf bei der Gewinnung von Kalisalzen liegen derzeit nur sehr wenige Daten vor. Aus den Daten des Statistischen Bundesamtes (StBA) und der Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen (AGEB) sind lediglich Daten für den gemeinsamen Energieverbrauch der Kali- und der Steinsalzindustrie zu entnehmen (OEKO 1992a). Unter der Voraussetzung, daß Kali- und Steinsalz von der Masse her gleichrangig behandelt werden, ergibt sich ein vorläufiger Proporz der Kaliindustrie. Bezogen auf eine Tonne Produktmix werden daher die in der folgenden Tabelle dargestellten Daten für die Gewinnung der Kalisalze bilanziert: Tab.: Energiebedarf bei der Herstellung von Kalisalzen für das Jahr 1987 in den alten Bundesländern(OEKO 1992). Kenngröße Einheit Kali- & Steins. Kali Steinsalz Prod.menge t 1,0 E+7 2,77 E+6 7,26 E+6 Brennstoff GJ/t 1,516 0,419 1,097 Strom GJ/t 0,342 0,094 0,248 Demnach werden 0,419 GJ/t Prozesswärme und 0,094 GJ/t Strom benötigt zur Herstellung einer Tonne Produktmix benötigt. Die Werte konnten durch die überarbeitete Erklärung des Kalivereins zur Klimavorsorge von 1996 bestätigt werden. In ihr wird für das Jahr 1994 ein spezifischer Energieverbrauch von 0,528 GJ/t Rohsalz angegeben (Kaliverein 1996). Dieser wird allerdings nicht nach Energieträgern spezifiziert. Für GEMIS wird die Summe aus der Erklärung des Kalivereins angesetzt mit der Verteilung nach den statistischen Angaben zwischen den einzelnen Energieträgern. Daraus ergibt sich ein Brennstoffbedarf von 0,432 GJ/t und ein Strombedarf von 0,096 GJ/t. Als Brennstoff zur Bereitstellung der Prozeßwärme wird Gas angesetzt. Die vorliegenden Daten zum Energiebedarf der Kalisalzherstellung sind als Schätzung anzusehen (Kali 1996). Prozessbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den Emissionen, die aus der Energiebereitstellung resultieren, werden keine weiteren Prozessemissionen bilanziert. Etwaige Staubemissionen, verursacht durch die Aufhaldung der festen Reststoffe, können hier nicht quantifiziert werden. Sie werden aber - trotz fehlender Daten - ausdrücklich nicht ausgeschlossen. Wasserinanspruchnahme: Wasser wird in nahezu allen Produktionsschritten in Anspruch genommen. Insgesamt waren für 1993 5,65 m³ Wasser angesetzt bezogen auf eine Tonne des in dieser Studie berücksichtigten Produktmixes. Diese Menge teilt sich folgendermaßen auf: Tab.: Abwassermengen bei der Kalisalzgewinnung (Scharf 1993). Abwasserherkunft Menge in m³/t Produktmix Ableitung Abwasser von Halden 0,1 Versenkung Prozeßabw. KCl-Herst. 1,25 Versenkung Prozeßabw. MgSO4-Herst. 2,3 Werra Prozeßabw. K2SO4-Herst. 1,75 Versenkung Kühl- und Sielwässer 0,25 Werra Summe 5,65 Aufgrund der eingeschränkten Datenverfügbarkeit wurde in der vorliegenden Studie vereinfachend die Wasserinanspruchnahme gleich der Abwassermenge gesetzt. Kühl- und Sielwässer sind in der Regel nicht oder nur gering mit Salzen belastet. Sie wurden jedoch auf Salzabwässer umgerechnet. Die real einzusetzende Wassermenge liegt also wahrscheinlich höher. Die Tendenzen in der Kaliindustrie gehen dahin, die Abwassermengen - respektive die Wasserinanspruchnahme - durch eine geeignete Verfahrensführung zu reduzieren. Das würde jedoch zwangsläufig zu größeren Mengen fester Reststoffe führen. Dieser Effekt kann hier nur qualitativ beschrieben werden. Eine quantitative Abschätzung ist hierzu nicht möglich. Abwasserinhaltsstoffe: Hinsichtlich der in dieser Studie bilanzierten organischen Summenparametern ist bei der Kalisalz-Herstellung nicht mit erheblichen Zusatzbelastungen zu rechnen. Da organische Hilfsstoffe (Flotationsmittel), die in den Prozessen eingesetzt werden, in der vorliegenden Untersuchung nicht bilanziert wurden, können über deren Auswirkungen auf die Abwasserqualität keine Aussagen getroffen werden. Daher werden die Frachten pro Tonne Produktmix für die organischen Summenparameter wie auch für die Nährstoffe hier auf Null gesetzt. Erheblich ist allerdings die Chloridfracht der Abwässer. Sie ist in der folgenden Tabelle aufgeführt. Tab.: Abwasseranalysen 1992 hessischer Werke (Scharf 1993). Parameter Einheit Versenkung Werra Chlorid g/l 190 160 Chlorid kg/t Produktmix 589 408 Summe kg/t Produktmix 997 Reststoffe: Aus den Planungsdaten der bilanzierten Werke für das Jahr 1993 geht hervor, daß pro Tonne Produktmix 5000 kg Haldenmaterial anfallen (Scharf 1993). Die realen Produktionszahlen für 1993 bestätigen diesen Wert. Aus ihnen geht hervor, dass pro Tonne Produkt 4710 kg aufgehaldet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in GEMIS als Kennziffer zugrundegelegt. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 12,3% Produkt: Rohstoffe
Gewinnung von Kalisalzen: Die geförderten Rohsalze enthalten aufgrund ihrer Entstehungsgeschichte verschiedene Salzminerale. Das Ziel der Aufbereitung nach der Förderung ist das Abtrennen der Wertstoffe als verkaufsfähige Produkte von den Mineralsalzen, die den Rückstand bilden. Dies kann in Abhängigkeit der Eigenschaften der zu verarbeitenden Rohstoffe auf unterschiedliche Weise und in den verschiedensten Verfahrenskombinationen geschehen. Bei allen Prozessen steht am Anfang das Mahlen des stückigen Rohsalzes (bis zu Korngrößen um 1 mm). Die weiteren Verfahren sind sehr stark vom Rohsalztyp, dessen spezieller Zusammensetzung und dem Verwachsungsgrad der Salzminerale abhängig (BMU 1995). Die wichtigsten Prozesse sind: (1) Heißlöseverfahren: Aus dem Rohsalz wird Kaliumchlorid mittels einer heißen , mit Natriumchlorid gesättigten Kreislauflösung gelöst und durch Kristallisation mittels Vakuumverdampfung gewonnen. Der feste Rückstand wird meistens aufgehaldet. Falls Carnallit im Rohsalz enthalten ist, fällt dies in gelöster Form an und wird entsorgt (Ableitung in den Zechstein). (2) Elektrostatische Aufbereitung (ESTA): Das Rohsalz wird mit selektiv wirkenden oberflächenaktiven Stoffen behandelt und trocken im elektrischen Feld getrennt. Es fällt kein Prozeßwasser an. Der Rückstand der ersten Stufe wird aufgehaldet, während die Produkte weiterer Stufen anderen Aufbereitungsverfahren zugeführt werden können. Die ESTA kann auch zur Abtrennung von Kieserit eingesetzt werden. (3) Flotation: Dieses Verfahren wird für Rohsalze und den Rückstand des Heißlöseverfahrens angewendet. Auch bei diesem Verfahren werden selektiv wirkende oberflächenaktive Substanzen eingesetzt. Die Trennung erfolgt in einer sog. Traglauge durch das Abschöpfen eines wertstoffreichen, schaumigen Konzentrats. Der Rückstand wird aufgehaldet, die Trennflüssigkeiten weitestgehend im Kreis geführt. (4) Kieseritwäsche: Der feste Rückstand des Heißlöseverfahrens besteht aus einem Steinsalz-Kieserit-Gemisch, aus dem das Steinsalz in einem mehrstufigen Waschvorgang herausgelöst wird und als flüssiger Rückstand anfällt. (5) Herstellung von Kaliumsulfat: Aus Kaliumchlorid und Kieserit wird durch eine zweistufige Umsetzung Kaliumsulfat hergestellt. Dabei fällt magnesiumchloridhaltiges Abwasser an (BMU 1995). Insgesamt bestehen die Aufbereitungsrückstände im wesentlichen aus Magnesiumchlorid und Steinsalz. Magnesiumchlorid fällt dabei zwangsweise im Abwasser an. Die beschriebenen Verfahren werden an den verschiedenen Standorten in unterschiedlichen Kombinationen je nach Vorkommen, Zusammensetzung des Salzes (Wertstoffgehalt) und Verwachsungsgrad eingesetzt. Die prägenden Rohsalztypen für die einzelnen Werke sind in der folgenden Tabelle gemeinsam mit den Produktionsdaten zusammengestellt. Tab.: Produktionskapazitäten der einzelnen Kaliwerke für 1993 incl. Produktionsstruktur (BMU 1995). Werke Rohsalz Kali Kaliumsulfat Kieserit Mio t Mio t K2O Mio t K2O Mio t Hattorf (He)H.salz/Carn. 9,6 0,7 0,38 0,1 Neuhof (He)H.salz/Carn. 3,7 0,35 - 0,6 Wintershall (He)H.salz/Carn. 9,5 0,65 0,26 0,1 Sigmundshall (Nd)Sylvinit 3,0 0,4 - - Unterbreizbach (Th)H.salz/Carn. 4,1 0,4 - 0,3 Zielitz (SA)Sylvinit 8,6 1,1 - - Summe 38,5 3,6 0,64 1,1 Der vorliegenden Prozess zur Gewinnung von Kalisalzen umfaßt die Aufbereitung der geförderten Rohsalze zu absatzfähigen Produkten. Für die Bilanzierung standen lediglich Sekundärdaten zur Verfügung (OEKO 1992a), (BMU 1995), (Scharf 1993), (Kali 1996). Daraus ergibt sich sowohl der Grad der Aggregation als auch die weitgefaßten Systemgrenzen. Die Materialbilanzen konnten nur aus Daten hessischer Werke für den Bilanzzeitraum Anfang der 90er Jahre zur Erstellung der Kennziffern herangezogen werden. Dabei sind der Berechnung der Kennziffern die Planungsdaten für das Jahr 1993 zugrundegelegt, die aber durch reale Produktionsdaten verifiziert werden konnten. Über den Energiebedarf der Prozesse lagen keine Daten vor. Hier mußte auf statistische Daten zurückgegriffen werden (OEKO 1992a). Die hessischen Werke machen den weitaus größten Teil der westdeutschen Produktion aus. Die Förderung in den neuen Bundesländern konnte nicht berücksichtigt werden. Es muß jedoch darauf hingewiesen werden, daß die Werte für die anderen Werke stark abweichen kann. Je nach Zusammensetzung des Rohsalzes, der eingesetzten - meist kombinierten - Verfahren und dem Produktportfolio können andere Kenngrößen differieren. Weiterhin muß darauf hingewiesen werden, daß die Berechnungsgrundlage für die verwendeten Bilanzen nicht eindeutig geklärt ist (Scharf 1993). Dadurch können in der Bilanz auftretende Differenzen nicht abschließend erklärt werden. Eine abschließende Erklärung wäre nur im Rahmen einer weitergehenden Studie möglich, die im Rahmen von GEMIS nicht zu leisten ist. Eine weitergehende Untergliederung des Prozesses in einzelne Prozeßeinheiten oder nach einzelnen oben beschriebenen Verfahren ist anhand der vorliegenden Daten nicht möglich gewesen. Aufgrund der mangelhaften Datenlage ist der vorliegende Datensatz nur als grobe Schätzung und damit als vorläufig zu bezeichnen. Allokation: Neben den Kalisalzen Kaliumchlorid und Kaliumsulfat wird Magnesiumsulfat in großen Mengen gewonnen, das auf die Wirtschaftlichkeit der deutschen Werke einen entscheidenden Einfluß hat (Scharf 1993). Diese drei Produkte werden in der vorliegenden Bilanz gleichwertig in bezug auf die Masse als Hauptprodukt angesehen. Es findet somit eine Allokation nach Masse statt. Wobei die Produkte summarisch bilanziert werden. Neben den erwähnten Produkten werden keine weiteren Produkte in der Bilanz berücksichtigt. Auch Brom wird nicht mitbilanziert, da die Bromproduktion durch die Kaliindustrie eingestellt wurde (BMU 1995). Mineralsalze in fester und gelöster Form werden als Rückstände angesehen, auch wenn teilweise Bestrebungen existieren, sie ebenso als Produkt zu verwerten. Bislang wird jedoch der Großteil verworfen. Genese der Kennziffern Massenbilanz: Bezogen auf eine Tonne Produktmix müssen nach den Planungsdaten der hessischen Werke für das Jahr 1993 8250 kg Rohsalz gefördert werden (Scharf 1993). Diese Daten können durch die realen Produktionszahlen bestätigt werden. Im Jahr 1993 mußten real zur Gewinnung einer Tonne Produktmix ca. 8120 kg Rohsalz verarbeitet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in der vorliegenden Studie angesetzt, da er auf Herstellerangaben beruht. Energiebedarf: Zum Energiebedarf bei der Gewinnung von Kalisalzen liegen derzeit nur sehr wenige Daten vor. Aus den Daten des Statistischen Bundesamtes (StBA) und der Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen (AGEB) sind lediglich Daten für den gemeinsamen Energieverbrauch der Kali- und der Steinsalzindustrie zu entnehmen (OEKO 1992a). Unter der Voraussetzung, daß Kali- und Steinsalz von der Masse her gleichrangig behandelt werden, ergibt sich ein vorläufiger Proporz der Kaliindustrie. Bezogen auf eine Tonne Produktmix werden daher die in der folgenden Tabelle dargestellten Daten für die Gewinnung der Kalisalze bilanziert: Tab.: Energiebedarf bei der Herstellung von Kalisalzen für das Jahr 1987 in den alten Bundesländern(OEKO 1992). Kenngröße Einheit Kali- & Steins. Kali Steinsalz Prod.menge t 1,0 E+7 2,77 E+6 7,26 E+6 Brennstoff GJ/t 1,516 0,419 1,097 Strom GJ/t 0,342 0,094 0,248 Demnach werden 0,419 GJ/t Prozesswärme und 0,094 GJ/t Strom benötigt zur Herstellung einer Tonne Produktmix benötigt. Die Werte konnten durch die überarbeitete Erklärung des Kalivereins zur Klimavorsorge von 1996 bestätigt werden. In ihr wird für das Jahr 1994 ein spezifischer Energieverbrauch von 0,528 GJ/t Rohsalz angegeben (Kaliverein 1996). Dieser wird allerdings nicht nach Energieträgern spezifiziert. Für GEMIS wird die Summe aus der Erklärung des Kalivereins angesetzt mit der Verteilung nach den statistischen Angaben zwischen den einzelnen Energieträgern. Daraus ergibt sich ein Brennstoffbedarf von 0,43 GJ/t und ein Strombedarf von 0,1 GJ/t. Als Brennstoff zur Bereitstellung der Prozesswärme wird Gas angesetzt. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den Emissionen, die aus der Energiebereitstellung resultieren, werden keine weiteren Prozeßemissionen bilanziert. Reststoffe: Aus den Planungsdaten der bilanzierten Werke für das Jahr 1993 geht hervor, daß pro Tonne Produktmix 5000 kg Haldenmaterial anfallen (Scharf 1993). Die realen Produktionszahlen für 1993 bestätigen diesen Wert. Aus ihnen geht hervor, daß pro Tonne Produkt 4710 kg aufgehaldet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in GEMIS als Kennziffer zugrundegelegt. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2010 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 12,3% Produkt: Rohstoffe
Gewinnung von Kalisalzen: Die geförderten Rohsalze enthalten aufgrund ihrer Entstehungsgeschichte verschiedene Salzminerale . Das Ziel der Aufbereitung nach der Förderung ist das Abtrennen der Wertstoffe als verkaufsfähige Produkte von den Mineralsalzen, die den Rückstand bilden. Dies kann in Abhängigkeit der Eigenschaften der zu verarbeitenden Rohstoffe auf unterschiedliche Weise und in den verschiedensten Verfahrenskombinationen geschehen. Bei allen Prozessen steht am Anfang das Mahlen des stückigen Rohsalzes (bis zu Korngrößen um 1 mm). Die weiteren Verfahren sind sehr stark vom Rohsalztyp, dessen spezieller Zusammensetzung und dem Verwachsungsgrad der Salzminerale abhängig (BMU 1995). Die wichtigsten Prozesse sind: (1) Heißlöseverfahren: Aus dem Rohsalz wird Kaliumchlorid mittels einer heißen , mit Natriumchlorid gesättigten Kreislauflösung gelöst und durch Kristallisation mittels Vakuumverdampfung gewonnen. Der feste Rückstand wird meistens aufgehaldet. Falls Carnallit im Rohsalz enthalten ist, fällt dies in gelöster Form an und wird entsorgt (Ableitung in den Zechstein). (2) Elektrostatische Aufbereitung (ESTA): Das Rohsalz wird mit selektiv wirkenden oberflächenaktiven Stoffen behandelt und trocken im elektrischen Feld getrennt. Es fällt kein Prozeßwasser an. Der Rückstand der ersten Stufe wird aufgehaldet, während die Produkte weiterer Stufen anderen Aufbereitungsverfahren zugeführt werden können. Die ESTA kann auch zur Abtrennung von Kieserit eingesetzt werden. (3) Flotation: Dieses Verfahren wird für Rohsalze und den Rückstand des Heißlöseverfahrens angewendet. Auch bei diesem Verfahren werden selektiv wirkende oberflächenaktive Substanzen eingesetzt. Die Trennung erfolgt in einer sog. Traglauge durch das Abschöpfen eines wertstoffreichen, schaumigen Konzentrats. Der Rückstand wird aufgehaldet, die Trennflüssigkeiten weitestgehend im Kreis geführt. (4) Kieseritwäsche: Der feste Rückstand des Heißlöseverfahrens besteht aus einem Steinsalz-Kieserit-Gemisch, aus dem das Steinsalz in einem mehrstufigen Waschvorgang herausgelöst wird und als flüssiger Rückstand anfällt. (5) Herstellung von Kaliumsulfat: Aus Kaliumchlorid und Kieserit wird durch eine zweistufige Umsetzung Kaliumsulfat hergestellt. Dabei fällt magnesiumchloridhaltiges Abwasser an (BMU 1995). Insgesamt bestehen die Aufbereitungsrückstände im wesentlichen aus Magnesiumchlorid und Steinsalz. Magnesiumchlorid fällt dabei zwangsweise im Abwasser an. Der Abwasseranfall für die verschiedenen Verfahren wird vom BMU folgendermaßen beziffert: Tab.: Spezifischer Abwasseranfall für die einzelnen Aufbereitungsverfahren (BMU 1995) Verfahren Bezug Abwasser (m³) Heißlösen t verarbeitetes RohsalzSylvinitHartsalz+Carnallit+ je % MgCl2 <0,10,10,03-0,05 Flotation je t verarbeitetes Rohsalz+ je % MgCl2 0,10,03-0,05 Kieseritwäsche je t Kieserit 5-7 Kaliumsulfat-Herstellung je t eingesetztes Kaliumchlorid mit 60 % K2O 3-5 Die beschriebenen Verfahren werden an den verschiedenen Standorten in unterschiedlichen Kombinationen je nach Vorkommen, Zusammensetzung des Salzes (Wertstoffgehalt) und Verwachsungsgrad eingesetzt. Die prägenden Rohsalztypen für die einzelnen Werke sind in der folgenden Tabelle gemeinsam mit den Produktionsdaten zusammengestellt. Tab.: Produktionskapazitäten der einzelnen Kaliwerke für 1993 incl. Produktionsstruktur (BMU 1995). Werke Rohsalz Kali Kaliumsulfat Kieserit Mio t Mio t K2O Mio t K2O Mio t Hattorf (He)H.salz/Carn. 9,6 0,7 0,38 0,1 Neuhof (He)H.salz/Carn. 3,7 0,35 - 0,6 Wintershall (He)H.salz/Carn. 9,5 0,65 0,26 0,1 Sigmundshall (Nd)Sylvinit 3,0 0,4 - - Unterbreizbach (Th)H.salz/Carn. 4,1 0,4 - 0,3 Zielitz (SA)Sylvinit 8,6 1,1 - - Summe 38,5 3,6 0,64 1,1 Der in der vorliegenden Studie bilanzierte Prozeß der Gewinnung von Kalisalzen umfaßt die Aufbereitung der geförderten Rohsalze zu absatzfähigen Produkten. Für die Bilanzierung standen lediglich Sekundärdaten zur Verfügung (OEKO 1992a), (BMU 1995), (Scharf 1993), (Kali 1996). Daraus ergibt sich sowohl der Grad der Aggregation als auch die weitgefaßten Systemgrenzen. Die Materialbilanzen konnten nur aus Daten hessischer Werke für den Bilanzzeitraum Anfang der 90er Jahre zur Erstellung der Kennziffern herangezogen werden. Dabei sind der Berechnung der Kennziffern die Planungsdaten für das Jahr 1993 zugrundegelegt, die aber durch reale Produktionsdaten verifiziert werden konnten. Über den Energiebedarf der Prozesse lagen keine Daten vor. Hier mußte auf statistische Daten zurückgegriffen werden (OEKO 1992a). Die hessischen Werke machen den weitaus größten Teil der westdeutschen Produktion aus. Die Förderung in den neuen Bundesländern konnte nicht berücksichtigt werden. Es muß jedoch darauf hingewiesen werden, daß die Werte für die anderen Werke stark abweichen kann. Je nach Zusammensetzung des Rohsalzes, der eingesetzten - meist kombinierten - Verfahren und dem Produktportfolio können andere Kenngrößen differieren. Weiterhin muß darauf hingewiesen werden, daß die Berechnungsgrundlage für die verwendeten Bilanzen nicht eindeutig geklärt ist (Scharf 1993). Dadurch können in der Bilanz auftretende Differenzen nicht abschließend erklärt werden. Eine abschließende Erklärung wäre nur im Rahmen einer weitergehenden Studie möglich, die im Rahmen von GEMIS nicht zu leisten ist. Eine weitergehende Untergliederung des Prozesses in einzelne Prozeßeinheiten oder nach einzelnen oben beschriebenen Verfahren ist anhand der vorliegenden Daten nicht möglich gewesen. Aufgrund der mangelhaften Datenlage ist der vorliegende Datensatz nur als grobe Schätzung und damit als vorläufig zu bezeichnen. Allokation: Neben den Kalisalzen Kaliumchlorid und Kaliumsulfat wird Magnesiumsulfat in großen Mengen gewonnen, das auf die Wirtschaftlichkeit der deutschen Werke einen entscheidenden Einfluß hat (Scharf 1993). Diese drei Produkte werden in der vorliegenden Bilanz gleichwertig in bezug auf die Masse als Hauptprodukt angesehen. Es findet somit eine Allokation nach Masse statt. Wobei die Produkte summarisch bilanziert werden. Neben den erwähnten Produkten werden keine weiteren Produkte in der Bilanz berücksichtigt. Auch Brom wird nicht mitbilanziert, da die Bromproduktion durch die Kaliindustrie eingestellt wurde (BMU 1995). Mineralsalze in fester und gelöster Form werden als Rückstände angesehen, auch wenn teilweise Bestrebungen existieren, sie ebenso als Produkt zu verwerten. Bislang wird jedoch der Großteil verworfen. Genese der Kennziffern Massenbilanz: Bezogen auf eine Tonne Produktmix müssen nach den Planungsdaten der hessischen Werke für das Jahr 1993 8250 kg Rohsalz gefördert werden (Scharf 1993). Diese Daten können durch die realen Produktionszahlen bestätigt werden. Im Jahr 1993 mußten real zur Gewinnung einer Tonne Produktmix ca. 8120 kg Rohsalz verarbeitet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in der vorliegenden Studie angesetzt, da er auf Herstellerangaben beruht. Energiebedarf: Zum Energiebedarf bei der Gewinnung von Kalisalzen liegen derzeit nur sehr wenige Daten vor. Aus den Daten des Statistischen Bundesamtes (StBA) und der Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen (AGEB) sind lediglich Daten für den gemeinsamen Energieverbrauch der Kali- und der Steinsalzindustrie zu entnehmen (OEKO 1992a). Unter der Voraussetzung, daß Kali- und Steinsalz von der Masse her gleichrangig behandelt werden, ergibt sich ein vorläufiger Proporz der Kaliindustrie. Bezogen auf eine Tonne Produktmix werden daher die in der folgenden Tabelle dargestellten Daten für die Gewinnung der Kalisalze bilanziert: Tab.: Energiebedarf bei der Herstellung von Kalisalzen für das Jahr 1987 in den alten Bundesländern(OEKO 1992). Kenngröße Einheit Kali- & Steins. Kali Steinsalz Prod.menge t 1,0 E+7 2,77 E+6 7,26 E+6 Brennstoff GJ/t 1,516 0,419 1,097 Strom GJ/t 0,342 0,094 0,248 Demnach werden 0,419 GJ/t Prozeßwärme und 0,094 GJ/t Strom benötigt zur Herstellung einer Tonne Produktmix benötigt. Die Werte konnten durch die überarbeitete Erklärung des Kalivereins zur Klimavorsorge von 1996 bestätigt werden. In ihr wird für das Jahr 1994 ein spezifischer Energieverbrauch von 0,528 GJ/t Rohsalz angegeben (Kaliverein 1996). Dieser wird allerdings nicht nach Energieträgern spezifiziert. Für GEMIS wird die Summe aus der Erklärung des Kalivereins angesetzt mit der Verteilung nach den statistischen Angaben zwischen den einzelnen Energieträgern. Daraus ergibt sich ein Brennstoffbedarf von 0,432 GJ/t und ein Strombedarf von 0,096 GJ/t. Als Brennstoff zur Bereitstellung der Prozeßwärme wird Gas angesetzt. Die vorliegenden Daten zum Energiebedarf der Kalisalzherstellung sind als vorläufig anzusehen. Aktuellere und genauere Daten sind für die zweite Jahreshälfte des Jahres 1996 zu erwarten (Kali 1996). Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den Emissionen, die aus der Energiebereitstellung resultieren, werden keine weiteren Prozeßemissionen bilanziert. Etwaige Staubemissionen, verursacht durch die Aufhaldung der festen Reststoffe, können hier nicht quantifiziert werden. Sie werden aber - trotz fehlender Daten - ausdrücklich nicht ausgeschlossen. Wasserinanspruchnahme: Wasser wird in nahezu allen Produktionsschritten in Anspruch genommen. Insgesamt waren für 1993 5,65 m³ Wasser angesetzt bezogen auf eine Tonne des in dieser Studie berücksichtigten Produktmixes. Diese Menge teilt sich folgendermaßen auf: Tab.: Abwassermengen bei der Kalisalzgewinnung (Scharf 1993). Abwasserherkunft Menge in m³/t Produktmix Ableitung Abwasser von Halden 0,1 Versenkung Prozeßabw. KCl-Herst. 1,25 Versenkung Prozeßabw. MgSO4-Herst. 2,3 Werra Prozeßabw. K2SO4-Herst. 1,75 Versenkung Kühl- und Sielwässer 0,25 Werra Summe 5,65 Aufgrund der eingeschränkten Datenverfügbarkeit wurde in der vorliegenden Studie vereinfachend die Wasserinanspruchnahme gleich der Abwassermenge gesetzt. Kühl- und Sielwässer sind in der Regel nicht oder nur gering mit Salzen belastet. Sie wurden jedoch auf Salzabwässer umgerechnet. Die real einzusetzende Wassermenge liegt also wahrscheinlich höher. Die Tendenzen in der Kaliindustrie gehen dahin, die Abwassermengen - respektive die Wasserinanspruchnahme - durch eine geeignete Verfahrensführung zu reduzieren. Das würde jedoch zwangsläufig zu größeren Mengen fester Reststoffe führen. Dieser Effekt kann hier nur qualitativ beschrieben werden. Eine quantitative Abschätzung ist hierzu nicht möglich. Abwasserinhaltsstoffe: Hinsichtlich der in dieser Studie bilanzierten organischen Summenparametern ist bei der Kalisalz-Herstellung nicht mit erheblichen Zusatzbelastungen zu rechnen. Da organische Hilfsstoffe (Flotationsmittel), die in den Prozessen eingesetzt werden, in der vorliegenden Untersuchung nicht bilanziert wurden, können über deren Auswirkungen auf die Abwasserqualität keine Aussagen getroffen werden. Daher werden die Frachten pro Tonne Produktmix für die organischen Summenparameter wie auch für die Nährstoffe in dieser Studie 0 gesetzt. Erheblich ist allerdings die Chloridfracht der Abwässer. Sie ist in der folgenden Tabelle aufgeführt. Tab.: Abwasseranalysen 1992 hessischer Werke (Scharf 1993). Parameter Einheit Versenkung Werra Chlorid g/l 190 160 Chlorid kg/t Produktmix 589 408 Summe kg/t Produktmix 997 Reststoffe: Aus den Planungsdaten der bilanzierten Werke für das Jahr 1993 geht hervor, daß pro Tonne Produktmix 5000 kg Haldenmaterial anfallen (Scharf 1993). Die realen Produktionszahlen für 1993 bestätigen diesen Wert. Aus ihnen geht hervor, daß pro Tonne Produkt 4710 kg aufgehaldet werden (Kali 1996). Dieser Wert wird in GEMIS als Kennziffer zugrundegelegt. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 12,3% Produkt: Rohstoffe
technologyComment of manganese production (RER): The metal is won by electrolysis (25%) and electrothermic processes (75%). ELECTROLYSIS OF AQUEOUS MANGANESE SALTS The production of manganese metal by the electrolysis of aqueous manganese salts requires at first a milling of the manganese ore. Milling increases the active surface and ensures sufficient reactivity in both the reduction and the subsequent leaching steps. After milling the manganese ore is fed to a rotary kiln where the reduction and calcination takes place. This process is carried out at about 850 - 1000 ºC in a reducing atmosphere. As a reducing agent, several carbon sources can be used e.g. anthracite, coal, charcoal and hydrocarbon oil or natural gas. The cal-cined ore needs to be cooled below 100 ºC to avoid a further re-oxidation. The subsequent leaching process is carried out with recycled electrolyte, mainly sulphuric acid. After leaching and filtration the iron content is removed from the solution by oxidative precipitation and the nickel and cobalt are removed by sulphide precipitation. The purified electrolyte is then treated with SO2 in order to ensure plating of γ-Mn during electrolysis. Electrolysis is carried out in diaphragm cells. The cathode is normally made of stainless steel or titanium. For the anode lead-calcium or lead-silver alloy can be used. After an appropriate reaction time the cathodes are removed from the electrolysis bath. The manganese that is deposited on the cathode starter-sheet is stripped off mechanically and then washed and dried. The metal is crushed to produce metal flakes or powder or granulated, depending on the end use. ELECTROTHERMAL DECOMPOSITION OF MANGANESE ORES The electrothermal process is the second important process to produce manganese metal in an industrial scale. The electrothermal process takes place as a multistage process. In the first stage manganese ore is smelted with only a small amount of reductant in order to reduce mostly the iron oxide. This produces a low-grade ferro-manganese and a slag that is rich in Mn-oxide. The slag is then smelted in the second stage with silicon to produce silicomanganese. The molten silicomanganese can be treated with liquid slag from the fist stage to obtain relatively pure manganese metal. For the last step a ladle or shaking ladle can be used. The manganese metal produced by the electrothermal process contains up to 98% of Mn. Overall emissions and waste: Emissions to air consist of dust and fume emissions from smelting, hard metal and carbide production; Other emissions to air are ammonia (NH3), acid fume (HCl), hydrogen fluoride (HF), VOC and heavy metals. Effluents are composed of overflow water from wet scrubbing systems, wastewater from slag and metal granulation, and blow down from cooling water cycles. Waste includes dust, fume, sludge and slag. References: Wellbeloved D. B., Craven P. M. and Waudby J. W. (1997) Manganese and Manganese Alloys. In: Ullmann's encyclopedia of industrial chemistry (ed. Anonymous). 5th edition on CD-ROM Edition. Wiley & Sons, London. IPPC (2001) Integrated Pollution Prevention and Control (IPPC); Reference Document on Best Available Techniques in the Non Ferrous Metals Industries. European Commission. Retrieved from http://www.jrc.es/pub/english.cgi/ 0/733169 technologyComment of manganese production (RoW): The metal is won by electrolysis (assumption: 25%) and electrothermic processes (assumption: 75%). No detailed information available, mainly based on rough estimates. technologyComment of treatment of non-Fe-Co-metals, from used Li-ion battery, hydrometallurgical processing (GLO): The technique SX-EW is used mainly for oxide ores and supergene sulphide ores (i.e. ores not containing iron). It is assumed to be used for the treatment of the non-Fe-Co-metals fraction. The process includes a leaching stage followed by cementation or electro-winning. A general description of the process steps is given below. In the dump leaching step, copper is recovered from large quantities (millions of tonnes) of strip oxide ores with a very low grade. Dilute sulphuric acid is trickled through the material. Once the process starts it continues naturally if water and air are circulated through the heap. The time required is typically measured in years. Sulphur dioxide is emitted during such operations. Soluble copper is then recovered from drainage tunnels and ponds. Copper recovery rates vary from 30% to 70%. Cconsiderable amounts of sulphuric acid and leaching agents emit into water and air. No figures are currently available on the dimension of such emissions. After the solvent-solvent extraction, considerable amounts of leaching residues remain, which consist of undissolved minerals and the remainders of leaching chemicals. In the solution cleaning step occur precipitation of impurities and filtration or selective enrichment of copper by solvent extraction or ion exchange. The solvent extraction process comprises two steps: selective extraction of copper from an aqueous leach solution into an organic phase (extraction circuit) and the re-extraction or stripping of the copper into dilute sulphuric acid to give a solution suitable for electro winning (stripping circuit). In the separation step occurs precipitation of copper metal or copper compounds such as Cu2O, CuS, CuCl, CuI, CuCN, or CuSO4 • 5 H2O (crystallisation) Waste: Like in the pyrometallurgical step, considerable quantities of solid residuals are 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 (iron hydroxide, 60% water, cat I industrial waste).
technologyComment of chromium production (RoW): Metallic chromium is produced by aluminothermic process (75%) and electroylsis of dissolved ferrochromium (25%) technologyComment of chromium production (RER): Metallic chromium is produced by aluminothermic process (75%) and electroylsis of dissolved ferrochromium (25%) ALUMINOTHERMIC PROCESS The thermic process uses aluminium as a reducing agent for chromium hydroxide. The charge is weighed and loaded into a bin, which is taken to an enclosed room to mix the contents. The firing pot is prepared by ramming refractory sand mixed with water around a central former. After ramming the firing pot, the inner surface is coated with a weak binder solution and dried under a gas fired hood before being transferred to the firing station. The raw material mix is automatically fed at a controlled rate into the firing pot, where the exothermic reaction takes place. When the metal has solidified following the reaction, the firing pot is removed and transferred by crane to a cooling conveyor. On removal from the cooling conveyor (by crane), the firing pot is placed on a stripping bogie for transferral to a stripping booth. Inside the closed booth, the pot casing is hoisted off the solidified metal/slag. The slag is separated from the Chromium metal “button” and sent to a despatch storage area. Water is used to reduce button temperature to below 100 ºC. After cooling the metal button is transferred to other departments on site for cleaning, breaking, crushing and grinding to achieve the desired product size. ELECTROLYTIC PROCESS In the electrolytic process normally high carbon ferrochrome is used as the feed material which is then converted into chromium alum by dissolution with sulphuric acid at temperatures at about 200 ºC. After several process steps using crystallisation filtration ageing, a second filtration and a clarifying operation the alum becomes the electrolyte for a diaphragm cell. Chromium is plated onto stainless steel cathodes until it attains a thickness of ca. 3 mm. The process is very sensitive. The additional de-gassing (heating at 420 °C) stage is necessary because the carbon content of the electrolytic chromium is sometimes too high for further industrial applications. The cooled chromium metal is fragmented with a breaker prior to crushing and drumming. The generated slag can be reused as refractory lining or sold as abrasive or refractory material. Overall emissions and waste: Emissions to air consist of dust and fume emissions from smelting, hard metal and carbide production; other emissions to air are ammonia (NH3), acid fume (HCl), hydrogen fluoride (HF), VOC’s and heavy metals. Emissions to water are overflow water from wet scrubbing systems, wastewater from slag and metal granulation, and blow down from cooling water cycles. Solid waste is composed of dust, fume and sludge, and slag. References: IPPC (2001) Integrated Pollution Prevention and Control (IPPC); Reference Document on Best Available Techniques in the Non Ferrous Metals Industries. European Commission. Retrieved from http://www.jrc.es/pub/english.cgi/ 0/733169
technologyComment of beet sugar production (CH, RoW): Sweet juice is extracted from the sugar beets by diffusion. The juice is then purified and crystallized to sugar. Molasses come as a by-product of the crystallization process.
Das Projekt "HF-Strangguss" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Institut für Kristallzüchtung (IKZ) im Forschungsverbund Berlin e.V. durchgeführt.
Das Projekt "Large grained, low stress multi-crystalline silicon thin film solar cells on glass by a novel combined diode laser and solid phase crystallization process (HIGH-EF)" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Institut für Photonische Technologien e.V. durchgeführt. Objective: HIGH-EF will provide the silicon thin film photovoltaic (PV) industry with a unique process allowing for high solar cell efficiencies (potential for greater than 10 percent) by large, low defective grains and low stress levels in the material at competitive production costs. This process is based on a combination of melt-mediated crystallization of an amorphous silicon (a-Si) seed layer (less than 500 nm thickness) and epitaxial thickening (to greater than 2 mym) of the seed layer by a solid phase crystallization (SPC) process. Melting the a-Si layer and solidifying large grains (about 100 mym) will be obtained by scanning a beam of a diode laser array. Epitaxial thickening of the large grained seed layer (including a pn-junction) is realized by deposition of doped a-Si atop the seed layer and a subsequent SPC process by way of a furnace anneal. Such a combined laser-SPC process represents a major break-through in silicon thin film photovoltaics on glass as it will substantially enhance the grain size and reduce the defect density and stress levels of multi-crystalline thin layers on glass compared e.g. to standard SPC processes on glass, which provide grains less than 10 mym in diameter with a high density of internal extended defects, which all hamper good solar cell efficiencies. It is, however, essential for the industrial laser-SPC implementation that such a process will not be more expensive than the established pure SPC process. A low cost laser processing will be developed in HIGH-EF using highly efficient laser diodes, combined to form a line focus that allows the crystallization of an entire module (e.g. 1.4 m x 1 m in the production line or 30 cm x 39 cm in the research line) within a single scan. Specific attention has been given to identify each competence needed for the success of the project and to identify the relevant partners forming a balanced, multi-disciplinary consortium gathering 7 organizations from 4 different member states with 1 associated country.
Das Projekt "Teil II" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Abfallwirtschaft GmbH Halle-Lochau durchgeführt. 1. Zielsetzung: Optimierung des Verfahrens zur Deponiesickerwasseraufarbeitung auf der Deponie Halle-Lochau durch Einsatz von Membranverfahren wie Hochdruck-Umkehrosmose und Nanofiltration in Kombination mit Faellung / Flockung, Kristallisation und Filtration. 2. Arbeitsprogramm: - Untersuchungen zum Einsatz der Hochdruck-Umkehrosmose (bis 200 bar) bei der Aufarbeitung von Sickerwasserkonzentraten; - Einsatz einer Nanofiltrationsanlage mit DTF-Modulen (Rochem) zur Vorbehandlung der Sickerwasserkonzentrate; - Durchfuehrung von Versuchen zur Faellung / Flockung in Kombination mit nachgeschalteten Membranverfahren (RO, NF); - Versuche zur Sulfatreduzierung im Sickerwasserkonzentrat mittels Kristallisation.
Das Projekt "Entwicklung eines Waermewandlers, der bei 130 Grad C Betriebsdampf erzeugt" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von MAN durchgeführt. General Information: Different possibilities have been studied to produce heat at 125 - 145 degrees c for a paper dryer from its waste heat at 80 - 90 degrees c. A comparison of the possible systems was made regarding technical feasibility, energy saving potential and costs. The two-staged absorption heat pump with libr/h2o was found to be able to work under the specific operating conditions of the reference paper machine. A 100 kw heat pump of this type was built and tested on a test rig. As a result of these tests the following modifications are being brought about: - installation of a pump to control the solution and avoid crystallization of libr - continuous measurement of the libr concentration - design of a new libr solution distribution system - replacement of the solution heat exchanger by a new apparatus with low losses.