Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0222m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 0,000114t/h Nutzungsgrad: 4% Produkt: Metalle - NE
Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 1h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen Flächeninanspruchnahme: 0,0222m² gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 1a Leistung: 0,000114t/h Nutzungsgrad: 1% Produkt: Metalle - NE
Bergbau und Aufbereitung zum Kupferkonzentrat: Die Abbaumethoden des Kupfers sind abhängig von der Zusammensetzung insbesondere dem Kupfergehalt der Erze. Während der durchschnittliche Kupfergehalt der abgebauten Erze um 1900 noch ca. 5 % betrug, liegt er heute unter 1 % (Ullmann 1986). Dabei variiert er je nach Lagerstätte zwischen 0,1 und 6 % (ETH 1995). Aufgrund der hohen Affinität des Kupfers zum Schwefel wird das Kupfer bei den meisten primären Lagerstätten in sulfidischer Form gebunden. Weit mehr als 80 % der Primärkupferproduktion werden aus sulfidischen Erzen gewonnen. Weiterhin werden in geringerem Umfang oxidische, silikatische und bituminöse Erze zur Kupferproduktion gefördert. In der vorliegenden Arbeit wird lediglich auf die Gewinnung von Primärkupfer aus sulfidischen Erzen eingegangen. Neben den Erzen werden auch Altkupfer und andere Sekundärmaterialien zur Produktion von Sekundärkupfer verwendet. Grundsätzlich lassen sich vier Abbauarten unterscheiden: der Tagebau, der Untertagebau, die in-situ-Laugung und der Abbau ozeanischer Vorkommen (derzeit noch nicht wirtschaftlich betrieben). Dabei dominiert der Tagebau die weltweite Erzgewinnung (ETH 1995). Der Untertagebau kann heute fast nur noch bei Reicherzen wirtschaftlich betrieben werden. Dem Abbau des Roherzes folgt eine Abtrennung der Gangart. Das Erz/Gangart-Verhältnis ist schon innerhalb einer Förderstätte starken Schwankungen unterworfen. Mögliche Verhältnisse liegen zwischen 1:1 und 1:12, so daß unter Umständen aufgrund dieser hohen Abweichung kupferreiche Erze mit ungünstigem Erz/Gangart-Verhältnis einen höheren Energieeinsatz beim Abbau verlangen, als Erze geringeren Kupfergehalts mit günstigerem Erz/Gangart-Verhältnis (KfA 1989). Das gängige Aufbereitungsverfahren nach dem Aufmahlen der Roherze ist die Flotation. Dabei lagern sich die Erzbestandteile an die Flotationsmittel an und werden in einer der Gangart entgegengesetzten Richtung abgeführt. Im Anschluß an die Flotation wird das Konzentrat getrocknet und kann zur Weiterverarbeitung abtransportiert werden. Das Konzentrat hat in der Regel eine Kupferkonzentration zwischen 25 und 35 %. Die Datenbasis für die vorliegende Studie bildet hauptsächlich die „Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung aus primären und sekundären Vorstoffen, sowie der Verarbeitung von Kupfer und Kupferlegierungen zu Halbzeug und ausgewählten Produkten“ angefertigt von der Rheinisch Westfälischen Technnischen Hochschule Aachen, Institut für Metallhüttenwesen und Elektrometallurgie (RWTH-IME 1995) im Auftrag des Deutschen Kupfer Instituts (DKI). In ihr wird der Bergbau durch vier Vertreter jeweils eines Minentyps abgebildet. Bilanziert werden je ein Tagebau sowohl mit Reicherz als auch mit Armerz und je ein Untertagebau mit Reicherz und Armerz alle im Ausland. In Deutschland wird laut Metallstatistik seit 1990 keine eigene Bergwerksproduktion mehr betrieben (Metallstatistik 1995). Das Kupferkonzentrat zur Hüttenproduktion aus primären Rohstoffen wird also zu 100 % importiert. Die vier in der Studie des RWTH-IME bilanzierten Minen stellen 15 % der weltweiten Bergwerksproduktion dar. Der Anteil der einzelnen Minen wird gewichtet nach der Produktionsmenge berücksichtigt. Eine Extrapolation auf die gesamte Weltproduktion bzw. auf einen globalen Mittelwert ist anhand dieser Daten nicht möglich. Der in der vorliegenden Studie aufgeführte Wert ist damit nur als Näherungswert zu sehen. In den kommenden Monaten wird jedoch eine Studie des Bundesamtes für Geowissenschaften und Rohstoffe (BGR) in Zusammenarbeit mit dem Umweltbundesamt (UBA) erscheinen („Stoffmengenflüsse und Energiebedarf bei der Gewinnung ausgewählter mineralischer Rohstoffe, Maßnahmenempfehlungen für eine umweltschonende nachhaltige Entwicklung“), in der versucht wird, die globalen Kupferminen summarisch zu erfassen. Nach Auskunft des BGR nach einer vorläufigen Auswertung sind die in GEMIS verwendeten Daten trotz mangelnder Repräsentativität gemessen an der relativen Fehlermöglichkeit bei der Mittelwertbildung gut. Sie sind in einer ähnlichen Größenordnung wie die von der BGR gewonnenen Daten (BGR 1996). Da bei den vier bilanzierten Abbau-Standorten kein lokaler Bezug herzustellen ist, muß der Datensatz hierzu als generisch gelten. Es wird daher auch eine fiktive Transportstrecke des nach der Förderung aufbereiteten Konzentrats nach Deutschland angenommen. Ein lokaler Bezug für den Transport des Konzentrats nach Deutschland würde auch nur für einen bestimmten Zeitraum Sinn machen, da deutsche Verarbeiter periodisch ihre spezifischen Lieferverträge neu aushandeln und die Rohstoffe aus anderen Nationen und Regionen beziehen können (BGR 1996). Da über die spezifischen Konzentrat-Lieferanten und deren Minen keine hinreichenden Informationen vorliegen, muß der generische Bezug akzeptiert werden. Allokation: keine Genese der Kennziffern Als Bezugsgröße zur Bilanzierung der beschriebenen Prozeßschritte wurde entsprechend der Methodik von GEMIS eine Tonne trockener Konzentrat-Output gewählt. Massenbilanz: In Abhängigkeit von den Gehalten des Kupfers im Erz und im Konzentrat müssen in den einzelnen Gruben unterschiedliche Mengen Erz gefördert werden, dementsprechend fallen auch unterschiedliche Mengen Abraum und Berge an. Abraum und Berge werden unter den Reststoffen ausführlicher bilanziert. Im folgenden werden die zu fördernden Mengen Erz angegeben, die pro Tonne trockenes Konzentrat an den einzelnen Abbaustätten zu extrahieren sind. Tab.: Fördermengen der einzelnen Gruben und des gewichteten Mittels der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Gehalt Cu kg /t Erz 32 10 12,5 5 Gehalt Cukg/t Konz 270 305 350 350 Förderung Erz t/t Konz 8,4 30,5 28 70 30,2 Für die berücksichtigten 15 % der Weltproduktion können im Mittel 30.200 kg Erz pro Tonne gewonnenen Kupferkonzentrats angenommen werden. Zusätzlich muß die Abraummenge berücksichtigt werden, die bei der Förderung anfällt, um auf die Gesamtmenge bewegten Materials schließen zu können. Sie wird unter Reststoffen genauer bilanziert. Im gewichteten Mittel fallen 55,7 t Abraum an (RWTH-IME 1995). Somit ergibt sich eine Gesamtfördermenge von 85,9 t pro t trockenes Konzentrat . Energiebedarf: Der Energiebedarf bei der Förderung und Aufbereitung kommt durch die Abbauaggregate und die Transporte innerhalb der Mine sowie den elektrischen Energiebedarf zur Aufbereitung zustande. Für die in der Studie für das DKI untersuchten Minen wird der in der folgenden Tabelle dargestellte Energiebedarf angegeben. In GEMIS wird das gewichtete Mittel der Minen angesetzt. Tab.: Strom- und Dieselbedarf bei der Förderung und Aufbereitung der Erze zum Kupferkonzentrat bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel StrombedarfGJ/t Konz 2,29 3,73 3,36 5,73 3,54 DieselbedarfGJ/t Konz 0,67 1,26 3,37 5,32 2,70 Aus der Tabelle geht hervor, daß im Mittel mit einem Strombedarf von ca. 3,54 GJ/t trockenes Konzentrat ausgegangen werden kann. Weiterhin muß ein Dieselbedarf von 2,7 GJ/t berücksichtigt werden. Als Hilfsstoff wird dem Erz Branntkalk zugegeben. Im gewichteten Mittel sind ca. 80 kg pro Tonne trockenesKonzentrat zu berücksichtigen (RWTH-IME 1995). Betriebsstoffe: Als Betriebsstoffe bei der Förderung und Aufbereitung der Kupferkonzentrate werden von der RWTH-IME Sprengstoff und Mahlverschleiß bilanziert. Bezogen auf eine Tonne trockenes Kupferkonzentrat werden im gewichteten Mittel der Gruben 20 kg Sprengstoff eingesetzt und 14 kg Mahlverschleiß benötigt (RWTH-IME 1995). Mahlverschleiß wird in GEMIS als Aufblasstahl interpretiert. Prozeßbedingte Luftemissionen: Abgesehen von den bei der Energiebereitstellung auftretenden Luftemissionen (werden aus den vorgelagerten Prozeßketten bzw. über eine Verbrennungsrechnung erfaßt) werden keine weiteren prozeßbedingten Luftemissionen berücksichtigt. Emissionen aus der Nutzung des Sprengstoffs werden über die Prozeßkette des Sprengstoffs mitbilanziert. Wasserinanspruchnahme: Beim Abbau der Erze und deren Aufbereitung wird eine Wasserinanspruchnahme von 22 l/t trockenes Konzentrat bilanziert, die hauptsächlich durch die Aufbereitung (Flotation) verursacht wird (RWTH-IME 1995). Eigentlich ist der Wasserbedarf der Gruben mit 4-10 m³/t Roherz sehr viel größer. Allerdings wird ein Großteil des Wassers im Kreislauf geführt. Bilanziert wird daher nur der zu ersetzende Verlust (RWTH-IME 1995). Abwasserinhaltsstoffe: Weder über die Abwassermengen noch über deren Inhaltsstoffe liegen Informationen vor. Allerdings ist das nicht dahingehend zu interpretieren, daß kein belastetes Abwasser anfällt. So wird das Abwasser beispielsweise mit den ebenfalls nicht bilanzierten Flotationsmitteln belastet. Reststoffe: Als Reststoffe der Gewinnung der Erze und der Aufbereitung zum Konzentrat werden Abraum- und Bergemengen bilanziert. Diese sind in den folgenden Tabellen für die einzelnen Gruben und als gewichtetes Mittel dargestellt. Tab.: Abraummengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Abraumt/t Konz 0 1,8 102,2 26,6 55,7 Tab.: Bergemengen der einzelnen Gruben und das gewichtete Mittel der Gruben bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat (RWTH-IME 1995). Tiefbau(Reicherz) Tiefbau(Armerz) Tagebau(Reicherz) Tagebau(Armerz) gewichtetesMittel Berget/t Konz 7,8 34,8 32,2 49 30 In GEMIS werden 55,7 t Abraum und 30 t Berge bezogen auf eine Tonne trockenes Konzentrat bilanziert. Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 3,3% Produkt: Metalle - NE
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
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: 1t/h Nutzungsgrad: 1% Produkt: Metalle - NE
Anfall von Kupferschrott, ohne vorgelagerte Prozessketten und Emissionen Auslastung: 5000h/a Brenn-/Einsatzstoff: Ressourcen gesicherte Leistung: 100% Jahr: 2000 Lebensdauer: 20a Leistung: 1t/h Nutzungsgrad: 100% Produkt: Recyclate
Die Modellierung des Umweltprofils „Sekundärkupfer“ umfasst die Aufwendungen und Emissionen der Herstellung von sekundärem Kupfer aus Kupferschrotten. Die Sammlung von Kupferschrotten sowie der Energieaufwand zur Sortierung sind ebenso berücksichtigt wie die Raffination der Schrotte zu sekundärem Kupfer. 10 % Blister-Kupfer werden der Schmelze zugefügt. Diese werden als Primärkupfer bilanziert. Die Autoren weisen darauf hin, dass der Datensatz erstellt wurde, um als Teil des Versorgungsmix aus Primär- und Sekundärkupfer verwendet zu werden. Bei einzelner Verwendung dieses Datensatzes in einer LCA-Studie empfehlen die Autoren detailliertere Untersuchungen.
technologyComment of aluminium alloy production, AlLi (CA-QC, RoW): No comment present technologyComment of aluminium alloy production, Metallic Matrix Composite (CA-QC, RoW): No comment present technologyComment of cobalt production (GLO): Cobalt, as a co-product of nickel and copper production, is obtained using a wide range of technologies. The initial life cycle stage covers the mining of the ore through underground or open cast methods. The ore is further processed in beneficiation to produce a concentrate and/or raffinate solution. Metal selection and further concentration is initiated in primary extraction, which may involve calcining, smelting, high pressure leaching, and other processes. The final product is obtained through further refining, which may involve processes such as re-leaching, selective solvent / solution extraction, selective precipitation, electrowinning, and other treatments. Transport is reported separately and consists of only the internal movements of materials / intermediates, and not the movement of final product. Due to its intrinsic value, cobalt has a high recycling rate. However, much of this recycling takes place downstream through the recycling of alloy scrap into new alloy, or goes into the cobalt chemical sector as an intermediate requiring additional refinement. Secondary production, ie production from the recycling of cobalt-containing wastes, is considered in this study in so far as it occurs as part of the participating companies’ production. This was shown to be of very limited significance (less than 1% of cobalt inputs). The secondary materials used for producing cobalt are modelled as entering the system free of environmental burden. technologyComment of copper production, cathode, solvent extraction and electrowinning process (GLO): Oxide ores and supergene sulphide ores (i.e. ores not containing iron) can be recovered most easily by hydro-metallurgical techniques, such as SX-EW. The general steps of mining and refining are identical to those of copper mine operation and primary copper production, respectively. The difference lies in that the beneficiation and smelting stages are by-passed and substituted with a leaching stage followed by cementation or electro-winning. technologyComment of electrorefining of copper, anode (GLO): Based on typical current technology. technologyComment of gold mine operation and refining (SE): OPEN PIT MINING: The ore is mined in four steps: drilling, blasting, loading and hauling. In the case of a surface mine, a pattern of holes is drilled in the pit and filled with explosives. The explosives are detonated in order to break up the ground so large shovels or front-end loaders can load it into haul trucks. ORE AND WASTE HAULAGE: The haul trucks transport the ore to various areas for processing. The grade and type of ore determine the processing method used. Higher-grade ores are taken to a mill. Lower grade ores are taken to leach pads. Some ores may be stockpiled for later processing. HEAP LEACHING: The ore is crushed or placed directly on lined leach pads where a dilute cyanide solution is applied to the surface of the heap. The solution percolates down through the ore, where it leaches the gold and flows to a central collection location. The solution is recovered in this closed system. The pregnant leach solution is fed to electrowinning cells and undergoes the same steps as described below from Electro-winning. ORE PROCESSING: Milling: The ore is fed into a series of grinding mills where steel balls grind the ore to a fine slurry or powder. Oxidization and leaching: Some types of ore require further processing before gold is recovered. In this case, the slurry is pressure-oxidized in an autoclave before going to the leaching tanks or a dry powder is fed through a roaster in which it is oxidized using heat before being sent to the leaching tanks as a slurry. The slurry is thickened and runs through a series of leaching tanks. The gold in the slurry adheres to carbon in the tanks. Stripping: The carbon is then moved into a stripping vessel where the gold is removed from the carbon by pumping a hot caustic solution through the carbon. The carbon is later recycled. Electro-winning: The gold-bearing solution is pumped through electro-winning cells or through a zinc precipitation circuit where the gold is recovered from the solution. Smelting: The gold is then melted in a furnace at about 1’064°C and poured into moulds, creating doré bars. Doré bars are unrefined gold bullion bars containing between 60% and 95% gold. References: Newmont (2004) How gold is mined. Newmont. Retrieved from http://www.newmont.com/en/gold/howmined/index.asp technologyComment of platinum group metal mine operation, ore with high palladium content (RU): imageUrlTagReplace6250302f-4c86-4605-a56f-03197a7811f2 technologyComment of platinum group metal, extraction and refinery operations (ZA): The ores from the different ore bodies are processed in concentrators where a PGM concentrate is produced with a tailing by product. The PGM base metal concentrate product from the different concentrators processing the different ores are blended during the smelting phase to balance the sulphur content in the final matte product. Smelter operators also carry out toll smelting from third part concentrators. The smelter product is send to the Base metal refinery where the PGMs are separated from the Base Metals. Precious metal refinery is carried out on PGM concentrate from the Base metal refinery to split the PGMs into individual metal products. Water analyses measurements for Anglo Platinum obtained from literature (Slatter et.al, 2009). Mudd, G., 2010. Platinum group metals: a unique case study in the sustainability of mineral resources, in: The 4th International Platinum Conference, Platinum in Transition “Boom or Bust.” Water share between MC and EC from Mudd (2010). Mudd, G., 2010. Platinum group metals: a unique case study in the sustainability of mineral resources, in: The 4th International Platinum Conference, Platinum in Transition “Boom or Bust.” technologyComment of primary zinc production from concentrate (RoW): The technological representativeness of this dataset is considered to be high as smelting methods for zinc are consistent in all regions. Refined zinc produced pyro-metallurgically represents less than 5% of global zinc production and less than 2% of this dataset. Electrometallurgical Smelting The main unit processes for electrometallurgical zinc smelting are roasting, leaching, purification, electrolysis, and melting. In both electrometallurgical and pyro-metallurgical zinc production routes, the first step is to remove the sulfur from the concentrate. Roasting or sintering achieves this. The concentrate is heated in a furnace with operating temperature above 900 °C (exothermic, autogenous process) to convert the zinc sulfide to calcine (zinc oxide). Simultaneously, sulfur reacts with oxygen to produce sulfur dioxide, which is subsequently converted to sulfuric acid in acid plants, usually located with zinc-smelting facilities. During the leaching process, the calcine is dissolved in dilute sulfuric acid solution (re-circulated back from the electrolysis cells) to produce aqueous zinc sulfate solution. The iron impurities dissolve as well and are precipitated out as jarosite or goethite in the presence of calcine and possibly ammonia. Jarosite and goethite are usually disposed of in tailing ponds. Adding zinc dust to the zinc sulfate solution facilitates purification. The purification of leachate leads to precipitation of cadmium, copper, and cobalt as metals. In electrolysis, the purified solution is electrolyzed between lead alloy anodes and aluminum cathodes. The high-purity zinc deposited on aluminum cathodes is stripped off, dried, melted, and cast into SHG zinc ingots (99.99 % zinc). Pyro-metallurgical Smelting The pyro-metallurgical smelting process is based on the reduction of zinc and lead oxides into metal with carbon in an imperial smelting furnace. The sinter, along with pre-heated coke, is charged from the top of the furnace and injected from below with pre-heated air. This ensures that temperature in the center of the furnace remains in the range of 1000-1500 °C. The coke is converted to carbon monoxide, and zinc and lead oxides are reduced to metallic zinc and lead. The liquid lead bullion is collected at the bottom of the furnace along with other metal impurities (copper, silver, and gold). Zinc in vapor form is collected from the top of the furnace along with other gases. Zinc vapor is then condensed into liquid zinc. The lead and cadmium impurities in zinc bullion are removed through a distillation process. The imperial smelting process is an energy-intensive process and produces zinc of lower purity than the electrometallurgical process. technologyComment of treatment of copper cake (GLO): 'The ore is pre-treated, reduced and refined according to the country specific mix of process alternatives: reverberatory furnace 23.7%; flash smelting furnaces 60.7%; other 6.2%.; SX-EW 9.4%. An overall abatement for sulphur dioxide of 45.4% was estimated.' as cited in original dataset. technologyComment of treatment of copper scrap by electrolytic refining (RoW): In three different stages different types of copper scrap and 10% of the feed of blister copper are refined to copper cathodes. Waste water is led to a communal treatment plant. technologyComment of treatment of copper scrap by electrolytic refining (RER): Secondary copper consists of various types of scrap. Prompt scrap is directly reused in foundries and is not further processed. Old scrap has to be treated in a secondary copper smelter, where a variety of metal values are recuperated. Depending on the chemical composition, the raw materials of a secondary copper smelter are processed in different types of furnaces, including: - blast furnaces (up to 30% of Cu in the average charge), - converters (about 75% Cu), and - anode furnaces (about 95% Cu). A scheme of the process considered is given in Fig 1. The blast furnace metal (“black copper”) is treated in a converter; then, the converter metal is refined in an anode furnace. In each step additional raw material with corresponding copper content is added. In the blast furnace, a mixture of raw materials, iron scrap, limestone and sand as well as coke is charged at the top. Air that can be enriched with oxygen is blown through the tuyeres. The coke is burnt and the charge materials are smelted under reducing conditions. Black copper and slag are discharged from tapholes. The converters used in primary copper smelting, working on mattes containing iron sulphide, generate surplus heat and additions of scrap copper are often used to control the temperature. The converter provides a convenient and cheap form of scrap treatment, but often with only moderately efficient gas cleaning. Alternatively, hydrometallurgical treatment of scrap, using ammonia leaching, yields to solutions which can be reduced by hydrogen to obtain copper powder. Alternatively, these solutions can be treated by solvent extraction to produce feed to a copper-winning cell. Converter copper is charged together with copper raw materials in anode furnace operation. For smelting the charge, oil or coal dust is used, mainly in reverberatory furnaces. After smelting, air is blown on the bath to oxidise the remaining impurities. Leaded brasses, containing as much as 3% of lead, are widely used in various applications and recycling of their scrap waste is an important activity. Such scrap contains usually much swarf and turnings coated with lubricant and cutting oils. Copper-containing cables and motors contain plastic or rubber insulants, varnishes, and lacquers. In such cases, scrap needs pre-treatment to remove these non-metallic materials. The smaller sizes of scrap can be pre-treated thermally in a rotary kiln provided with an after-burner to consume smoke and oil vapours (so-called Intal process). Emissions and waste: Elevated levels of halogenated organic compounds may arise, such as TCDD. Slags are usually used in construction. Waste water is led to a communal treatment plant. References: EEA, 1999. imageUrlTagReplacef2b602ec-dc47-48e3-88a7-ab8ec727bd33 technologyComment of treatment of metal part of electronics scrap, in copper, anode, by electrolytic refining (SE, RoW): Production of cathode copper by electrolytic refining. 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 treatment of non-Fe-Co-metals, from used Li-ion battery, pyrometallurgical processing (GLO): Based on technology that treats anode slime by pressure leaching and top blown rotary converter. technologyComment of treatment of used cable (GLO): Shredder, followed by a modern grinding machine with current separation technology
Secondary copper consists of various types of scrap. Prompt scrap is directly reused in foundries and is not further processed. Old scrap has to be treated in a secondary copper smelter, where a variety of metal values are recuperated. Depending on the chemical composition, the raw materials of a secondary copper smelter are processed in different types of furnaces, including: - blast furnaces (up to 30% of Cu in the average charge), - converters (about 75% Cu), and - anode furnaces (about 95% Cu). A scheme of the process considered is given in Fig 1. The blast furnace metal (“black copper”) is treated in a converter; then, the converter metal is refined in an anode furnace. In each step additional raw material with corresponding copper content is added. In the blast furnace, a mixture of raw materials, iron scrap, limestone and sand as well as coke is charged at the top. Air that can be enriched with oxygen is blown through the tuyeres. The coke is burnt and the charge materials are smelted under reducing conditions. Black copper and slag are discharged from tapholes. The converters used in primary copper smelting, working on mattes containing iron sulphide, generate surplus heat and additions of scrap copper are often used to control the temperature. The converter provides a convenient and cheap form of scrap treatment, but often with only moderately efficient gas cleaning. Alternatively, hydrometallurgical treatment of scrap, using ammonia leaching, yields to solutions which can be reduced by hydrogen to obtain copper powder. Alternatively, these solutions can be treated by solvent extraction to produce feed to a copper-winning cell. Converter copper is charged together with copper raw materials in anode furnace operation. For smelting the charge, oil or coal dust is used, mainly in reverberatory furnaces. After smelting, air is blown on the bath to oxidise the remaining impurities. Leaded brasses, containing as much as 3% of lead, are widely used in various applications and recycling of their scrap waste is an important activity. Such scrap contains usually much swarf and turnings coated with lubricant and cutting oils. Copper-containing cables and motors contain plastic or rubber insulants, varnishes, and lacquers. In such cases, scrap needs pre-treatment to remove these non-metallic materials. The smaller sizes of scrap can be pre-treated thermally in a rotary kiln provided with an after-burner to consume smoke and oil vapours (so-called Intal process). Emissions and waste: Elevated levels of halogenated organic compounds may arise, such as TCDD. Slags are usually used in construction. Waste water is led to a communal treatment plant. References: EEA, 1999. imageUrlTagReplacef2b602ec-dc47-48e3-88a7-ab8ec727bd33
Das Projekt "Neues kontinuierliches Schmelz- und Raffinationsverfahren fuer Kupfer" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Norddeutsche Affinerie durchgeführt. Objective: The rising costs of energy and labour together with stringent environmental protection requirements have led to the development of new methods for non-ferrous metal extraction, in which there is a trend towards continuous production plants with a high specific output. Contimelt is a new two-stage process for melting and refining copper. Compared to the traditional batch wise operated reverberatory refining furnace, Contimelt represents a continuous operation with a high melting/refining rate, saving energy and man-hours and allowing close environmental control. General Information: Contimelt consists of two processing stages: the anode shaft furnace, in which the Cu-feed material (blister copper, anode scrap, copper scrap) is melted and refined, and the poling furnace, in which copper is poled (deoxidized) in a continuous flow. The molter copper is cast to anodes to be electrolytic ally refined in the tank house. ANODE SHAFT FURNACE (ASF). The anode shaft furnace consists of a small hearth furnace with a mounted shaft. The hot off-gases flow through the feed material in the shaft and heat it up in a counter current flow. As a result energy is saved in comparison with the conventional method. The firing system is divided into 3 burner sections (one of which is a pure oxygen-burner). The sections function independently of each other. By having one or more burners out of operation each area in the furnace can, as required, be heated to a different level. The melting rate of the anode shaft furnace lies in the region of 50-100 t/h according to the ease of melting the charge and the oxygen enrichment.. The slag tapping opening is in the superheating area of the hearth furnace through which the slag is skimmed. The copper is tapped continuously and flows via a launder into the drum-type poling furnace. POLING AND CASTING FURNACE (PCF). The copper with a high oxygen content melted in the anode shaft furnace is deoxidized from 6000 g/t or even 9000 g/t to less than 1000 g/t of oxygen in the poling furnace. The poling furnace has a holding capacity of up to 80 tonnes of copper. The off-gas with a high proportion of unburnt gases is then after burnt in a La-Mont boiler. Two tuyeres using natural gas operate under the bath to pole the copper. The tuyeres and the tap hole are situated so that poling and casting is continuous. The volume of poling gas that can be employed per tuyere is about 250 Nm3/h natural gas. The poled copper flows through a launder to two anode casting wheels. OFF-GAS SYSTEM. For off-gas handling from the ASF and the PCF three ventilators with a total 140,000 m3/h suction rate are available, of which one is installed behind the waste heat boiler and the other two behind the filter. A waste heat boiler and air preheater system is used to cool the combined off-gases of the ASF and PCF. The off-gases are finally ducted through a fresh air cooler, in which the off-gas temperature is further reduced by 80 to 100 deg C., and ...