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 gold-silver mine operation with refinery (PG): 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 recovery processes of the Misima Mine are cyanide leach and carbon in pulp (CIP). 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: The recovery process in the Porgera Mine is pressure oxidation and cyanide leach. 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. WATER SUPPLY: For Misima Mine, process water is supplied from pit dewatering bores and in-pit water. Potable water is sourced from boreholes in the coastal limestone. For Porgera Mine, the main water supply of the mine is the Waile Creek Dam, located approximately 7 kilometres from the mine. The reservoir has a capacity of approximately 717, 000 m3 of water. Water for the grinding circuit is also extracted from Kogai Creek, which is located adjacent to the grinding circuit. The mine operates four water treatment plants for potable water and five sewage treatment plants. ENERGY SUPPLY: For Misima Mine, electricity is produced by the mine on site or with own power generators, from diesel and heavy fuel oil. For Porgera Mine, electricity is produced by the mine on site. Assumed with Mobius / Wohlwill electrolysis. Porgera's principal source of power is supplied by a 73-kilometre transmission line from the gas fired and PJV-owned Hides Power Station. The station has a total output of 62 megawatts (“MW”). A back up diesel power station is located at the mine and has an output of 13MW. The average power requirement of the mine is about 60 MW. For both Misima and Porgera Mines, an 18 MW diesel fired power station supplies electrical power. Diesel was used in the station due to the unavailability of previously supplied heavy fuel oil. technologyComment of gold-silver mine operation with refinery (CA-QC): One of the modelled mine is an open-pit mine and the two others are underground. technologyComment of gold-silver mine operation with refinery (RoW): The mining of ore from open pit mines is considered. 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 processing of anode slime from electrorefining of copper, anode (GLO): Based on typical current technology. Anode slime treatment by pressure leaching and top blown rotary converter. Production of Silver by Möbius Electrolysis, Gold by Wohlwill electrolysis, copper telluride cement and crude selenium to further processing. technologyComment of silver-gold mine operation with refinery (CL): 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. BENEFICIATION: The processing plant consists of primary crushing, a pre-crushing circuit, (semi autogenous ball mill crushing) grinding, leaching, filtering and washing, Merrill-Crowe plant and doré refinery. The Merrill-Crowe metal recovery circuit is better than a carbon-in-pulp system for the high-grade silver material. Tailings are filtered to recover excess water as well as residual cyanide and metals. A dry tailings disposal system was preferred to a conventional wet tailings impoundment because of site-specific environmental considerations. technologyComment of silver-gold mine operation with refinery (RoW): Refinement is estimated with electrolysis-data. technologyComment of treatment of crust from Parkes process for lead production (GLO): Processing of Parkes desilvering crust by hot pressing, dezincing (vacuum distillation), cupellation of lead and moebius electrolysis (electrowinning) technologyComment of treatment of precious metal from electronics scrap, in anode slime, precious metal extraction (SE, RoW): Anode slime treatment by pressure leaching and top blown rotary converter. Production of Silver by Möbius Electrolysis, Gold by Wohlwill electrolysis, Palladium to further processing technologyComment of treatment of waste x-ray film (GLO): None
technologyComment of processing of anode slime from electrorefining of copper, anode (GLO): Based on typical current technology. Anode slime treatment by pressure leaching and top blown rotary converter. Production of Silver by Möbius Electrolysis, Gold by Wohlwill electrolysis, copper telluride cement and crude selenium to further processing. technologyComment of selenium production (RER, RoW): Production from selenium is based on simplified roasting process with sodium carbonate. The inventory is based on stoechiometric calculations, according to the following equations: 2 X-Se + 2 Na2CO3 + 3 CO2 -> 2 Na2O4Se + 2 CO2 + 2 X (with X = compounds that were connected to Se - e.g. Cu2, CuAg, ....) 2 Na2O4Se + 4 HCl -> 2 H2O3Se + 4 NaCl + O2 2 H2O3Se + 2 SO2 -> 2 Se + 2 H2SO4 + O2 A surplus input of 25% is assumed. The air emissions occurring from the process are estimated to 0.2% of the raw material input. The remaining amount of unreacted raw materials is assumed to leave the production process to 95% as a solid waste and to 5% in the wastewater. Further it is assumed that this wastewater is treated in an internal wastewater plant. The carbonate is dissolved in the water and not shown anymore in the dataset. Sodium and chloride are assumed to be neutralized within the waste water treatment plant, leading to emissions of Cl- and Na+ in the water outflow. Sodium dioxide will be reacted into sulphuric acid and therefore leads to emissions of SO42- in the water outflow.
Die verlinkte Webseite enthält Informationen der Website chemikalieninfo.de des Umweltbundesamtes zur chemischen Verbindung Arsen(III)tellurid. Stoffart: Einzelinhaltsstoff. Inhalt des Regelwerks: Das Globally Harmonised System of Classification and Labelling of Chemicals (GHS) wurde auf UN-Ebene erarbeitet, mit dem Ziel, weltweit einen sicheren Transport zu gewährleisten, die menschliche Gesundheit und Umwelt besser zu schützen. Die Verordnung (EG) Nr. 1272/ 2008 (CLP) legt orientierend an GHS einheitliche Regeln für die Bewertung der Gefährlichkeit von chemischen Stoffen und Gemischen fest (Einstufung). Für physikalische Gefahren, Gesundheits- und Umweltgefahren definiert sie Gefahrenklassen. Eine Gefahrenklasse ist unterteilt in Gefahrenkategorien je nach Schwere der Gefahr. Jeder Gefahrenkategorie sind ein Gefahrensatz, ein Piktogramm sowie ein Signalwort zugeordnet. Aufgrund dieser Einstufungen werden in der CLP-Verordnung verbindliche Kennzeichnungen auf Verpackungen wie Piktogramme und Gefahrenhinweise vorgeschrieben. Die Abverkaufsfrist für Gemische, die bereits vor dem 1.06.2015 verpackt wurden und noch nach alter Einstufung (R-Sätze) gekennzeichnet sind, lief als letzte Übergangsfrist am 01.06.2017 ab. Hersteller/ Importeure von Stoffen sind verpflichtet, innerhalb eines Monats nach Inverkehrbringen, ihre Angaben der Europäischen Chemikalienagentur (ECHA) zur Hinterlegung im öffentlich zugänglichen europäischen Einstufungs- und Kennzeichnungsverzeichnis (CL Inventory) zu melden. Die von der ECHA gepflegte Datenbank enthält Informationen zur Einstufung und Kennzeichnung (C&L) von angemeldeten und registrierten Stoffen, die Hersteller und Importeure übermittelt haben, einschließlich einer Liste harmonisierter Einstufungen. Um eine gesundheitliche Notversorgung und vorbeugende Maßnahmen künftig besser abzusichern, gelten ab dem 01.06.2020 für Gemische, die aufgrund ihrer Wirkungen als gefährlich eingestuft sind, einheitliche Informationspflichten in allen Mitgliedsstaaten. Importeure und nachgeschaltete Anwender sind verpflichtet, diese Informationen den dafür autorisierten nationalen Stellen, in Deutschland dem BfR vorzulegen.. Es gelten folgende Umweltgefahren: Sonstige Umweltgefahren: Umweltgefährlich gemäß EU-Verordnung.
Das Projekt "Teilvorhaben 5: PGE-Mobilisierung in oxidierten und verwitterten Erzen" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Leibniz Universität Hannover, Institut für Mineralogie durchgeführt. Es werden Experimente unter definierten Bedingungen durchgeführt, um Parameter zu erhalten, die für die Mobilität und Umverteilung von Platinmetallen (PGE) im oberflächennahen Bereich (Oxidation) von Bedeutung sind. Das metallurgische Ausbringen von PGE in oxidierten Erzen ist bekannterweise sehr niedrig. Dieser Befund ist bedingt durch die Remobilisierung der PGE unter supergenen Bedingungen. Theoretische Studien deuten darauf hin, dass auch die PGE unter oxidierenden Bedingungen und in sauren, Chlorid-reichen Lösungen mobil sind. Gelöstes organisches Material kann ebenso eine wichtige Rolle spielen. Experimentelle Untersuchungen für die PGE fehlen jedoch bisher. Experimente werden mit PGE-haltigen Sulfiden und Telluriden durchgeführt, um die Konzentrationen der PGE in wässrigen Lösungen nach Reaktion mit PGE-haltigen Mineralen zu ermitteln. Die Rolle von Chlor und organischem Material in Lösungen wird ermittelt. Um zu verstehen, welche Phasen die Mobilität von Pt und Pd wesentlich kontrollieren, werden Experimente mit speziellen Mineralphasen durchgeführt, die im Bushveld-Komplex von Bedeutung sind: Sulfide, Telluride oder Arsenide. Die Experimente werden über unterschiedliche Zeiträume durchgeführt und die nach Reaktion mit den Mineralen erhaltenen PGEs in der Lösung werden mit ICP-MS Analysen und Voltametrie untersucht. Die Experimente werden in Kombination mit den Untersuchungen der frischen und oxidierten Erze sowie jener der Übergangszone dazu beitragen zu ermitteln (1) welche PGE-haltigen Phasen bevorzugt oxidiert werden, (2) welche Fluide effizient bei der Mobilisierung der PGE sind, und (3) welche Unterschiede in der Mobilität der verschiedenen PGE existieren.
Das Projekt "IN-TEG - Innovative Materialien und Generatoren für die thermoelektische Energiegewinnung der Zukunft" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Friedrich Boysen GmbH & Co. KG durchgeführt. Ziel ist die Erforschung, Entwicklung und der Aufbau eines thermoelektrischen Generators und Integration in den Abgasstrang eines Automobils zur Abwärme-Rückgewinnung. Zur optimalen Ausnutzung der Wärmeenergie wird hierzu eine verlustarme Anbindung des thermoelektrischen Materials an den Wärmetauscher realisiert, um Verluste beim Wärmeübergang vom Wärmeträger zum thermoelektrische Material zu minimieren. Die notwendige Generatortechnologie wird anhand des etablierten Hochtemperaturmaterials Blei-Tellurid erarbeitet, aber parallel von der Erforschung neuer, ökologisch und ökonomisch günstigerer Materialien auf Basis von Siliciden und Zintl-Phasen begleitet. Deren Potential für eine spätere Integration in die Generatortechnologie aufzuzeigen ist ein weiteres Ziel dieses Projektes. Auf Basis von Bauraumvorgaben von Daimler wird die Baugröße und daraus folgend die thermoelektrisch aktive Fläche definiert. Mehrere Iterationsschritte optimieren diese Erst-Definition des Generators hinsichtlich Wärmeübertragung, Strömungsführung und akustischer Wirksamkeit. Untersuchung verschiedener Fügeverfahren hinsichtlich optimaler Wärmeübertragung und Verbindung. Optimale Materialien für den Wärmetauscher definieren und verifizieren. Industrialisierung der TEG-spezifischen Fertigungs-/Fügeverfahren. Aufbau einer Kühlwasserstrecke mit realer Nachbildung der fahrzeugseitigen KW-Versorgung. Dauererprobung aller Komponenten unter realitätsnahen Bedingungen.
Das Projekt "Roll to Module processed Crystalline Silicon Thin-Films for higher than 20percent efficient modules (R2M-SI)" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Fraunhofer-Institut für Solare Energiesysteme durchgeführt. Objective: The current technologies to produce photovoltaic modules exhibit features, which prevent cost-reduction to below 0,5 /Wp: - Sawing/Wafering and Module assembly is costly and material intensive for wafer solar cells - Efficiency is comparatively low for classical thin-film solar cells (CdTe, CIS, a-Si/myc-Si, dye, organic). One approach to avoid both disadvantages is the so-called crystalline Si thin-film lift-off approach, where thin c-Si layers are stripped from a silicon wafer. This approach has the potential to reach greater than 20% efficient solar cells, however handling issues stop quick progress so far. The basic idea of the current project is to enable the use of lift-off films in a nearly handling-free approach, to avoid limitations by handling issues. The technological realization has the following key features and steps: - Continuous separation of a very thin (deeper 10 mym) c-Si foil from the circumference of a monocrystalline silicon ingot - Attachment to a high-temperature stable substrate of large area (e.g. graphite, Sintered Silicon, or ceramics), which can also serve as module back side. - High-temperature re-organisation of the silicon foil followed by in-situ epitaxial thickening (ca 40 mym base thickness) in an in-line chemical vapour deposition reactor, including pn-junction formation - Processing of high-efficiency solar cells and formation of integrated interconnected high-voltage modules - Encapsulating into a module (glass / encapsulant only if needed) The resulting module to be demonstrated in R2M-Si has a cost potential around 0.55 /Wp, at 18 percent module efficiency and thus low Balance-of-System cost. Future enhanced R2M-Si modules can exceed even 20% efficiency, at costs below 0.5 /Wp. The project shall demonstrate the feasibility of the most critical process steps like continuous layer detachment, bonding to a carrier substrate, high-quality epitaxy, handling-free solar cell processing and module integration. As a deliverable, a mini module of higher than 18 percent efficiency shall be prepared. The project R2M-Si ( Roll to Module Silicon ) investigates an innovative approach of manufacturing modules of crystalline silicon thin-film solar cells.
Das Projekt "Photophysikalische Untersuchungen zur Ladungstrennung in Dünnschicht-Nanokristall-Systemen" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Universität München, Sektion Physik, Lehrstuhl für Photonik und Optoelektronik durchgeführt. Die wissenschaftliche Zielsetzung beinhaltet die Aufklärung dominanter Prozesse, die zur Ladungstrennung in Dünnschicht - Nanokristall (NK) - Systemen führen. Typ II - NK - Systeme bieten einzigartige experimentelle Möglichkeiten zur Untersuchung von Prozessen der Ladungstrennung in Nanostrukturen und große Chancen als Absorber und ladungsselektive Kontakte in nanopartikulären Dünnschicht-Solarzellen. Die experimentelle Vielfalt ergibt sich aus der Kombination von halbleitenden Materialien mit unterschiedlicher Austrittsarbeit im Typ II - Heterokontakt aufgrund des Größenquantisierungseffektes sowie aus der Variation von Abständen durch Auswahl von Linkermolekülen zwischen NK. Es werden NK aus CdTe und CdSe und deren Mischsystemen (CdSexTe1-x) in wässriger Lösung mit polaren Liganden und NK verschiedener Morphologie (elongiert, verzweigt) in organischen Lösungsmitteln hergestellt. Die Lage elektronischer Zustände in NK und der Überlapp von Wellenfunktionen werden durch Variation der Größe von NK und der Länge organischer Moleküle, welche die Oberflächen der NK terminieren, systematisch variiert. Photophysikalische Prozesse in Dünnschicht - NK - Systemen werden mit Methoden der optischen Kurzzeitspektroskopie (zeitaufgelöste Fluoreszenz, Anrege-Anfrage-Spektroskopie) und Photostrommessungen untersucht. Anhand experimenteller Daten werden Transfer- und Rekombinationsraten für optisch angeregte Ladungsträger und dominante Transportmechanismen in nanopartikulären Dünnschicht-Solarzellen ermittelt. Laserinitiierte Niedertemperatur-Sinterprozesse werden getestet und auf ihre Wirksamkeit und Effizienz evaluiert, die Nanopartikel auf dem Substrat zu kontinuierlichen halbleitenden Phasen verschmolzen lassen können.
Das Projekt "n-i-p CdTe Hochleistungsdünnschichtsolarzellen: Wissensbasierte Optimierung der Materialien, Bauelemente und Präparation" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Technische Universität Darmstadt, Bereich Materialwissenschaft, Fachgebiet Oberflächenforschung durchgeführt. Ziel des Forschungsvorhabens ist die Entwicklung einer verbesserten CdTe-Dünnschicht-Bauelementstruktur. Die vorgesehene n-i-p-Struktur könnte mit kontrollierter Morphologie, reduzierter Dicke der Absorberschicht und gradierten Heterokontakten die inhärenten Vorteile des Absorbermaterials CdTe voll zur Geltung kommen lassen und damit weitere Wirkungsgradsteigerungen und vereinfachte Produktionsschritte ermöglichen. Durch die Erweiterung des Cluster-Tools (DAISY-SOL) und Aufbau zusätzlicher Charakterisierungsmethoden soll die Abscheidung und Charakterisierung von Puffer-, Absorber und Rückkontaktschichten optimiert werden. Alternative Puffer- und ohmsche p-(hetero)-Kontakte werden evaluiert und die Kontrolle von Nukleation und Wachstum zur Herstellung optimierter Schichtdicken verbessert.
Das Projekt "n-i-p CdTe Hochleistungsdünnschichtsolarzellen: Wissensbasierte Optimierung der Materialien, Bauelemente und Präparation" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von Technische Universität Darmstadt, Bereich Materialwissenschaft, Fachgebiet Oberflächenforschung durchgeführt.
Das Projekt "Entwicklung eines Raumtemperatur-Halbleiterdetektors auf Cadmium-Zink-Tellurid (CZT)-Basis für den Einsatz im ODL-Messnetz des BfS" wird vom Umweltbundesamt gefördert und von X-ray Imaging Europe GmbH i.G. durchgeführt. Im Rahmen des Vorhabens St.Sch. 3608S06008 'Entwicklung eines Raumtemperatur-Halbleiterdetektors auf Cadmium-Zink-Tellurid (CZT)-Basis für den Einsatz im ODL(Ortsdosisleistung)-Messnetz des BfS' wurden diverse Arbeiten zur Überprüfung des Konzepts von segmentierten Detektoren und die Integration mit einem Gamma Multi-Channel-Analyzer GMCA für den Einsatz im ODL-Netzwerk des Bundesamts für Strahlenschutz durchgeführt. Konventionelle Halbleiter-Detektorsysteme bestehen aus einem monolithischen Halbleiterstück, dessen Volumen die Detektoreffizienz bestimmt. Für die Herstellung solcher Detektoren wird Material aus der Kristallzüchtung auf einkristalline Bereiche hin untersucht. Diese Bereiche werden anschließend heraus präpariert und zu einem Detektor weiterverarbeitet. Dieser aufwendige Prozess bestimmt derzeit den Preis eines großvolumigen Cadmium-Zink-Tellurid-Halbleiterdetektors. Gleichzeitig ist das maximale 'Eindetektorvolumen' durch Ladungsträgereigenschaften begrenzt. Um auch kleinere einkristalline Bereiche der Züchtung für die Produktion von Detektorvolumen zu nutzen, wird hier das Konzept verfolgt, das Gesamtvolumen aus zwei bis drei Detektoren zu bilden. Für hochenergetische Gammastrahlung entsteht der Photopeak meist nicht aus einer einzelnen (Photoeffekt-) Wechselwirkung im Kristall, sondern aus mehreren Wechselwirkungen (zunächst ein oder mehrmals Comptoneffekt, dann Photoeffekt des gestreuten Photons). Bei Segmentierung eines Detektors in mehrere Teildetektoren ist es daher erforderlich, in den Teildetektoren auftretende koinzidente Wechselwirkungen festzustellen und die deponierten Teilladungen zu summieren. Nur auf diese Weise kommt die Photopeak-Effizienz an die eines monolithischen Systems heran. Um ein Detektorsystem auf Cadmium-Zink-Tellurid (CZT)-Basis für den Einsatz im ODL-Messnetz des BfS erfolgreich entwickeln zu können, wurde ein neues Konzept von segmentierten Detektoren entwickelt. Dieses Konzept besteht alternativ aus einem segmentierten Detektorsystem aus mehreren monolithischen Coplanar Grid (CPG) Detektoren mit 15x15x7,5 mm3 'BFS2' oder 15x15x5 mm3 'BFS3'. Eine Konsequenz aus dem segmentierten Detektorsystem ist die Weiterentwicklung der Ausleseelektronik (GMCA) und die Integration der einzelnen Detektoreinheiten. Für jeden Teildetektor wird eine Auswerteelektronik benötigt, die Energie und Wechselwirkungszeitpunkt bestimmt und mit den anderen Auswerteeinheiten austauscht. Der derzeit in Entwicklung befindliche GMCA wird durch das FPGA (Full Programmable gate array)-Konzept mit nur geringfügigen Hardwareerweiterungen dazu in der Lage sein, für alle Teildetektoren gleichzeitig diese Anforderungen zu erfüllen. Gleichzeitig muss neben der Anpassung der Hardware die Software an die segmentierten Detektoren angepasst werden.
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| Bund | 14 |
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