Ganzheitliche Bilanzierung von Grundstoffen und Halbzeugen

Ganzheitliche Bilanzierung von 

Grundstoffen und Halbzeugen 

Teil I Allgemeiner Teil 

Auftraggeber: 

Bayerische 

Forschungsstiftung 

FfE-Auftragsnummer: 065.1/KEA 

Bearbeiter: R. Corradini 

C. Hutter 

D. Köhler 

München, im Juli 1999 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft 

Am Blütenanger 71 

80995 München 

Tel.: (089) 158 121 - 0 

Fax: (089) 158 121 - 10 

E-mail: gfpe@ffe.de 

Internet: www.ffe.de

Inhaltsverzeichnis 

1 Einleitung...............................................................................................................2 

1.1 Problemstellung ...............................................................................................................................................2 

1.2 Ziel des Projekts...............................................................................................................................................3 

1.3 Aufbau der Teilberichte....................................................................................................................................5 

1.3.1 Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung (GABIE).......................................5 

1.3.2 Bilanzierung von 40 Grundstoffen.........................................................................................................5 

1.3.3 Praxistests ............................................................................................................................................6 

2 Definitionen und Begriffserläuterungen .............................................................7 

2.1 Formelzeichen, Einheiten und technische Begriffe ..........................................................................................7 

2.2 Kumulierter Energieaufwand (KEA) .................................................................................................................8 

2.3 Bereitstellungsnutzungsgrad..........................................................................................................................10 

3 Methodik ..............................................................................................................11 

3.1 Input-Output-Analyse .....................................................................................................................................11 

3.2 Prozeßkettenanalyse .....................................................................................................................................12 

3.3 Bilanzgrenzen ................................................................................................................................................15 

3.4 Bezugsgrößen................................................................................................................................................17 

3.5 Bewertung regenerativer Energieträger .........................................................................................................18 

3.6 Bewertung von Abfällen .................................................................................................................................19 

3.7 Bewertung von Sekundärrohstoffen...............................................................................................................20 

3.8 Kuppelproduktion ...........................................................................................................................................20 

3.8.1 Substitutionsmethode .........................................................................................................................21 

3.8.2 Allokation nach Massen......................................................................................................................22 

3.8.3 Allokation nach Energieinhalten (Heizwerten) ....................................................................................22 

3.8.4 Sonstige Zuordnungsverfahren...........................................................................................................23 

3.9 Ermittlung der Emissionen .............................................................................................................................23 

3.9.1 Untersuchungsgegenstand.................................................................................................................23 

3.9.2 Vorgehensweise .................................................................................................................................25 

4 Basisdaten für die Grundstoffbereitstellung ....................................................30 

4.1 Basisdaten für die verwendeten Energieträger ..............................................................................................30 

4.1.1 Brennstoffe .........................................................................................................................................30 

4.1.2 Elektrische Energie.............................................................................................................................33 

4.2 Sonstige Basisdaten ......................................................................................................................................34 

4.2.1 Transporte ..........................................................................................................................................34 

4.2.2 Hilfsstoffe ............................................................................................................................................36 

i 

FORSCHUNGSSTELLE FÜR 

ENERGIEWIRTSCHAFT

ii Inhaltsverzeichnis 

5 Energieträger.......................................................................................................38 

5.1 Brennstoffe ....................................................................................................................................................38 

5.1.1 Erdgas ................................................................................................................................................38 

5.1.2 Braunkohle .........................................................................................................................................40 

5.1.3 Steinkohle...........................................................................................................................................41 

5.1.4 Mineralöl(-produkte) ...........................................................................................................................43 

5.1.5 Uran....................................................................................................................................................46 

5.2 Elektrische Energie........................................................................................................................................49 

5.2.1 In Deutschland....................................................................................................................................49 

5.2.2 In anderen Ländern ............................................................................................................................53 

6 Fazit......................................................................................................................56 

7 Quellen.................................................................................................................57 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Vorwort 

Der Begriff "ganzheitlich" ist heute aus energiewirtschaftlichen Analysen nicht mehr 

wegzudenken; er ist wie das Präfix "Bio-" oder "Öko-" zu einem Modewort entartet und 

damit in Gefahr entwertet und in seiner Bedeutung verkannt zu werden. Er ist und er 

wird sicher zu leichtfertig verwendet; denn eine wirklich umfassende ganzheitliche 

Analyse anthropogenen Wirkens kann sich der Menschheit nicht erschließen, schon 

weil wir wohl immer mehr wissen, aber nicht wissen, was wir morgen wissen werden. 

So gleicht zum Beispiel der derzeitige Stand bei der Ermittlung von sogenannten Ökobilanzen 

dem Versuch, den Gesamtwert eines Vermögens oder einer Schuld, das sich 

aus Anteilen unterschiedlicher Währungen zusammensetzt, zu bestimmen, ohne den 

Wechselkurs der einzelnen Währungen zu kennen. 

Insofern sollte man sich bewußt sein, daß alleine die in ganzheitlichen Betrachtungen 

zwingend einzubeziehenden Sachbilanzen, zum Beispiel über Materialaufwand, kumulierte 

Primärenergieaufwendungen, Flächenbeanspruchung und resultierende Stoffflüsse, 

objektiv, wenn auch nicht in beliebiger Genauigkeit, erstellbar sind. Sie sind 

aber die entscheidende Basis einer darauf aufbauenden ganzheitlichen Schau und Bewertung. 

Diese Studie, die sich, wie heute üblich und unumgänglich, auch des Begriffes ganzheitlich 

bedient, erarbeitet auf ingenieurwissenschaftlicher Grundlage neue Teile dieser 

Basis. 

Eine ganzheitliche Beurteilung von Systemen zur Energiebereitstellung macht bei fossilen 

Kraftwerken die Dominanz des Massen- und kumulierten Energieaufwandes der 

eingesetzten Brennstoffe deutlich. Trotzdem muß auch der Massen- und kumulierte 

Energieaufwand für das Herstellen, die Nutzung und die Entsorgung der Systeme ermittelt 

und mit beachtet werden. Diese Frage spielt z.B. bei der Gegenüberstellung weniger 

zentraler Kraftwerke mit einer großen Anzahl kleiner dezentraler Anlagen eine 

entscheidende Rolle. Nur über diesen Ansatz läßt sich die heute intensiv diskutierte 

Potentialermittlung zu einer Verminderung der Umweltwirkung und das heute empfohlene 

Öko-Audit gewerblicher Anlagen objektiv durchführen und bewerten. 

München im Juli 1999, Wolfgang Mauch 

Helmut Schaefer 

Ulrich Wagner 

1 


ENERGIEWIRTSCHAFT

2 Allgemeiner Teil 

1 Einleitung 

1.1 Problemstellung 

Eine zukunftsgerichtete Energie-, Wirtschafts- und Umweltpolitik muß alle Optionen 

des technisch Machbaren sowie des wirtschaftlich und ökologisch Sinnvollen werten 

und abwägen. Wichtiges Beurteilungskriterium und Entscheidungshilfe sind Kenntnisse 

der stofflichen und energetischen Aufwendungen und Wechselwirkungen bei der 

Produktion von Gütern bzw. der Bereitstellung von Dienstleistungen. In diesem Zusammenhang 

ist auch die Diskussion über Ökobilanzen und die EG-Verordnung über 

Öko-Audits in Industriebetrieben zu sehen. Diese Ansätze erheben den Anspruch, im 

Rahmen einer ganzheitlichen Bilanzierung technische, ökonomische, ökologische und 

soziologische Aspekte zu erfassen und zu bewerten. 

Eine derart umfassende und vollständige Erhebung und Bewertung von Fakten übersteigt 

aus verschiedenen Gründen, die im folgenden kurz dargestellt werden, die Möglichkeiten 

kleinerer und mittlerer Unternehmen und führt selbst bei großen, international 

agierenden Unternehmen dazu, nur einzelne Demonstrationsprojekte durchzuführen: 

• Eine den Ansprüchen der DIN-ISO 14040 gerecht werdende Faktensammlung für 

Produkt-Ökobilanzen ist extrem aufwendig, da die Datenerhebung für den gesamten 

Lebensweg eines Gutes durchgeführt werden muß. 

• Da die Zielsetzung erheblichen Einfluß auf die zu ermittelnden Daten hat kann im 

Rahmen einer Ökobilanz nur begrenzt auf bereits vorhandene Literaturdaten zurückgegriffen 

werden. 

• Bei der Bewertung der erhobenen Daten muß zum Teil auf nicht objektivierbare 

Kriterien ('Humantoxizität', 'Treibhauspotential', ...) zurückgegriffen werden. 

• Folgerungen zur Verbesserung der Umweltverträglichkeit eines Produktes sind 

nach erfolgter Bilanzierung nicht eindeutig ableitbar, da häufig eine Verbesserung 

in einem Bereich gegen eine Verschlechterung in einem anderen abgewägt werden 

muß. Auch hier ist ein objektives Vorgehen kaum möglich. 

Diese Gründe führen bzw. führten in der letzten Zeit zu zwei grundsätzlich verschiedenen 

Entwicklungen. Einerseits beschränkten sich viele Unternehmen bei der Datenerhebung 

auf den in der EG-Öko-Audit-Verordnung festgelegten Rahmen eines Standortes. 

Dadurch wird die Datenmenge überschaubarer, die ökologischen Auswirkungen 

von Veränderungen im Produktionsprozess sind - scheinbar - direkt an veränderten Input-Output-Strömen 

ablesbar. Daß bei dieser Vorgehensweise der Blick über den eigenen 

Werkszaun verloren geht und die ökologischen Wirkungen der Material- und Energiebereitstellung 

nicht erfaßt werden, wird hierbei in Kauf genommen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Einleitung 3 

Andererseits wird in verschiedenen Gremien (z.B. SETAC) nach Möglichkeiten zur Reduktion 

des Datenumfangs einer Ökobilanz gesucht. Diese Bestrebungen laufen unter 

Begriffen wie 'short-cut-LCA', 'Öko-Kennzahlen' usw. Häufiges Ziel ist es, die ganzheitliche 

Betrachtung auf einen wesentlichen Aspekt (z.B. Abwasser, Energie, toxische 

Substanzen) zu beschränken und so Optimierungspotentiale entlang eines komplexen 

Produktionsablaufes zu erkennen. Wesentliches Problem hierbei ist die Frage inwieweit 

von einem Leitparameter auf andere, nicht detailliert betrachtete Aspekte geschlossen 

werden kann. Diese Diskussion wird unter dem Begriff 'Richtungssicherheit' 

geführt. 

Im Mittelpunkt dieses Projektes steht der Kumulierte Energieaufwand (KEA) als eine 

der wenigen Kennzahlen für deren Erhebung ein entsprechendes Regelwerk existiert 

/VDI4600/, deren Anwendung seit langer Zeit mit Erfolg praktiziert wird und die zumindest 

für den wichtigen Aspekt Energieverbrauch eine verläßliche Kenngröße darstellt. 

1.2 Ziel des Projekts 

Die Anwendbarkeit einer Kenngröße im Rahmen von Umweltschutzmaßnahmen hängt 

im wesentlichen von folgenden Parametern ab: 

• Aussagefähigkeit: Die Kenngröße muß für mindestens einen Aspekt bzw. einen Bereich 

des Umweltschutzes (z.B. Ressourcenschonung, Emissionsminderung, ...) eindeutige 

Aussagen liefern. D.h. daß Veränderungen der Umweltbelastung über die 

Veränderungen des Kennwerts erkennbar sind. 

• Nachvollziehbarkeit: Die Ermittlung des Kennwertes muß auf Nachvollziehbare, 

einheitlich für möglichst viele Anwendungsfälle durchführbare Art und Weise möglich 

sein. Die bei der Ermittlung eines Kennwertes zwangsläufig zu treffenden Annahmen 

müssen ebenfalls praktisch überprüfbar sein. 

• Praktikabilität: Der Aufwand bei der Erhebung eines Kennwertes muß in vernünftigem 

Verhältnis zu seiner Aussagefähigkeit stehen. Variantenrechnungen müssen 

z.B. mit geringem Aufwand möglich sein. 

Ziel dieses Projekts ist es einerseits die Tauglichkeit des KEA als eine der wichtigsten 

Umwelt-Kenngrößen zu demonstrieren und andererseits häufig benötigte Daten bereitzustellen, 

die die Ermittlung des KEA für Güter und Dienstleistungen vereinfachen. 

Die Einsatzmöglichkeiten des KEA im Rahmen von Öko-Audits und Produkt- 

Ökobilanzen werden in einer Reihe von Praxistests mit unterschiedlichem Detaillierungsgrad 

sowie verschiedensten Zielsetzungen untersucht. 

Den Umfang der Untersuchungen stellt Abbildung 1 dar. Neben der Brennstoffbereitstellung 

soll vor allem die Bereitstellung von elektrischer Energie sowie die Bereitstellung 

von 40 der am häufigsten verwendeten Grundstoffe und Halbzeuge detailliert untersucht 

werden. Aufgrund der wechselseitigen Verflechtung der Daten untereinander - 

angedeutet durch die Pfeile - können und müssen in einer iterativen Vorgehensweise 

die Daten zu den einzelnen Themenbereichen immer wieder aktualisiert werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



ENERGIEWIRTSCHAFT 

Brennstoffbereitstellung 

Biomasse 

Gas 

Öl 

Steinkohle 

Braunkohle 

Erkundung 

Umsiedlung 

Abraumbeseitigung 

. . . 

Emissionen Emissionen 

Energien 

Energien 

Massen 

Massen 

Strombereitstellung 

Müllheizkraftwerke 

Wasserkraftwerke 

Grundstoffbereitstellung 

Emissionen 

Energien 

Massen 

Blockheizkraftwerke 

Kernkraftwerke 

Steinkohlekraftwerke 

Braunkohlekraftwerke 

Herstellung 

Nutzung 

Entsorgung 

Abbildung 1: Basisdaten zur ganzheitlichen Bewertung 

Kupfer 

Aluminium 

Beton 

Stahl 

Eisenerzabbau 

Aufbereitung 

Sintern 

. . . 

Wesentlicher Bestandteil der zu ermittelnden Basisdaten ist ein konsistentes Modell 

der Bereitstellung "konventioneller" Energieträger in Deutschland. Ausgehend von der 

Brennstoffbereitstellung im In- und Ausland, Daten zum Import sowie den Umwandlungsbilanzen 

für elektrischen Strom wird der KEA der Energieträger bestimmt. Zusammen 

mit den Emissionen, die bei der Verbrennung von Brennstoffen - bei der Bereitstellung 

von Energieträgern sowie bei deren Anwendung beim Endverbraucher - 

entstehen, können außerdem die durch den Energieträgereinsatz freiwerdenden "energiebedingten" 

Emissionen angegeben werden. 

Neben den Energieträgern werden für die Bilanzierung des KEA ausführliche Informationen 

zu häufig verwendeten Grundstoffen und den entsprechenden Herstellungsverfahren 

benötigt. Mit Daten zu rund 40 Grundstoffen wird im Rahmen dieses Projektes 

eine umfassende "Basisdatei" bereitgestellt, mit deren Hilfe eine Abschätzung des KEA 

sowie der energieund prozeßbedingten Emissionen häufig ohne großen zusätzlichen 

Aufwand möglich ist. Der erste und häufig zeitaufwendigste Schritt einer Ökobilanz, 

nämlich die Erhebung von Sachbilanzdaten, wird durch die so bereitgestellte Datensammlung 

deutlich vereinfacht.

Einleitung 5 

1.3 Aufbau der Teilberichte 

Die Teilberichte zu diesem Projekt sind folgendermaßen gegliedert: 

1.3.1 Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung 

(GABIE) 

Zur Bereitstellung der Energieträger wurden an der FfE folgende Untersuchungen 

durchgeführt. 

• Die Gewinnung von Braunkohle /GAB 7/ 

• Emissionen des deutschen Kraftwerksparks /GAB 8/ 

• Die Bereitstellung von Uran als Kernbrennstoff /GAB 2/ 

• Prozeßkettenanalyse und Verfügbarkeit von Erdgas /FfE 96/ 

• Energieaufwand der Herstellung von Mineralölprodukten /JES 94/ 

Um die Bedeutung der Anlagentechnik (Herstellung, Nutzung und Entsorgung) bei der 

Bereitstellung von Energieträgern zu ermitteln wurden fünf Kraftwerkstypen detailliert 

untersucht. Die Ergebnisse sind in folgenden Teilberichten zusammengefaßt: 

• Allgemeiner Teil (Teil I) 

• Energetische Untersuchung eines Kernkraftwerkes (Teil II) 

• Energetische Untersuchung eines Steinkohlekraftwerkes (Teil III) 

• Energetische Untersuchung eines Braunkohlekraftwerkes (Teil IV) 

• Energetische Untersuchung eines GuD-Kraftwerkes (Teil V) 

• Energetische Untersuchung von Blockheizkraftwerken (Teil VI) 

1.3.2 Bilanzierung von 40 Grundstoffen 

Im Rahmen der Untersuchung zur Grundstoffbereitstellung werden Halbzeuge oder 

Produkte aus folgenden Materialien untersucht: 

• Teil I: Allgemeiner Teil 

• Teil II: Baustoffe 

• Teil III: Metalle 

• Teil IV: Kunststoffe 

• Teil V: Sonstiges (Brennstoffe, Biogene Kraftstoffe, u.a.) 

Diese Studie untersucht einen repräsentativen Querschnitt der wichtigsten in 

Deutschland verwendeten Grundstoffe und Halbzeuge. 

Die einzelnen Teile sind, um eine bessere Vergleichbarkeit der Ergebnisse zu gewährleisten, 

weitestgehend identisch aufgebaut. Hierbei beschränkt sich die Studie auf den 

Aspekt der Bilanzierung des Kumulierten Energieaufwands und ausgewählter Emissionen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


1.3.3 Praxistests 

Um die Anwendbarkeit der Daten zu überprüfen und Möglichkeiten der Datenbanknutzung 

aufzuzeigen wurde eine Reihe von Praxistests durchgeführt. Zu dieser Thematik 

existieren drei Teilberichte: 

• Ökobilanzierung mit Hilfe der KEA-Datenbank - Praxistests: /PRA/ 

• Ganzheitliche Energie- und Stoffbilanz für eine erdgekoppelte Wärmepumpe: /WP/ 

• Wege zum Niedrigenergiehaus - Ganzheitliche Bewertung: /NEH/ 

Im Teil Praxistests werden sowohl allgemeine Überlegungen zur Verwendung des KEA 

im Rahmen von Ökobilanzen bzw. Öko-Audits angestellt als auch praktische Beispiele 

des Einsatzes erläutert. Die Teilberichte zum Niedrigenergiehaus bzw. zur Wärmepumpe 

sind detaillierte Studien, in denen die Anwendung des KEA für die Bewertung 

der Herstellungs-, Nutzungs- und Entsorgungsphase eines Gutes demonstriert wird. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Definitionen und Begriffserläuterungen 7 

2 Definitionen und Begriffserläuterungen 

2.1 Formelzeichen, Einheiten und technische Begriffe 

Die in dieser Studie verwendeten Formelzeichen und Begriffe sind im folgenden aufgeführt. 

Formelzeichen Einheit Benennung 

b - Bereitstellungsnutzungsgrad 

EEV J/fE 1 , Wh/fE Endenergieverbrauch 

g - Nutzungsgrad 

H J/fE, Wh/fE Heizwert 

KEA J/fE, Wh/fE Kumulierter Energieaufwand 

KNA J/fE, Wh/fE Kumulierter Nichtenergetischer Aufwand 

KPA J/fE, Wh/fE Kumulierter Prozeßenergieaufwand 

KRA J/fE, Wh/fE Kumulierter Regenerativer Aufwand 

KNRA J/fE, Wh/fE Kumulierter Nichtregenerativer Aufwand 

NEV J/fE, Wh/fE Nichtenergetischer Verbrauch 

Indizes 

Symbol Bedeutung 

Brst Brennstoff 

el elektrisch 

prim Primärenergie 

end Endenergie 

Technische Begriffe 

Primärenergie (Rohenergie) 

Energieinhalt von Energieträgern, die noch keiner Umwandlung unterworfen wurden 

(z.B. Heizwert von Braunkohle in der Lagerstätte). 

Sekundärenergie 

Energieinhalt von Energieträgern, die aus der Umwandlung von Primärenergieträgern 

oder aus anderen Sekundärenergieträgern gewonnen werden (z.B. Kokereigas als Kuppelprodukt 

der Koksherstellung). 

Bezugsenergie 

Energieinhalt aller primären und sekundären Energieträger, die der Verbraucher bezieht 

(wird im Rahmen dieses Projektes nicht benutzt). 

1 Die Energiegrößen werden auf die funktionale Einheit fE bezogen. Darunter wird das jeweils betrachtete Produkt, 

dessen Masse, Volumen, Energieinhalt usw. oder eine konkrete Dienstleistung verstanden 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Endenergie 

Energieinhalt aller primären und sekundären Energieträger, die dem Verbraucher für 

die unmittelbare Umsetzung in Nutzenergie zur Verfügung gestellt werden (z.B. elektrische 

Energie). 

Nutzenergie 

Energie, welche beim Verbraucher nach der letzten Umwandlung für den jeweiligen 

Zweck zur Verfügung steht. Technische Form der Energie, welche der Verbraucher für 

den jeweiligen Zweck letztlich benötigt, also z.B. Wärme, mechanische Energie, Licht, 

Nutzelektrizität (z.B. für Galvanik und Elektrolyse) und elektromagnetische Strahlung. 

Abwärme 

Umfaßt alle ein System verlassenden, fühlbaren und latenten Wärmeströme einschließlich 

der Strahlungsverluste, aber mit Ausnahme der erzeugten Zielenergie. Sofern 

und soweit Abwärme nicht durch Wärmerückgewinnung genutzt wird, geht sie an 

die Umgebung ab und ist dann Fortwärme. 

Fortwärme 

Enthält alle an die Umgebung freigesetzten fühlbaren und latenten Wärmemengen aus 

anthropogenen Prozessen, die mit Energieumsatz verbunden sind. Die Fortwärme wird 

an die Umwelt abgegeben. Sie wird damit Bestandteil der Umweltenergie und kann 

dann als Fortwärme nicht mehr identifiziert werden. 

Kuppelproduktion 

Kuppelproduktion beinhaltet die Herstellung zumindest zweier Zielenergien, wobei die 

Produktion des einen zwangsläufig den Anfall des anderen beeinflußt. 

Kuppelprodukte 

Kuppelprodukte sind zwei oder mehrere in einem Produktionsgang zwangsläufig und 

gleichzeitig anfallende Produkte. 

2.2 Kumulierter Energieaufwand (KEA) 

Die Definitionen zum Kumulierten Energieaufwand entsprechen der VDI-Richtlinie 

4600 „Kumulierter Energieaufwand - Begriffe, Definitionen, Berechnungsmethoden“ 

(/VDI/). 

Kumulierter Energieaufwand (KEA): 

Der Kumulierte Energieaufwand gibt die Gesamtheit des primärenergetisch bewerteten 

Aufwandes an, der im Zusammenhang mit der Herstellung, Nutzung und Beseitigung 

eines ökonomischen Gutes (Produkt oder Dienstleistung) entsteht bzw. diesem ursächlich 

zugewiesen werden kann. Dieser Energieaufwand stellt die Summe der Kumulierten 

Energieaufwendungen für die Herstellung (KEAH), die Nutzung (KEAN) und 

die Entsorgung (KEAE) des ökonomischen Gutes dar, wobei für diese Teilsummen anzugeben 

ist, welche Vor- und Nebenstufen mit einbezogen sind. 

KEA = KEA + KEA + KEA 

(I-1) 

H 



N 

E

Definitionen und Begriffserläuterungen 9 

Kumulierter Energieaufwand zur Herstellung (KEAH) 

KEAH wird die Summe der primärenergetisch bewerteten Energieaufwendungen genannt, 

die sich bei der Herstellung selbst sowie bei der Gewinnung, Verarbeitung, Herstellung 

und Entsorgung der Fertigungs-, Hilfs- und Betriebsstoffe und Betriebsmittel 

einschließlich der Transportaufwendungen für einen Gegenstand oder eine Dienstleistung 

ergeben. 

Kumulierter Energieaufwand für die Nutzung (KEAN) 

KEAN wird die Summe der primärenergetisch bewerteten Energieaufwendungen genannt, 

die sich für den Betrieb oder die Nutzung eines Gegenstandes oder einer 

Dienstleistung ergeben. Diese Summe beinhaltet neben dem Betriebsenergieverbrauch 

den Kumulierten Energieaufwand für die Herstellung und Entsorgung von Ersatzteilen, 

von Hilfs- und Betriebsstoffen sowie von Betriebsmitteln, die für Betrieb und Wartung 

erforderlich sind. Die zugrundegelegten Betriebs- und Nutzungszeiten sind stets 

anzugeben. Der Energieaufwand für Transporte ist mit einzuschließen. 

Kumulierter Energieaufwand für die Entsorgung (KEAE) 

KEAE wird die Summe der primärenergetisch bewerteten Energieaufwendungen genannt, 

die sich bei der Entsorgung eines Gegenstandes oder Teilen des Gegenstandes, 

d.h. dem endgültigen Ausschleusen aus dem Nutzungskreislauf, ergeben. Diese Summe 

beinhaltet neben dem Energieaufwand für die Entsorgung selbst den Kumulierten 

Energieaufwand für die Herstellung und Entsorgung von Hilfs- und Betriebsstoffen 

sowie von Betriebsmitteln, die für die Entsorgung erforderlich sind. Der Energieaufwand 

für Transporte ist hier ebenfalls zu bilanzieren. 

Neben den in /VDI4600/ festgelegten Definitionen werden hier zwei weitere Begriffe 

eingeführt. 

Kumulierter Regenerativer Energieaufwand (KRA): 

Speziell bei der Bereitstellung regenerativer Energieträger, oder in Prozeßketten mit 

relevantem Anteil regenerativer Energieträger am Gesamt-Energieaufwand ist die Angabe 

des Kumulierten Regenerativen Aufwands (KRA) sinnvoll, da so die unterschiedliche 

Qualität regenerativer und fossiler Energieträger verdeutlicht wird. In Anlehnung 

an /DRE99/ wird der KRA definiert als Summe aller regenerativen Energieaufwendungen, 

die für die Bereitstellung eines Gutes oder einer Dienstleistung erforderlich sind. 

Kumulierter Nichtregenerativer Energieaufwand (KNRA): 

Der Kumulierte Nichtregenerative Aufwand ergibt sich als Differenz aus dem KEA und 

dem KRA. Er beinhaltet alle Aufwendungen fossiler und nuklearer Energieträger und 

ist, wie in Kapitel 3.5 an einem Beispiel dargestellt wird, eine für den Vergleich des 

Ressourcenaufwands verschiedener Güter bzw. Dienstleistungen geeignete Kenngröße. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Eine andere Aufteilung des KEA unterscheidet zwischen dem Kumulierten Prozeßenergieaufwand 

(KPA) und dem Kumulierten Nichtenergetischen Aufwand (KNA). 

KEA = KPA + KNA 

(I-2) 

Kumulierter Prozeßenergieaufwand (KPA) 

Der Kumulierte Prozeßenergieaufwand umfaßt allen gehandelten, primärenergetisch 

über Bereitstellungsnutzungsgrade bewerteten Endenergieverbrauch (EEV) für Wärme, 

Kraft, Licht und sonstige Nutzelektrizitätserzeugung. 

Kumulierter Nichtenergetischer Aufwand (KNA) 

Der Kumulierte Nichtenergetische Aufwand ist die Summe des primärenergetisch bewerteten 

Energieinhalts aller nichtenergetisch eingesetzten Energieträger (NEV) und 

des Stoffgebundenen Energieinhaltes (SEI). 

KNA = NEV + SEI 

(I-3) 

Nichtenergetischen Verbrauch (NEV) 

Der Nichtenergetische Verbrauch (NEV) erfaßt den primärenergetisch bewerteten 

stofflichen Verbrauch an Energieträgern, die in der nationalen Energiestatistik als 

Energieträger ausgewiesen sind, d.h. im wesentlichen fossile Rohstoffe. 

Stoffgebundener Energieinhalt (SEI) 

Im Stoffgebundenen Energieinhalt werden die primärenergetisch bewerteten Energieinhalte 

aller anderen brennbaren Stoffe erfaßt, d.h. die Energieinhalte aller über den 

Heizwert bewertbaren Stoffe, die nicht in den nationalen Energiestatistiken als Energieträger 

ausgewiesen sind, z.B. als Werkstoff verarbeitete Biomasse. 

2.3 Bereitstellungsnutzungsgrad 

Um eine Aussage über den Ressourcenbedarf bzw. über den KEA eines ökonomischen 

Produktes treffen zu können, muß dieses primärenergetisch beurteilt werden. Dazu 

sind die Aufwendungen aus allen Stufen der Prozeßkette von der Exploration, der Förderung 

und Gewinnung der Primärenergieträger, ihrem Transport, ihrer Aufbereitung 

bzw. Umwandlung und ihrer Verteilung bis zur Bereitstellung beim Verbraucher zu 

bilanzieren. 

Für die Berechnung des Primärenergieaufwandes, der den Energiegehalt der Rohstoffe 

in ihrer Lagerstätte angibt, ist in der VDI-Richtlinie 4600 der Bereitstellungsnutzungsgrad 

b definiert. Er beschreibt das Verhältnis des Energieinhalts eines Energieträgers 

am Einsatzort (z.B. Heizwert eines Brennstoffes) zum gesamten Primärenergieaufwand, 

der zur Bereitstellung des Energieträgers notwendig ist. Im Rahmen dieser Studie 

wurden umfangreiche Erhebungen zur Bereitstellung von Energieträgern durchgeführt, 

deren Ergebnisse in Kapitel 5 zusammengefaßt sind. Dort wird auch auf die primärenergetische 

und emissionsmäßige Bewertung von fossilen und nuklearen Energieträgern 

eingegangen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 11 

3 Methodik 

Die Erhebung der Basisdaten erfolgt weitestgehend in Anlehnung an die VDI-Richtlinie 

4600. Im folgenden wird detailliert auf diejenigen Bereiche eingegangen, in denen der 

methodische Freiraum, den die VDI-Richtlinie explizit einräumt, genutzt wurde. 

3.1 Input-Output-Analyse 

Unter Input-Output-Analyse wird ein Vorgehen verstanden, das einen beliebig dimensionierten 

Bilanzraum als Black-Box betrachtet und die in den Bilanzraum eintretenden 

bzw. die den Bilanzraum verlassenden Stoff- oder Energieströme erfaßt. In den 

meisten Fällen können keine Aussagen über die Zusammenhänge oder Abhängigkeiten 

innerhalb des Bilanzraumes gemacht werden. Die Aussagefähigkeit der Daten hängt 

im wesentlichen von der Art des Bilanzraumes bzw. vom Aggregationsgrad der Input- 

Output-Daten ab. Tabelle 1 zeigt mögliche Bilanzräume. 

Tabelle 1: Klassifikation von Input-Output-Analysen 

Quellen Aggregationsgrad Aussagen über 

Nationale und internationale Statistiken 

(z.B. für Deutschland die Statistiken der 

Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen) 

Hoch Industriezweige und deren Produkte 

Betriebliche Input-Output-Analysen bzw. 

Betriebsstatistiken 

Messungen, Herstellerinformationen, 

Nenndaten von Maschinen, ... 

Mittel Einzelne Betriebe (daher oft nicht repräsentativ) 

Gering Einzelne Prozessen bzw. Anlagen 

Die energetische Input-Output-Analyse stützt sich häufig auf nationale Angaben zur 

volkswirtschaftlichen Verflechtung und Energieverwendung. Aufgrund des hohen Aggregationsgrades 

und der Bezugnahme auf monetäre Werte ist sie allerdings nicht direkt 

zur Ermittlung des KEA einzelner Produkte geeignet. Jedoch können, insbesondere 

in Branchen, die nur ein Produkt herstellen (z.B. Energie- oder Grundstoffsektoren) 

die Daten in Mengeneinheiten erfaßt werden und repräsentative gesamtwirtschaftliche 

Analysen sowie Abschätzungen des Einflusses von Teilen und Vorleistungen auf den 

KEA eines Produkts erfolgen. 

Dient die Energie- und Stoffbilanz eines Betriebes als Basis für eine Input-Output- 

Analyse, so liegen die Angaben meist in einem für die Prozeßkettenanalyse brauchbaren 

Aggregationsgrad vor. Einschränkungen für die Verwendbarkeit ergeben sich jedoch 

häufig dadurch, daß die Daten wegen spezieller Eigenarten des betrachteten Betriebes 

nicht repräsentativ sind. Aussagen auf die Zuteilung von Inputs auf mehrere 

Produkte eines Betriebes sind häufig nicht möglich. Daher werden auch Betriebsbilanzen 

vorzugsweise für die Modellierung von Herstellungsverfahren mit nur einem Zielprodukt 

verwendet. 

Den geringsten Aggregationsgrad besitzen Daten, die einzelne Verfahren (z.B. Einschmelzen) 

beschreiben. Aus diesen Daten können Optimierungspotentiale ermittelt 

und "Referenzprozesse" abgeleitet werden. Auch die Allokation der Inputs bei Verfah- 


ENERGIEWIRTSCHAFT


ren mit mehreren Zielprodukten ist nur mit Hilfe von Prozeßinformationen sinnvoll 

möglich. Im Rahmen dieser Studie wird daher weitestgehend auf Prozeßbeschreibungen 

zurückgegriffen. Daten höheren Aggregationsgrades werden nur verwendet, wenn 

keine detaillierten Informationen vorliegen. 

3.2 Prozeßkettenanalyse 

Um die Umweltauswirkungen eines Gutes bzw. einer Dienstleistung ganzheitlich betrachten 

zu können, müssen alle während der Herstellung, Nutzung und Entsorgung 

des Gutes stattfindenden Prozesse bilanziert werden. Für die Untersuchung der Herstellungsphase 

eignet sich hierzu am besten die Prozeßkettenanalyse. Ausgehend von 

einem zu bilanzierenden Produkt (z.B. Kraftwerk) untersucht man die für die Produktion 

notwendigen Bauteile und sonstigen Aufwendungen. Durch diese Betrachtungsweise 

ergibt sich eine Baumstruktur (siehe Abbildung 2), die sich in entgegengesetzter 

Richtung des Produktionsablaufs nach jeder Stufe in weitere Äste verzweigt. Jede Aufspaltung 

beschreibt hierbei einen eigenen Prozess. 

Abbildung 2: Schema eines Materialstammbaums für die Herstellung eines Gutes 

In jeder Produktionsebene ist Energie für die Herstellungs- und Fertigungsprozesse erforderlich, 

die mit dem KEAH der eingesetzten Materialien ein vorläufiges Ergebnis für 

den KEAH des gesamten Produkts ergibt. Auf diese Weise kann der KEAH in Form einer 

Makroanalyse zunächst auf Baugruppen-, dann auf Bauteile- bzw. Halbzeugebene 

und schließlich bis zurück zur Rohstoffebene ermittelt werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 13 

Aufbauend auf den Ergebnissen der Makroanalyse muß für die relevanten Positionen 

eine Mikroanalyse, d.h. eine detaillierte Betrachtung einzelner Teilprozesse, durchgeführt 

werden. Je tiefer man die Baumstruktur mit ihren Teilprozessen analysiert, um 

so genauer stellt sich das Gesamtergebnis dar. Allerdings liegen ab einer gewissen Detailtiefe 

weitere Ergebnisse unter den Meßfehlern der bereits ermittelten Daten, die 

Analyse sollte dann abgebrochen werden. Letztendlich ist ein Abgrenzungskriterium, 

das die Zahl der zu betrachtenden Prozeßschritte und Stoffe auf ein sachgerechtes und 

operationales Maß reduzieren soll, erst nach einer quantitativen Grobanalyse der auszuschließenden 

Phasen definierbar. Der Ablauf einer KEA-Analyse ist in Abbildung 3 

dargestellt. 

Abbildung 3: Vorgehensweise bei der Analyse des KEA /MAU 93/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT


In Schritt eins werden grundlegende Daten, wie Material- und Prozeßenergieverbrauch 

für die Bereitstellung eines ökonomischen Gutes grob analysiert, um dann mit verfügbarem 

Datenmaterial die Teilbereiche des KEA abzuschätzen. Als Vergleichsdaten für 

die Abschätzung des KEAH können Anlagen und Geräte vergleichbarer Größe oder 

ähnlichen Aufbaus dienen. Ein genaueres Bild erhält man durch Makroanalyse der 

Fertigungsbetriebe und durch energetische Bewertung der Eingangsmaterialien auf 

Halbzeugebene. Der KEAN ist aus Durchschnitts- bzw. Erfahrungswerten ableitbar. 

Nach der Erarbeitung solcher Relationen im ersten Schritt, können dann in einem 

zweiten Schritt diejenigen Bauteile und Prozesse, die den größten Einfluß auf das Gesamtergebnis 

ausmachen, näher untersucht werden. Dabei stellt sich jedoch die Frage 

nach der Genauigkeit, mit der die einzelnen Untersuchungen zum KEA durchgeführt 

werden sollen. Deshalb muß in einem dritten Schritt die Qualität des vorläufig ermittelten 

KEA geprüft werden. Durch Auswahl und Analyse sensitiver Positionen, wie 

z.B.: 

• der Halbzeuge, deren Herstellungsaufwand unbekannt ist, 

• des indirekten Verbrauchs, 

• des Einflusses der Betriebsmittel und Hilfsstoffe und 

• des Mehrverbrauchs durch Fabrikationsreste, 

werden die Fehler eingegrenzt. Dazu ist es notwendig, mittels Prozeßkettenanalyse die 

eingesetzten Produkte retrospektiv bis zum ersten Schritt in der Verfahrenskette, der 

Rohstoffgewinnung, zurückzuverfolgen. 

Für die Untersuchung der eingesetzten Hilfs- und Betriebsmittel, die ihrerseits unter 

Benutzung anderer Hilfsmittel erzeugt und zur Produktionsstätte transportiert werden, 

ist es in den meisten Fällen ausreichend, nur einen ersten Schritt zu machen. Diese 

Methode bietet sich vor allem dann an, wenn das Einsatzgewicht der Betriebsmittel 

um Größenordnungen unter dem Durchsatz während der gesamten Nutzungsdauer 

liegt, weil dann in den meisten Fällen auch der KEAH der Betriebsmittel im Vergleich 

zum Prozeßenergieverbrauch eine marginale Größe darstellt. Abschätzungen mit Hilfe 

technischer Daten, wie z.B. dem Einsatzgewicht, dem spezifischen Verbrauch und dem 

Durchsatz, können die Untersuchung vereinfachen und die Aktivitäten auf die wesentlichen 

Merkmale einer Prozeßkette konzentrieren. 

Abbildung 4 beschreibt die Vorgehensweise bei der Ermittlung des KEA als Kombination 

aus Input-Output-Analyse und Prozesskettenanalyse. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 15 

Abbildung 4: Kombination zweier Analyseverfahren zur Ermittlung des Kumulierten 

Energieaufwandes für die Herstellung eines Produkts /FLE 99/ 

Angestrebt wird die Durchführung der Prozesskettenanalyse mit Input-Output-Daten 

auf Prozessebene, die durch den Vergleich mit stärker aggregierten Daten verifiziert 

werden. 

Ein Abbruchkriterium, welches die Prozeßkettenanalyse zum Teil deutlich vereinfacht, 

ist erreicht, wenn ein zu bilanzierender Zweig in vorhergehenden Untersuchungen bereits 

bilanziert wurde und die dabei ermittelten Daten in nachvollziehbarer und ausreichend 

detaillierter Form vorliegen. Da zum KEA schon eine Vielzahl von Untersuchungen 

durchgeführt wurde, ist die Bilanzierung neuer Produkte häufig mit geringem Aufwand 

durchführbar. 

Mit diesem iterativen Verfahren wird bei jedem Durchgang der ermittelte Wert sukzessive 

einem unter den gemachten Voraussetzungen "endgültigen" Wert angenähert. Im 

Rahmen dieses Projekts wurden mehrere Iterationen durchgeführt, bis die Abweichungen 

zwischen den einzelnen Durchläufen auf ein im Rahmen der Gesamtgenauigkeit zu 

vernachlässigendes Maß gesunken waren. 

3.3 Bilanzgrenzen 

Die im Rahmen dieser Studie bereitgestellten Daten beschränken sich weitgehend auf 

die Herstellung bzw. Bereitstellung von für Energie- und Stoffflußanalysen häufig benötigte 

Materialien bzw. Energieträger. In Abbildung 5 sind die typischen Stoff- und 

Energieströme dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Primärenergieträger Primäre und sekundäre Rohstoffe 

Fertigungsstoffe: 

Rohstoffe,Kreislaufmaterial,Teile,Gruppen 

z.B. Stahl, Öl (nichtenergetischer 

Aufwand), 

Bleche, Motoren 



Bereitstellung der betrieblichen Produktionsfaktoren 

Betriebsstoffe: 

Betriebsenergie, 

rückgeführte Energie 

Ersatzteile, 

Schmierstoffe 

Prozeß 

Betriebsmittel: 

Maschinen, Gebäude, nicht- 

Transportmittel produktionstechnische 

Anlagen 

z.B. Drehbank, z.B. Werksgebäude 

Stanzmaschine F&E-Bereich, Kantine, 

Ofen, Fließband Verwaltung 

ZielKuppel- 

Abfälle Emissionen Fortwärme 

produktprodukte 

( u n g e n u t z t ) 

durchgehend berücksichtigt mit Einschränkungen berücksichtigt nicht berücksichtigt 

Abbildung 5: Stoff- und Energieströme eines Prozesses 

In der Regel nicht Bestandteil 

der energetischen Bilanzierung: 

Menschliche Arbeit 

z.B. Maschinenbeschickung 

von Hand 

Metobolische Energie: 

z.B. Nährwert von 

Lebensmitteln 

Umweltenergie: 

z.B. natürliche Beleuchtung 

oder Beheizung durch passive 

Solarenergienutzung 

Luft: 

z.B. Verbrennungsluft 

Wasser: 

z.B. Kühlwasser 

Boden: 

z.B. Flächenbedarf für 

Anlagen, Gebäude 

An der Schattierung der Pfeile ist zu erkennen, welche Teilbereiche bei der Bilanzierung 

berücksichtigt bzw. vernachlässigt werden: 

• Fertigungsstoffe 

Unter dem Begriff Fertigungsstoffe werden alle Rohstoffe, Kreislaufmaterialien, 

Teile (Halbzeuge, Rohteile, Umarbeitsteile und Fertigteile) und Gruppen zusammengefaßt, 

die im Rahmen der Herstellungsphase dem Zielprodukt zugewiesen 

werden können. Fertigungsstoffe gehen in aller Regel als Bestandteile in das Zielprodukt 

ein und werden daher bei der Bilanzierung berücksichtigt. 

• Betriebsstoffe 

Betriebsstoffe ermöglichen die Nutzung der Betriebsmittel. Es handelt sich um 

primäre und sekundäre Energien, die im laufenden Betrieb verbraucht werden, 

um Hilfsstoffe und um Aufwendungen, die für die Instandhaltung notwendig sind, 

wie z.B. Ersatzteile und Schmierstoffe. Betriebsstoffe wurden - abhängig von der 

Datenlage - berücksichtigt. 

• Betriebsmittel 

Betriebsmittel sind alle Einrichtungen und Anlagen, welche die technische Voraussetzung 

betrieblicher Leistungserstellung bilden. Die Zuordnung von Betriebsmitteln 

zum Zielprodukt ist im allgemeinen nur indirekt möglich und relativ ungenau, 

da sich ihre Nutzungsdauer selten im voraus bestimmen läßt. Betriebsmittel 

können in zwei Gruppen eingeteilt werden: zum einen in Maschinen, Anlagen 

und Transportmittel (z.B. Drehbänke, Öfen, Fließbänder), zum anderen in 

Gebäude (z.B. Maschinenhaus) und nicht-produktionstechnische Anlagen (z.B. 

Verwaltungsgebäude).

Methodik 17 

Auf die Betriebsmittel, die nach VDI4600 fester Bestandteil der KEA-Bilanzierung 

sind, soll hier detailliert eingegangen werden. Wie durch die weißen Pfeile angedeutet 

ist, werden diese bei der Grundstoffbilanzierung aus folgenden Gründen nicht berücksichtigt: 

• Die Ermittlung des Energieaufwandes für die Herstellung der Betriebsmittel ist 

häufig mit erheblichem Aufwand verbunden, da der Durchsatz oder die Lebensdauer 

einer Maschine, die Energieaufwendungen bei der Herstellung der Betriebsmittel 

selbst usw. nur schwer zu erfassen sind. 

• Der Einfluß der Betriebsmittel auf den gesamten KEA (und auch auf eine Reihe 

weiterer umweltrelevanter Fragestellungen) ist, wie in /GRU 3/ aber auch bei der 

Ermittlung der Energieaufwendungen für die Energiebereitstellung gezeigt werden 

konnte, äußerst gering. So liegt der gesamte Energieaufwand für die Herstellung 

der Produktionsanlagen (incl. Transportmittel) bei der Stahlherstellung deutlich 

unter 1 %. Der Aufwand für die Herstellung, Instandhaltung und die Entsorgung 

eines Steinkohlekraftwerkes incl. der sonstigen Betriebsmittel während der Nutzungsphase 

des Kraftwerks liegt bei rund 1 % der Energiemenge, die in der eingesetzten 

Steinkohle enthalten ist. Der Anteil des KEAH des Kraftwerks am gesamten 

Energieeinsatz während der Lebensdauer liegt bei nur 0,3 %. Aus den angeführten 

Beispielen kann jedoch nicht gefolgert werden, daß der Aufwand für Betriebsmittel 

generell vernachlässigt werden kann. Bei Prozessen mit geringem Durchsatz oder 

sehr aufwendiger Anlagentechnik ist wie bereits im Kapitel 3.2 dargelegt zumindest 

eine Grobbilanzierung der Betriebsmittel generell zu empfehlen. Für die im Rahmen 

dieser Studie betrachteten Prozesse der Grundstoffindustrie mit hohen Durchsätzen, 

hohem Betriebsenergieverbrauch und wenig aufwendiger Anlagentechnik 

liegt jedoch der Fehler durch die Vernachlässigung der Betriebsmittel innerhalb der 

sonstigen Fehlergrenzen. 

Nicht berücksichtigte Input-Parameter sind menschliche Arbeit und metabolische 

Energie (z.B. Nährwert von Lebensmitteln). Umweltenergie, z.B. passiv genutzte Solarenergie, 

wird in der Regel von der Bilanzierung ausgeschlossen. Luft, Wasser und Boden 

sind ebenso nicht Bestandteil der energetischen Bilanzierung, wohl jedoch die 

Aufwendungen zu ihrem Transport bzw. ihrer Bereitstellung soweit die technischen 

Prozesse dies erfordern. 

Output sind neben dem Zielprodukt ggf. Kuppelprodukte und Emissionen, sowie nicht 

genutzte Fortwärme und Abfälle, wobei letztere nicht in die KEA-Bilanzierung eingehen. 

3.4 Bezugsgrößen 

Als Bezugsgrößen (funktionale Einheit) für die ermittelten KEA- und Emissionswerte 

werden kommen folgende Größen zum Einsatz: 

• Bei Grundstoffen, außer Holz (GRU 2, Teil N), die Produktmasse (Angabe des KEA 

in MJ/kg). Die ebenfalls anzutreffende Bezugseinheit "Volumen" wurde hier bewußt 

nicht gewählt, da Volumenänderungen durch z.B. Aufschäumen meist mit deutlich 

geringeren Veränderungen des KEA verbunden sind, als Veränderungen der Pro- 


ENERGIEWIRTSCHAFT


duktmasse. Zur Umrechnung der Größen wird jedoch soweit möglich und sinnvoll 

die Dichte der betrachteten Materialien angegeben. 

• Bei Holz wird das Volumen eingesetzt, da bei den durch Umgebungsbedingungen, 

wie Temperatur, Luftfeuchte usw. bedingten Veränderungen der Restfeuchte im 

Holz die Gutsmasse stärker schwankt als das Volumen. Außerdem ist bei Bauholz 

das Volumen eine gebräuchlichere Einheit als die Masse. 

• Bei Energieträgern wird der Energieinhalt als Bezugsgröße verwendet; bei Brennstoffen 

auch die Masse oder das Volumen. In Verbindung mit dem stets angegebenen 

Heizwert sind diese Größen ineinander umrechenbar. 

3.5 Bewertung regenerativer Energieträger 

Die Bewertung regenerativer Energieträger in Energiebilanzen ist ein vieldiskutiertes 

Thema. Die Bewertungsansätze reichen von einer Vernachlässigung der eingesetzten 

regenerativen Energiemengen bis zu einer Berücksichtigung der Nutzungsgrade bei der 

Umwandlung. Generell zu berücksichtigen sind die Aufwendungen zur Herstellung der 

Anlagen bei der Bereitstellung und Umwandlung der Energieträger, also z.B. der 

Kraftwerke. Am Beispiel der Photovoltaik lassen sich die Auswirkungen dieser verschiedenen 

Bewertungsansätze verdeutlichen: 

• Vernachlässigt man die Einstrahlung auf die Module, so daß nur die Aufwendungen 

für die Herstellung der PV-Anlage berücksichtigt werden, so beträgt der KEA des 

photovoltaisch erzeugten Stroms - abhängig von der Art, der Ausrichtung und der 

Lebensdauer des Moduls sowie weiteren Einflußparametern - zwischen 0,1 und 

1 kWhprim/kWhend. Üblicherweise liegt der Wert unter 1, so daß die PV-Anlage de 

facto eine Energiequelle darstellt. 

• Berücksichtigt man den Nutzungsgrad der Umwandlung (5 - 15 %), so liegt der 

Primärenergieaufwand von photovoltaisch erzeugtem Strom - wiederum abhängig 

von oben genannten Parametern - zwischen 7 und 20 kWhprim/kWhend und damit 

deutlich über dem Primärenergieverbrauch fossiler Kraftwerke. 

Diese Spannbreite verdeutlicht die Schwierigkeiten bei der Bewertung regenerativer 

Energie, erschwert aber außerdem den Vergleich der ermittelten kumulierten Energieaufwendungen 

mit konventionellen Systemen. In dieser Studie werden regenerative 

Energieträger daher folgendermaßen berücksichtigt: 

• Die Aufwendungen für die Herstellung der Anlagen werden berücksichtigt. Die entsprechenden 

Daten stammen aus /HAG 92/ bzw. /KIN 92/ und /DRE99/. 

• Für die Umwandlung der Energieformen Sonnenstrahlung, Wind- und Wasserkraft 

wird der Netto-Nutzungsgrad - in Übereinstimmung mit nationalen und internationalen 

Statistiken - zu 100 % angesetzt. D.h. nur diejenige Energiemenge, die die 

Anlagen zur Umwandlung der Umwelt-Energie in nutzbare Energieformen verläßt, 

wird als Energieeinsatz gewertet. 

• Erfolgt nach der ersten Umwandlung der Umweltenergie in nutzbare Energie eine 

weitere Energiewandlung (z.B. solarthermisches Dampfkraftwerk, Verbrennung 

von Biomasse) so geht der reale Umwandlungsnutzungsgrad in die Bewertung ein. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 19 

• Sonstige Aufwendungen zur Bereitstellung von Biomasse (Anbau, Aufzucht und 

Ernte von Pflanzen) werden bei der Ermittlung des KEA berücksichtigt (siehe hierzu 

/GRU5/ und /GRU 2 Kapitel N/) 

• Spielen regenerative Energieträger bei der Herstellung eines Produktes eine wesentliche 

Rolle, so wird der Kumulierte Nichtregenerative Aufwand /DRE99/ explizit 

ausgewiesen. Dadurch wird eine Beurteilung der Ressourcenbelastung deutlich 

vereinfacht. 

Anhand von Abbildung 6 lassen sich die Vorteile einer getrennten Erfassung von regenerativen 

und nichtregenerativen Aufwendungen verdeutlichen. 

16 

[GJ/t] 

14 

Primärenergieaufwand 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

Kumulierter Energieaufwand 

Kumulierter Nichtregenerativer Aufwand 

0,658 

0,656 

13,820 

1,520 

Beton B25 Schnittholz 

Abbildung 6: Vergleich der gesamten und der nichtregenerativen Primärenergieaufwendungen 

am Beispiel von Schnittholz und Beton 

Während bei Beton die Energieaufwendungen zu beinahe 100 % aus fossilen Quellen 

gedeckt werden, und daher KEA und KNRA weitgehend identisch sind, beträgt der 

nichtregenerative Aufwand für die Schnittholzherstellung nur rund 13 % des KEA. 

Dies liegt zum einen am hohen Anteil der im Produkt in Form des Heizwertes gebundenen 

Energie (ca. 12 GJ/t) und zum anderen am vergleichsweise hohen Anteil an Prozeßenergie, 

der in der Holzindustrie mit Hilfe von Restholz gedeckt wird. 

3.6 Bewertung von Abfällen 

Da im Rahmen dieser Studie nur die Bereitstellung von Gütern und Dienstleistungen 

betrachtet wurde, spielt die Frage der Reststoffbewertung nur bei der Rückführung von 

Stoffen in den Produktionskreislauf eine Rolle. Aufwendungen für Entsorgung, Deponierung 

usw. wurden nicht näher betrachtet, jedoch existiert eine Vielzahl von Untersuchungen 

der FfE bzw. des Lehrstuhls für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 


ENERGIEWIRTSCHAFT


der TU München, die sich eingehend mit Fragen der Entsorgung beschäftigt (z.B. 

/EUR 94/, /MAU 93/). 

3.7 Bewertung von Sekundärrohstoffen 

Bei der Bewertung von Recyclingprozessen muß unterschieden werden zwischen internem 

Recycling (z.B. Rückführung von Gießresten in den Schmelzofen des Gießwerks) 

und externem Recycling (z.B. Rückführung von Stahlschrott in das Elektrostahlwerk). 

• Intern recyclierbaren Materialien, werden keine Energieaufwendungen oder Emissionen 

zugeschrieben. Die Aufwendungen werden dem Zielprodukt gutgeschrieben, 

so daß das Recyclingmaterial bei der Rückführung in den Produktionsprozeß energie- 

und emissionsfrei zur Verfügung steht. Eventuell anfallende Transport- und 

Aufarbeitungsaufwendungen müssen selbstverständlich berücksichtigt werden. 

• Dem Recyclingmaterial, das von außen in den Produktionsprozeß einfließt (z.B. 

durch Wertstoffsammlung), wird der KNA des Vorprodukts (d.h. diejenige Energiemenge, 

die der Umwelt entnommen und keinem Umwandlungsprozeß unterzogen 

wurde) zugewiesen. Die Aufwendungen für die Bereitstellung des Recyclingmaterials 

werden ebenfalls berücksichtigt. Eine generelle Berücksichtigung des Heizwerts 

von sekundären Rohstoffen nach /VDI4600/ findet nicht statt, da dem Sekundärprozeß 

auf diese Weise Energieaufwendungen zugeschrieben werden, die tatsächlich 

nicht anfallen. Eine eingehende Diskussion dieses Themas findet in /GRU 3 - "Weiterführende 

Überlegungen"/ statt. 

Da es für die Berücksichtigung von sekundären Rohstoffen keine eindeutig richtige 

oder falsche Vorgehensweise gibt, die gewählte Art der Berücksichtigung jedoch nicht 

unerheblichen Einfluß auf die Ergebnisse hat, werden die Heizwerte der rückgeführten 

Stoffe in den jeweiligen Kapiteln stets angegeben, so daß sowohl deren Einfluß abgeschätzt 

werden kann, als auch eine Abänderung der Vorgehensweise mit dem vorhandenen 

Zahlenmaterial jederzeit durchführbar ist. 

3.8 Kuppelproduktion 

Da bei einer Vielzahl von Prozessen mehrere Produkte gleichzeitig hergestellt werden, 

stellt sich häufig die Frage nach der Zuteilung (Allokation) der Energie- und Materialaufwendungen 

auf die verschiedenen Produkte. Jede derartige Aufteilung muß nach 

/VDI4600/ folgende Kriterien erfüllen: 

• Die Summe der Einsatzmengen ist identisch mit der Summe der Ausgangsmengen 

eines Bilanzraums und 

• die Summe der Energieeinträge entspricht der Summe der Energieausträge. 

Diese Quellen- und Senkenfreiheit von Bilanzräumen hinsichtlich Massen und Energiemengen 

ist eines der Leitkriterien bei der Prozesskettenanalyse. 

Im Rahmen dieser Studie wurde zunächst eine Unterscheidung der Produkte jedes Bilanzraums 

in Zielprodukte und sonstige (Neben-)produkte durchgeführt. Eine Zuteilung 

von Energie- und Emissionswerten erfolgt im Rahmen der Prozesskettenanalyse 

nur auf Zielprodukte. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 21 

Nebenprodukte werden stets angegeben, da sie zur Komplettierung der Massenbilanz 

notwendig sind. Sie stellen häufig Produktionsabfälle bzw. nicht weiter genutzte Reststoffe 

dar. 

Ausnahme hierbei ist die Verbrennung von Brennstoffen. Da die für die Verbrennung 

benötigte Luftmenge nicht berücksichtigt wird, und eine vollständige Massenbilanz bei 

Verbrennungsvorgängen äußerst schwierig zu erstellen ist, werden Energieträger und 

deren Verbrennungsrückstände standardmäßig aus der Massenbilanz ausgeblendet. 

Bei Bilanzräumen mit mehreren Zielprodukten existieren verschiedene Bewertungsmöglichkeiten, 

die im folgenden erläutert werden. 

3.8.1 Substitutionsmethode 

Bei diesem Verfahren werden nicht die Aufwendungen der Inputs nach einem festen 

Schlüssel auf die Outputs verteilt, sondern die aus einem anderen Verfahren (Äquivalenzprozeß) 

bekannten Aufwendungen eines Zielprodukts von den gesamten Aufwendungen 

der Inputs abgezogen. Dieses Substitutionsprinzip wurde bis vor einigen Jahren 

u.a. in der nationalen Strombilanz angewendet, um die Stromerzeugung aus nichtfossilen 

Energieträgern zu bilanzieren. Deren Energieerzeugung wurde mit den mittleren 

Aufwendung fossil befeuerter Wärmekraftwerke bewertet /AGE 78/. Diesem Ansatz 

liegt die Annahme zugrunde, daß mit dem Einsatz nichtfossiler Brennstoffe zur Stromerzeugung 

Strom aus konventionellen Wärmekraftwerken ersetzt wird und dadurch 

Brennstoffeinsatz in diesen Kraftwerken substituiert wird. 

Im Rahmen dieser Studie kommt die Substitutionsmethode nur bei der Bewertung von 

KWK-Prozessen zum Einsatz 2 . Bei der kombinierten Erzeugung von elektrischer Energie 

und Wärme stellt die proportionale Aufteilung des Energieeinsatzes zur Strombzw. 

Wärmemenge (siehe Kapitel 3.8.3) keine sinnvolle Bewertungsmöglichkeit dar. 

Die verschiedenen "Qualitäten" elektrischer und thermischer Energie würden bei diesem 

Verfahren vernachlässigt. Vielmehr wird für die erzeugte thermische Energie ein 

alternativer Bereitstellungsprozeß, i.a. ein für das jeweilige Temperatur und Druckniveau 

geeigneter Kessel, der mit dem für den KWK-Prozeß eingesetzten Brennstoff beheizt 

wird, zugrundegelegt. Die bei dieser alternativen Bereitstellung erforderlichen 

Energieaufwendungen werden von den Energieaufwendungen des KWK-Prozesses abgezogen. 

Die verbleibenden Aufwendungen werden dann der erzeugten elektrischen 

Energie zugerechnet. 

Eine "Variante" dieser Methode kommt im Rahmen dieser Studie bei der Bewertung 

von Energieträgern, die als Nebenprodukte in der Rohstoff- oder Halbzeugindustrie anfallen 

(z.B. Wasserstoff bei der Alkali-Chlorid-Elektrolyse, Gichtgas aus dem Hochofen) 

zum Einsatz. Hierbei wird der Energieinhalt (Heizwert) des Energieträgers vom Primärenergieaufwand 

der Inputs abgezogen, der verbleibende Energieinput wird dann 

auf die eigentlichen Zielprodukte des Prozesses aufgeteilt. Auf eine weitergehende primärenergetische 

Bewertung des Energieinhalts bzw. die Betrachtung eines Alternativ- 

Prozesses wird aus Praktikabilitätsgründen verzichtet. 

2 Zur primärenergetischen Bewertung von regenerativen Energieträgern siehe Kapitel 3.4 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3.8.2 Allokation nach Massen 

Eine massenproportionale Aufteilung der Aufwendungen findet immer dann statt, 

wenn einen Bilanzraum (z.B. metallverarbeitender Betrieb) mehrere ähnliche Kuppelprodukte 

verlassen und die Datenlage eine andere Aufteilung nicht zuläßt. 

3.8.3 Allokation nach Energieinhalten (Heizwerten) 

Bei Prozessen, in denen alle Zielprodukte einen Energieinhalt besitzen, bietet sich anstelle 

der massenproportionalen Aufteilung eine Aufteilung nach den Energieinhalten 

der Zielprodukte an. Diese Form der Aufteilung bildet die tatsächlichen Energieströme, 

insbesondere bei Prozessen mit hohem Anteil an nichtenergetischen Aufwendungen, 

optimal ab. 

So werden insbesondere in der petrochemischen Industrie in komplexen Prozessen verschiedene 

Kohlenwasserstoffverbindungen hergestellt bzw. separiert; der Heizwert der 

Produkte hat dabei bis auf wenige Ausnahmen einen Anteil von mehr als 50 % am 

KEA. 

Den Einfluß der Allokationsmethode auf den KEA der Produkte stellt Tabelle 2 anhand 

eines Steamcrackingverfahrens dar. Wegen des hohen massenspezifischen Heizwerts 

von Wasserstoff wird diesem beim Übergang von massen- auf heizwertproportionale 

Bewertung ein wesentlich höherer Energieaufwand zugewiesen. 

Tabelle 2: Vergleich verschiedener Allokationsverfahren am Beispiel "Steamcrakking 

von Ethan" 

Produkt 

Masse / Energieinhalt 

Ethylen 

1kg / 47,2 MJ 

Propylen 

0,02 kg / 0,92 MJ 

Wasserstoff 

0,08 kg / 9,6 MJ 

Methan 

0,09 kg / 0,45 MJ 

Butan 

0,04 kg / 1,824 MJ 

Pyrolyse-Gasöl 

0,01 kg / 0,41 MJ 

Bei massenproportionaler Bewertung liegt der KEA des Wasserstoffs deutlich unter 

seinem Energieinhalt; bei heizwertproportionaler Bewertung ergibt sich ein spezifischer 

KEA von rund 1,26 MJprim/MJH2. Ähnlich wie in diesem Beispiel ergeben sich 

durch heizwertproportionale Bewertung für eine Vielzahl von petrochemischen Prozessen 

deutlich plausiblere Werte als bei der Allokation nach Massen. Daher erfolgt die 

Allokation in /GRU 4 - Kunststoffe/ durchgängig über die Heizwerte bzw. im Fall von 

Dampf oder elektrischer Energie über die Energieinhalte der Zielprodukte. 



Anteil an der 

Outputmasse [%] 

KEA bei Allokation 

nach Masse [%] 

Anteil am Gesamt- 

Energieoutput [%] 

KEA bei Allokation 

nach Heizwert [MJ] 

80,6 65,29 73,3 59,31 

1,6 1,31 1,4 1,15 

6,5 5,23 14,9 12,06 

7,3 5,88 7,0 5,65 

3,2 2,61 2,8 2,29 

0,8 0,65 0,6 0,51 

Summe 100,0 80,97 100,0 80,97

Methodik 23 

3.8.4 Sonstige Zuordnungsverfahren 

Neben den oben ausführlich dargestellten Bewertungsmethoden existieren weitere Zuordnungsverfahren, 

die im Rahmen dieser Studie nicht verwendet wurden. Diese verwenden 

u.a. folgende Größen für die Aufteilung der Inputströme auf die Produkte 3 . 

• Physikalische Größen: Volumen, Stoffmenge (mol), Brennwert, Enthalpie 

• Wirtschaftliche Größen: Marktpreis, Werkabgabepreis 

Insbesondere eine monetäre Bewertung ist häufig von den physikalischen Gegebenheiten 

weit entfernt und spiegelt die tatsächlichen Energie- und Stoffströme nur begrenzt 

wieder. Daher sollte die Bewertung soweit möglich auf der Basis physikalischer Größen 

durchgeführt werden. 

3.9 Ermittlung der Emissionen 

Im folgenden werden die betrachteten Emissionsarten beschrieben sowie die Begriffe 

prozeßbedingte und energiebedingte Emissionen definiert. Danach wird die Vorgehensweise 

zur Ermittlung der Emissionen erläutert. 

3.9.1 Untersuchungsgegenstand 

Die im folgenden beschriebenen atmosphärischen Emissionen werden, soweit es die Datenlage 

zuläßt, durchgängig für alle untersuchten Grundstoffe angegeben. 

• CO2: Kohlendioxid ist als Verbrennungsrückstand aller kohlenstoffhaltiger Energieträger 

die mengenmäßig bedeutendste Emissionsart. Kohlendioxid aus Verbrennungsprozessen 

wird als energiebedingte Emission definiert (siehe auch 3.9.2). Zusätzlich 

gibt es Verfahren, in denen CO2 prozeßbedingt entsteht, wie z. B. bei der 

Zersetzung von Carbonaten (Decarbonatisierung) bei Brennprozessen (z.B. CaCO3 

→ CO2 + CaO) oder bei der Reduktion von Metalloxiden zu den entsprechenden Metallen 

(z. B. 2Al2O3 + 3C → 4Al + 3CO2). Ein besonderes Augenmerk bei der Ermittlung 

von Kohlendioxidemissionen ist auf die Bilanzierung von aus Biomassefeuerung 

emittierte CO2-Emissionen zu legen. Biomasse bindet während der Wachstumsphase 

durch die Photosynthese Kohlendioxid aus der Luft, das bei der Verbrennung 

wieder freigesetzt wird. Als CO2-neutral wird diese separat erfaßt und 

ausgewiesen. Da Kohlendioxid zudem als wesentliches Treibhausgas in der öffentlichen 

Diskussion steht und sich eine Vielzahl von Projekten mit Möglichkeiten zur 

Verringerung der CO2-Emissionen beschäftigen, wird im Rahmen dieses Projekts 

eine detaillierte und vollständige Darstellung der durch die Herstellung von Grundstoffen 

bedingten Kohlendioxidemissionen durchgeführt. 

• CO: Lokal gesehen wirkt Kohlenmonoxid ab einer Konzentration von 0,01 % als 

humantoxisches Gift (Atembeschwerden aufgrund Blockierung des Hämoglobins). 

Global haben CO-Emissionen kein Wirkungspotential, da sie in der Atmosphäre 

durch Radikale bzw. im Boden von Bakterien zu Kohlendioxid aufoxidiert werden. 

Sie können jedoch als Leitgröße für die Qualität von Verbrennungsprozessen herangezogen 

werden, da CO-Emissionen meist durch unvollständige Verbrennung koh- 

3 Für die Chlor-Alkali-Elektrolyse wurde im Rahmen dieses Projekts auf eine Aufteilung der Inputs nach Anteilen verzichtet 

(siehe /GRU 3/ - Kapitel B Abschnitt 3.6). 


ENERGIEWIRTSCHAFT


lenstoffhaltiger Brennstoffe entstehen. Durch geeignete Gestaltung des Brennraums 

bzw. Luftüberschuß bei der Verbrennung und eine sogenannte Nachverbrennung 

der Abgase (z. B. Al-Elektrolyse) können CO-Emissionen weitgehend vermieden 

werden. Da CO einen Heizwert von ca. 2,8 kWh/kg besitzt, kann eine Nachverbrennung 

zur Verbesserung des Wirkungsgrades bei der Energiewandlung beitragen, 

wenn die dabei freiwerdende Wärme für den Prozeß genutzt wird. 

• NOx: Stickstoffoxide spielen bei der Entstehung des photochemischen Smogs (Ozon) 

und des sauren Regens eine erhebliche Rolle. Sie treten vor allem als Stickstoffmonoxid 

(NO) und Stickstoffdioxid (NO2) auf. Bei Verbrennungsprozessen reagiert 

Stickstoff mit Sauerstoff zu NO (ca. 95 bis 98 %) und NO2 (ca. 2 bis 5 %). Hierbei 

wirken unterschiedliche Mechanismen: 

Brennstoff-NOx-Bildung: Im Brennstoff gebundener Stickstoff reagiert in der 

Flamme bei Temperaturen zwischen 800 und 1.400 °C im ersten Schritt mit Luftsauerstoff 

zu NO; in einem zweiten Schritt ist eine Reaktion mit Brennstoffstickstoff 

zu molekularem Stickstoff möglich. Wesentliche Einflußgrößen sind Stickstoffgehalt 

und Art der Stickstoffverbindungen im Brennstoff, die Flammentemperatur, 

die Verweilzeit und der Luftüberschuß. 

Prompte NOx-Bildung: Promptes NOx entsteht in brennstoffreichen Flammen 

durch Einwirkung von kohlenstoffhaltigen Radikalen auf den Luftstickstoff und 

nachfolgende Oxidation der Kohlenstoff-Stickstoff-Verbindung. Die prompte NOx- 

Bildung nimmt mit steigender Temperatur zu. 

Thermische NOx-Bildung: Das chemische Gleichgewicht zwischen den Komponenten 

Stickstoff, Sauerstoff und Stickstoffmonoxid verlagert sich bei zunehmender 

Temperatur zu höheren NO-Konzentration. An den Nachschaltheizflächen von 

Wärmeerzeugern und in der Atmosphäre wird das so gebildete NO zu NO2 aufoxidiert. 

Die thermische NOx-Bildung ist stark abhängig von der Flammentemperatur, 

der Sauerstoffkonzentration sowie der Verweilzeit bei Temperaturen über 1300 °C. 

Maßnahmen zur NOx-Emissionsminderung zielen wegen der hohen Bedeutung der 

thermischen NOx-Bildung hauptsächlich auf den zuletzt genannten Bildungsmechanismus 

ab. Dabei wird versucht durch niedrige Flammtemperaturen, kurze 

Verweilzeiten und Luftmangel oder aber sehr hohen Luftüberschuß die Bedingungen 

für die NOx-Bildung zu verschlechtern. Maßnahmen, die auf Luftmangel basieren, 

laufen jedoch konträr zu den Bestrebungen einer möglichst vollständigen Verbrennung 

mit dem Ziel niedriger Ruß, Kohlenmonoxid und Kohlenwasserstoffemissionen. 

• SO2: Schwefeldioxid entsteht vor allem in Abhängigkeit vom Schwefelgehalt des 

eingesetzten Brennstoffs. Bei der Verbrennung von Schwefel entsteht zunächst SO2, 

welches unter bestimmten Voraussetzungen bei hohen Temperaturen zu SO3 aufoxidiert 

wird. Dieses wiederum reagiert bei Zugabe von Wasser zu Schwefelsäure 

(Versauerungspotential) weiter. Eine Verringerung der SO2-Emissionen ist primär 

durch die Verwendung schwefelarmer Brennstoffe (z.B. Erdgas, Treibstoffe mit 

niedrigerem Schwefelgehalt) zu erreichen. Bei stark schwefelhaltigen Brennstoffen 

kann auch eine Entschwefelung der Rauchgase notwendig werden. Weitere Entstehungsmöglichkeiten 

für SO2-Emissionen sind das Rösten sulfidischer Erze und die 

thermische Zersetzung von Sulfaten. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 25 

• CH4: Methan wird in der Natur durch Gärprozesse erzeugt. Wegen seines hohen 

Treibhauspotentials befindet es sich ebenso wie CO2 in der öffentlichen Diskussion. 

Technisch bedingte CH4-Emissionen sind meist auf die Freisetzung von CH4 bei der 

Gewinnung von Rohstoffen (Leckagen bei der Erdgasförderung, Steinkohlebergbau 

u.a.) und dem Erdgastransport, sowie in geringerem Maße auf eine unvollständige 

Verbrennung (vor allem von Erdgas) zurückzuführen. Die Möglichkeiten zur Emissionsminderung 

bestehen v.a. in Verbesserungen bei der Brennstoffgewinnung und 

–verteilung sowie in einer optimierten Verbrennungstechnik. 

• NMVOC: Die Gruppe der Non-Methane-Volatile-Organic-Carbons (Nichtmethanhaltige- 

flüchtige- Kohlenwasserstoffe) umfaßt eine nicht quantifizierbare 

Anzahl von Wasserstoff-Kohlenstoff-Verbindungen alleine oder in Kombination mit 

einer Vielzahl weiterer Elemente. Es handelt sich meist um thermisch nicht vollständig 

oxidierte Brennstoffreste (Verkehr), um Zersetzungs- und Reaktionsprodukte 

aus Herstellungsprozessen (z.B. Erdölraffination) oder um Materialverluste bei 

Lagerung und Verbrauch organischer Flüssigkeiten. Die Vielzahl dieser Verbindungen 

wird in einer Gruppe zusammengefaßt, weil einerseits die detaillierte Erfassung 

aufgrund des enormen meßtechnischen Aufwands kaum möglich ist und andererseits 

die Werte für die Einzelverbindungen in Literaturquellen stark schwanken. 

• N2O: Distickstoffoxid (Lachgas) kommt in Spuren in der Atmosphäre vor und entsteht 

in der Natur beim Um- und Abbau von organischem Stickstoff im Boden oder 

Güllelager. Lachgas, das als Treibhausgas wirkt, entsteht des weiteren bei Verbrennungsvorgängen 

sowie in der chemischen Industrie bei der Herstellung von 

Kunststoffen (Nylon) und Kunstdünger. Für die Entstehungsmechanismen besteht 

weiterer Forschungsbedarf, so daß die Berechnung mit Hilfe der Emissionsfaktoren 

als unsicher einzustufen ist. 

• Staub/Partikel: Die bei Verbrennungsprozessen entstehenden Partikel bestehen 

aus Ruß, angelagerten Kohlenwasserstoffen, Sulfaten und Asche. Bei sonstigen 

Herstellungsprozessen meist als Feinstaub prozeßbedingt entstehende Partikel 

werden in dieser Studie nicht erfaßt. 

3.9.2 Vorgehensweise 

Ziel dieser Studie ist es, neben dem Kumulierten Energieaufwand weitere wichtige 

Größen für die ganzheitliche Bilanzierung von Produkten und Dienstleistungen bereitzustellen. 

Die im Zusammenhang mit der Bereitstellung von Grundstoffen anfallenden 

Emissionen sind ein wichtige Kenngrößen für Ökobilanzen (vgl. /PRA/). 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Bei der Ermittlung von Emissionen wird zwischen energiebedingten und prozeßbedingten 

Emissionen unterschieden. 

• Energiebedingte Emissionen entstehen bei der Gewinnung, Umwandlung und dem 

Transport von Energieträgern sowie der eigentlichen Verbrennung (Oxidation) der 

Brennstoffbestandteile. Neben den konventionellen Energieträgern werden auch 

Ersatzbrennstoffe sowie Zuschlagstoffe, die energetisch zum Brennprozeß beitragen, 

unter dem Begriff Energieträger zusammengefaßt. Diese werden analog der Vorgehensweise 

der KEA-Ermittlung mit Hilfe der Prozeßkettenanalyse kumuliert erfaßt. 

• Prozeßbedingte Emissionen sind energieträgerunabhängige Emissionen, die durch 

chemische Reaktionen der an einem Prozeß beteiligten Einsatzstoffe oder durch 

Verdampfen bzw. Sublimieren von Stoffen entstehen. 

Die Unterscheidung dieser Emissionsklassen ist insbesondere deshalb sinnvoll, weil im 

Rahmen dieses Projekt umfangreiche Daten zum Energieeinsatz bei Herstellungsprozessen 

gesammelt werden und daraus die energiebedingten Emissionen abgeleitet 

werden können. Die durch den Energieeinsatz resultierenden Emissionen stellen erfahrungsgemäß 

bei einer Vielzahl von Prozessen den Großteil der Gesamtemissionen dar. 

Die im folgenden beschriebene Methodik bei der Ermittlung der Emissionen soll insbesondere 

die Bedeutung der energiebedingten Emissionen für die Gesamtemissionen eines 

Produktes aufzeigen. 

Um für typische Produktionsprozesse möglichst nachvollziehbare Emissionswerte angeben 

zu können, wird in folgenden Schritten vorgegangen: 

• Ermittlung der energiebedingten Emissionen (Kapitel 3.9.2.1) 

• Ermittlung der Gesamtemissionen von Herstellungsprozessen durch Literaturrecherchen, 

Herstellerbefragungen usw. (Kapitel 3.9.2.3) 

• Vergleich der Gesamtemissionen mit den energiebedingten und Erklärung eventueller 

Abweichungen, z.B. durch Betrachtung möglicher prozeßbedingter Emissionen. 

Als Ergebnis der Berechnungen werden für jeden bilanzierten Stoff neun Werte ausgewiesen. 

Stets aufgeführt wird der KEA und die energiebedingten Emissionen, die das 

Ergebnis der Prozeßkettenanalyse sind, und nach Vergleich mit Fachliteraturwerten 

die ermittelten Gesamtemissionen. Bei Prozeßketten mit einem relevanten Anteil regenerativer 

Energieträger am KEA (über 5 %) werden zudem der Kumulierte Nichtregenerative 

Aufwand (KNRA) und die CO2-Emissionen aus nichtregenerativen Brennstoffen 

ausgewiesen. 

3.9.2.1 Energiebedingte Emissionen 

Die Berechnung der energiebedingten Emissionen basiert auf der detaillierten Kenntnis 

von Art und Menge der für einen bestimmten Prozeß eingesetzten Energieträger. 

Diese Kenntnis genügt für die Ermittlung der Emissionen bei der Bereitstellung der 

benötigten Energieträger, da zu den entsprechenden Emissionen eine Vielzahl von Untersuchungen 

durchgeführt wurden /BAU 97/, /GEM/, /ÖKO 95/. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 27 

Auf die Emissionen des Verbrennungsprozesses selbst wirkt sich entscheidend die Prozeßführung 

bei der Verbrennung (z.B. Temperatur, Luftzahl) und die Art der Rauchgasnachbehandlung 

(Nachverbrennung, Filter, Rauchgaswäsche) aus. Letztere werden 

berücksichtigt, falls für einen bestimmten Prozeß eine Rauchgasnachbehandlung üblicherweise 

durchgeführt wird bzw. gesetzliche Vorschriften den Einsatz bestimmter 

Emissionsminderungstechnologien vorschreiben. Anmerkungen zu diesen Techniken 

und den Auswirkungen auf die Emissionen finden sich in den jeweiligen Grundstoff- 

Kapiteln. 

Die Abhängigkeit einzelner Emissionsarten von der Prozeßführung bei der Verbrennung 

kann zu erheblichen Schwankungsbreiten führen. Es ist für die spezifischen Herstellungsprozesse 

nicht möglich, diese komplexen Abhängigkeiten vollständig zu erfassen. 

Z.B. werden die CO-Emissionen eines Prozesses durch geeignete Verfahren (z.B. 

Lambda-Regelung; thermische Nachverbrennung) bis nahe Null gesenkt. Abhängig davon, 

ob diese Verfahren in einer Anlage zum Einsatz kommen, schwanken die CO- 

Emissionen sehr stark. Aus diesem Grund erfolgt die Ermittlung verbrennungsbedingter 

Emissionen mit ausgewählten spezifischen Emissionen, die als Richtwerte dienen 

können, jedoch beim Vergleich mit einem ausgesuchten Praxiswert u.U. hohe Schwankungsbreiten 

aufweisen. 

In Tabelle 3 bis Tabelle 6 (Kapitel 4.1) sind die energiebedingten Emissionen aller 

Energieträger aufgelistet, die im Rahmen der Bilanzierung der Grundstoffe und Halbzeuge 

zugrunde gelegt wurden. Die Tabellen geben die Gesamt-Emissionen an, d.h. sie 

enthalten sowohl die vorgelagerten als auch die bei der Verbrennung von Brennstoffen 

entstehenden Emissionen. Erfaßt werden 

• Brennstoffe einschließlich der Emissionen für Abbau, Veredelung und Transport bis 

zum Endverbraucher (Tabelle 3) 

• Sonstige Energieträger (Tabelle 4) 

• Elektrische Energie einschließlich der Emissionen bei der Bereitstellung der Brennstoffe, 

der Umwandlung in elektrische Energie und der aus den Verteilungsverlusten 

resultierenden Mehremissionen. (Tabelle 5) 

• Aufwendungen für den Transport einschließlich der Emissionen für die Kraftstoffbereitstellung 

(Tabelle 6) 

3.9.2.2 Prozeßbedingte Emissionen 

Neben den durch den Einsatz von Energieträgern bedingten Emissionen entstehen 

Luftschadstoffe in Prozessen, deren primäres Ziel nicht die Gewinnung oder Umwandlung 

von Energie ist. Einige Beispiele sind: 

• Beim Einsatz von Lösungsmitteln verdampft ein Teil der leichtflüchtigen Kohlenwasserstoffe 

in die Umwelt. 

• Beim Brennen von Kalkstein entstehen durch die Dekarbonatisierung prozeßbedingte 

Kohlendioxidemissionen. 

• Beim Schmelzen und Reduzieren von Al2O3 (Tonerde) in der Aluminium- 

Bleielektrolyse entstehen prozeßbedingte CO2-Emissionen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


• Aus dem Schwefelgehalt der eingesetzten Brennstoffe (und u.U. Rohstoffe) berechnete 

SO2-Emissionen werden häufig durch sekundäre Effekte vermindert. Hierunter 

sind die Einbindung in das Produkt (z.B. Zementherstellung) oder etwaige Reststoffe 

(Asche) ebenso zu verstehen wie die Bildung von schwefeliger Säure im Falle der 

Taupunktunterschreitung der Abgase. Insbesondere bei SO2 aber auch bei NOx werden 

häufig auch zusätzliche Emissionsminderungsmaßnahmen eingesetzt, um gesetzliche 

Grenzwerte einzuhalten. 

Da die prozeßbedingten Emissionen weitgehend unabhängig vom Energieaufwand sind, 

kann im Rahmen dieser Studie keine vollständige Erfassung dieser Emissionen vorgenommen 

werden. Die Relevanz der prozeßbedingten Emissionen wird jedoch stets 

durch Vergleich der berechneten energiebedingten Emissionen mit Emissionswerten 

aus der Fachliteratur aufgezeigt. Abweichungen der Gesamtemissionen zu den über 

Prozeßkettenanalyse ermittelten energiebedingten Emissionen können häufig durch die 

Betrachtung prozeßbedingter Emissionen erklärt werden. 

3.9.2.3 Gesamtemissionen - Literaturvergleich 

Zu den Gesamtemissionen von Herstellungsprozessen existieren einige anerkannte 

Studien, die im folgenden kurz beschrieben werden: 

• GEMIS: Das Gesamt-Emissions-Modul integrierter Systeme /GEM/ beschreibt die 

Bereitstellung von Energieträgern bzw. die Herstellung von Gütern und legt dabei 

besonderen Wert auf die vollständige Erfassung der dabei entstehenden Emissionen. 

Die in GEMIS zugrunde liegenden Bilanzgrenzen sind aufgrund des ganzheitlichen 

Ansatzes mit dieser Studie identisch. 

• ÖKO-Inventare: Die umfangreiche Datensammlung „Ökoinventare für Energiesysteme“ 

/ÖKO 95/ wurde von der ETH Zürich im Auftrag des schweizerischen Bundesamts 

für Energiewirtschaft erstellt. Integriert sind neben umfangreichen Prozeßketten 

zur Energiebereitstellung auch die Herstellung von Grundstoffen. Die 

Daten sind wegen ähnlicher Bilanzgrenzen und Vorgehensweise mit den in der vorliegenden 

Studie erarbeiteten Werten vergleichbar. 

Für einige Materialien existieren außerdem Ökobilanzen, die als Datenquelle für die 

Gesamtemissionen herangezogen werden konnten. 

Beim Vergleich der verschiedenen Literaturquellen untereinander bzw. mit den energiebedingten 

Emissionen fallen zum Teil erhebliche Abweichungen auf, die in den einzelnen 

Grundstoffkapiteln in einer vergleichenden Gegenüberstellung erläutert werden. 

Wesentliche Quellen für Abweichungen sind: 

• Verschiedene Bilanzräume bei den Literaturwerten. So wird in einem Teil der Ökobilanzen 

die Bereitstellung von Einsatzstoffen bzw. Energieträgern nicht ausreichend 

betrachtet. 

• Unterschiedlicher Ortsbezug (z.B. Schweiz /ÖKO 95/- Deutschland /GRU 2-5/) 

• Berücksichtigung prozeßbedingter Emissionen (vgl. Kapitel 3.9.2.2) 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Methodik 29 

3.9.2.4 Auswahl von Emissionswerten – Datenqualität 

Nach der Gegenüberstellung verschiedener Emissionswerte aus der Fachliteratur und 

eigenen Berechnungen sowie der anschließenden Diskussion von Abweichungen wird 

für jede Emissionsart ein „plausibler“ Wert ausgewählt. Ergebnis ist ein Datensatz, der 

für jeden Grundstoff mindestens acht Emissionsarten beinhaltet. 

Im folgenden wird eine zumindest qualitative Bewertung der Datenqualität für die verschiedenen 

Emissionsarten angegeben: 

Die ausgewiesenen CO2-Emissionen haben eine sehr gute Datenqualität, da die Abbildung 

durch Berechnung aus dem Kohlenstoffgehalt der Energieträgern (und u.U. prozeßbedingt 

aus dem Carbonatgehalt der Einsatzstoffe) realitätsgetreu möglich ist und 

die Emissionen über Prozeßkettenanalyse vollständig erfaßt werden. 

Die Datenqualität der SO2-Emissionen werden als gut eingestuft. Sie sind im wesentlichen 

energiebedingt und berechenbar. Durch Abgleich mit Literaturwerten konnten 

Abweichungen in der Praxis korrigiert werden. 

Die Datenqualität der CH4-Emissionen kann als gut eingestuft werden. Diese sind im 

wesentlichen energiebedingt und entstehen v.a. in vorgelagerten Prozeßketten der 

Brennstoffe Steinkohle und Erdgas. 

Die Angaben von CO-, NOX-, Staub- und NMVOC-Emissionen können als Richtwerte 

eingestuft werden. Die Ermittlung von exakten Werten ist nicht möglich, da diese sehr 

stark vom einzelnen Prozeß abhängig sind. 

Die Berechnung der N2O-Emission über Emissionsfaktoren ist als problematisch einzustufen, 

da weiterer Forschungsbedarf bezüglich der Entstehungsmechanismen dieses 

Treibhausgases besteht. Die Werte sollten als grobe Richtwerte betrachtet werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4 Basisdaten für die Grundstoffbereitstellung 

Die Ermittlung des KEA ist, wie bereits oben beschrieben, ein iterativer Vorgang. Bei 

dem jede Veränderung in der Bereitstellungskette von Energieträgern (z.B. andere Importstruktur, 

neue Umwandlungstechniken) zu veränderten Werten bei den Grundstoffen 

führt, aber auch jede Änderung bei wichtigen Grundstoffen einen (wenn auch geringeren) 

Einfluß auf die Bereitstellungsaufwendungen für Energieträger hat. Um die 

Nachvollziehbarkeit der im folgenden ermittelten Werte sicherzustellen werden in diesem 

Kapitel daher die Ausgangsdaten für den letzten vollzogenen Iterationsschritt bei 

der Grundstoffbilanzierung dargestellt. Diese werden durchgängig in allen Kapiteln zur 

Grundstoffbereitstellung verwendet. Danach erfolgt ein weiterer Iterationsschritt, in 

dem die Ergebnisse der Grundstoffbilanzierung, aber auch aktuellere Statistiken verwendet 

werden um aktuelle Werte für die Energieträgerbereitstellung zu ermitteln. In 

einer Sensitivitätsbetrachtung wird im Anschluß ermittelt, wie sich die Abweichungen 

der neuen Energieträgerdaten von den vorher festgelegten auf die Werte der Grundstoffe 

auswirken. 

4.1 Basisdaten für die verwendeten Energieträger 

4.1.1 Brennstoffe 

Die folgenden Daten stammen aus verschiedenen an der FfE durchgeführten Studien 

und wurden, vor allem bei den Emissionen, mit Werten aus /GEM/ ergänzt. Auf die 

Ermittlung der Werte wird im folgenden Kapitel näher eingegangen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Basisdaten für die Grundstoffbereitstellung 31 

Tabelle 3: Basisdaten der in den Grundstoffkapiteln verwendeten Brennstoffe 

Energieträger Heizwert 

[MJ/kg] 

[MJ/m³] 

KEA 

[MJ/kg] 

[MJ/m³] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 

Mineralölprodukte 

Heizöl L 

Bereitstellung 6,98 19,62 26,41 31,05 20,05 17,67 0,11 4,01 

Verbrennung 42,73 47,59 74,37 43,05 287,05 79,70 3,02 3,02 2,01 11,48 

SUMME 

Heizöl S 

81,35 62,67 313,46 110,75 23,07 20,69 2,12 15,49 


Verbrennung 40,56 44,62 78,77 51,60 143,34 490,90 3,32 3,32 2,11 23,75 

SUMME 

Petrolkoks 

88,45 73,50 173,50 526,16 27,04 21,50 2,27 28,09 


Verbrennung 31,02 36,62 127,80 0,00 69,60 1125,00 - - - - 

SUMME 

127,80 0,00 69,60 1125,00 0,00 0,00 0,00 0,00 

Kohle / Kohleprodukte 

Steinkohle 


Verbrennung 29,79 31,19 93,33 94,67 159,12 91,74 0,38 1,90 49,99 18,83 

SUMME 

Braunkohle 

97,30 96,82 167,81 103,82 497,68 2,35 50,08 20,24 


Verbrennung 8,95 9,24 115,86 19,39 67,33 58,49 0,45 4,49 45,33 8,98 

SUMME 

Steinkohlen-Pech 

118,04 20,27 68,54 59,60 3,35 4,97 45,53 9,16 


Verbrennung 37,68 37,68 105,20 0,00 69,90 213,70 

SUMME 

Koks 

105,20 0,00 69,90 213,70 0,00 0,00 0,00 0,00 


Verbrennung 28,65 34,76 92,60 53,20 141,80 720,70 8,80 8,90 3,50 36,40 

SUMME 

Kokereigas 

161,20 58,40 178,80 764,30 667,70 9,80 4,90 42,30 


Verbrennung 15,99 15,99 42,45 0,00 - 0,00 - - - - 

SUMME 

Holzkohle 

42,45 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 

Bereitstellung 4 

- - - - - - - - 

Verbrennung 29,26 29,26 99,72 - - 31,00 - - - - 

SUMME 

Erdgas 

99,72 0,00 

Gase 

0,00 31,00 0,00 0,00 0,00 0,00 


Verbrennung 31,74 35,46 55,15 27,99 55,98 0,43 2,52 2,52 1,01 0,14 

SUMME 

58,80 63,46 68,17 5,15 166,92 3,17 1,10 2,94 

4 Über die Energieaufwendungen bzw. die Emissionen bei der Holzkohlebereitstellung liegen keine Informationen vor 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle 4: Basisdaten der in den Grundstoffkapiteln verwendeten sonstigen Energieträger 

Energieträger Heizwert 

[MJ/kg] 

[MJ/m³] 



KEA 

[MJ/kg] 

[MJ/m³] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 

Gase 

Gichtgas 


Verbrennung 3,98 3,98 188,00 0,00 - 0,00 - - - - 

SUMME 

Konvertergas 

188,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 


Verbrennung 12,6 12,6 156,90 - - 0,00 - - - - 

SUMME 

156,90 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 

Sonstige Energieträger 

Brennstoff-Mix 5 


Verbrennung 37,50 40,91 73,69 55,08 113,13 174,97 2,12 2,57 16,03 12,83 

SUMME 

Rest-Holz 

79,24 76,49 129,66 191,06 224,19 8,42 16,14 15,68 


Verbrennung 12,30 12,30 101,50 105,9 169,5 56,9 21,2 31,8 6,3 8,4 

SUMME 

Diesel (Treibstoff) 

106,45 112,70 205,70 62,00 27,40 36,10 6,60 11,00 


Verbrennung 42,96 48,05 74,05 179,49 1175,82 74,73 14,65 128,21 5,49 84,25 

SUMME 

81,03 199,11 1202,23 105,78 34,70 145,88 5,60 88,26 

5 Wird verwendet, wenn die Einsatzmenge an Energieträgern nur als Energiemenge gegeben ist und keine Daten über 

die eingesetzte Brennstoffart vorliegen.


4.1.2 Elektrische Energie 

Im folgenden werden die für alle weiteren Berechnungen benötigten Basisdaten zur Bereitstellung 

elektrischer Energie in Deutschland bzw. in anderen Ländern / Ländergruppen 

aufgelistet. Die Vorgehensweise bei der Datenermittlung ist in Kapitel 5.2 beschrieben. 

Tabelle 5: Basisdaten für die Berechnung des KEA in den Grundstoffkapiteln 

Land / 

Ländergruppe 

6 wird für die Bewertung elektrischer Energie beim Abbau, der Aufbereitung, sowie dem Transport von Eisenerzen 

verwendet. 

7 wird für die Bewertung elektrischer Energie beim Abbau, der Aufbereitung, sowie dem Transport von Bauxit verwendet. 

8 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Tonerdeproduktion verwendet, sofern diese Prozesse in für 

Deutschland relevanten Tonerde-exportierenden Ländern stattfinden. 

9 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Aluminiumelektrolyse verwendet, sofern diese Prozesse in für 

Deutschland relevanten Primär-Aluminium-exportierenden Ländern stattfinden. 

10 wird für die Bewertung elektrischer Energie in Prozessen außerhalb von Aluminium-Elektrolysen verwendet, sofern 

diese Prozesse in für Deutschland relevanten Primär-Aluminium-exportierenden Ländern stattfinden. 

11 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Sekundär-Aluminium-Produktion verwendet, sofern diese Prozesse 

in für Deutschland relevanten Sekundär-Aluminium-exportierenden Ländern stattfinden. 

12 wird für die Bewertung elektrischer Energie beim Abbau, der Aufbereitung, sowie dem Transport von Kupferrzen 

verwendet. 

13 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Produktion von unraffiniertem Kupfer verwendet, sofern diese 

Prozesse in für Deutschland relevanten unraff.-Cu-exportierenden Ländern stattfinden. 

14 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Primär-Kupfer-Produktion verwendet, sofern diese Prozesse in für 

Deutschland relevanten Primär-Kupfer-exportierenden Ländern stattfinden. 

15 wird für die Bewertung elektrischer Energie in der Sekundär-Kupfer-Produktion verwendet, sofern diese Prozesse in 

für Deutschland relevanten Sekundär-Kupfer-exportierenden Ländern stattfinden. 

16 wird für die Bewertung elektrischer Energie verwendet, wenn nicht bekannt ist, in welchem Land der betrachtete 

Prozeß stattfindet. 

KEA 

[MJprim/MJel] 

CO2 

[kg/kWh] 

CO 

[g/kWh] 

NOX 

[g/kWh] 

SO2 

[g/kWh] 

CH4 

[g/kWh] 

NMVOC 

[g/kWh] 

N20 

[g/kWh] 

Staub 

[g/kWh] 

D-Mix 1996 3,182 0,654 0,280 0,698 0,404 1,295 0,057 0,025 0,044 

Fe-Erz-Mix 6 

1,836 0,229 0,152 0,305 0,170 0,826 0,030 0,011 0,016 

Bauxit-Mix 7 

2,972 0,808 0,594 1,233 0,535 2,391 0,135 0,036 0,045 

Tonerde-Mix 8 

2,823 0,577 0,540 1,073 0,413 1,499 0,123 0,025 0,036 

Prim-Al-Mix1 9 

1,890 0,262 0,287 0,571 0,129 0,530 0,059 0,010 0,024 

Prim-Al-Mix2 10 

2,500 0,409 0,572 1,127 0,243 1,187 0,117 0,019 0,031 

Sek-Al-Mix 11 

3,040 0,456 0,494 1,008 0,315 1,453 0,106 0,021 0,027 

Cu-Konzentrat-Mix 12 

2,539 0,523 0,397 0,796 0,365 1,328 0,099 0,022 0,034 

unraff-Cu-Mix 13 

2,886 0,554 0,394 0,791 0,425 1,790 0,086 0,025 0,029 

Prim-Cu-Mix 14 

3,193 0,604 0,762 1,516 0,386 1,967 0,154 0,028 0,038 

Sek-Cu-Mix 15 

2,990 0,525 0,561 1,131 0,351 1,577 0,120 0,024 0,033 

Welt-Mix 16 

3,262 0,672 0,587 1,205 0,437 1,630 0,134 0,028 0,045 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.2 Sonstige Basisdaten 

Im folgenden werden Grunddaten zu denjenigen Materialien aufgelistet, die im Rahmen 

dieses Projekts nicht detailliert untersucht wurden. 

4.2.1 Transporte 

4.2.1.1 Daten 

Transportprozesse und die durch sie entstehenden Umweltbelastungen gewinnen immer 

mehr an Bedeutung. Daher ist die Berücksichtigung der Transportaufwendungen 

Bestandteil sowohl der verschiedenen Maßnahmen im Bereich der Ökobilanzierung als 

auch der KEA-Bilanzierung. Für eine detaillierte Erfassung von Transportenergieaufwendungen 

sind folgende Informationen notwendig: 

• Eingesetzte Verkehrsmittel (LKW, Bahn, Schiff, ...) 

• Spezifischer Antriebsenergieverbrauch (Energieträger und Energiemenge) 

• Transportentfernung 

• Auslastung des Verkehrsmittels 

• Einsatzfall (Stop and Go, Fernverkehr, Verhältnis von Fahrtzeit zu Stillstandszeit, 

...) 

Da diese Informationen nur begrenzt verfügbar sind und selbst für ähnliche Transporte 

z.T. erhebliche Schwankungen auftreten, wurden in einem ersten Schritt die in 

Tabelle 6 bzw. Abbildung 7 dargestellten Basis-Transportprozesse modelliert. 

Tabelle 6: Daten der verwendeten Transportprozesse 

Transportprozeß KEA 

[MJ/tkm] 

LKW 

(Standard) 

LKW 

(Stop and Go) 

Güterzug 

(Elektrotraktion - D 

Rückfahrt leer) 

Güterzug 

(Elektrotraktion - D 

Rückfahrt voll) 

Güterzug 

(Diesel - nah) 

Güterzug 

(Diesel - fern) 

Binnenschiff 

(Schubbot+Leichter) 

Seeschiff 

(Massengutfrachter) 

Seeschiff 

(Fe-Erz-Transport) 



CO2 

[kg/tkm] 

CO 

[g/tkm] 

NOX 

[g/tkm] 

SO2 

[g/tkm] 

CH4 

[g/tkm] 

NMVOC 

[g/tkm] 

N20 

[g/tkm] 

Staub 

[g/tkm] 

1,174 0,085 0,209 1,2623 0,111 0,036 0,153 0,006 0,093 

3,460 0,251 0,616 3,719 0,327 0,107 0,451 0,017 0,273 

1,194 17 

0,068 0,029 0,073 0,042 0,135 0,006 0,003 0,005 

1,194 0,068 0,029 0,073 0,042 0,135 0,006 0,003 0,005 

0,685 0,050 0,122 0,737 0,065 0,021 0,089 0,003 0,054 

0,483 0,035 0,086 0,519 0,046 0,015 0,063 0,0024 0,038 

0,349 0,025 0,062 0,375 0,033 0,011 0,046 0,0017 0,028 

0,268 0,022 0,018 0,042 0,128 0,0066 0,0052 0,0006 0,0068 

0,043 0,0035 0,0029 0,0069 0,0209 0,0011 0,0009 0,0001 0,0011 

17 Diese Werte gelten nur für Güterzüge in Deutschland, da bei Transporten im Ausland die spezifischen Bereitstellungsaufwendungen 

für elektrische Energie in diesen Ländern berücksichtigt werden müssen


3.5 

[MJ/tkm] 

Kumulierter Energieaufwand 

3.0 

2.5 

2.0 

1.5 

1.0 

0.5 

0.0 

KEA [MJ/tkm] 

CO2 [g/tkm] 

LKW (Stop and Go) 

LKW (Standard) 

Güterzug (Elektro - Rückf. leer) 

Güterzug (Elektro - Rückf.voll) 

Güterzug (Diesel - nah) 

Güterzug (Diesel - fern) 

Binnenschiff (Schubbot+Leichter) 

Seeschiff (Massengutfrachter) 

Seeschiff (Fe-Erz-Transport) 

Abbildung 7: KEA und CO2-Emissionen der betrachteten Transportprozesse 

4.2.1.2 Gewichtete Transportentfernungen 

350 

[g/tkm] 

Da einige Stoffe (v.a. Rohstoffe) aus dem Ausland importiert werden, müssen die Energieaufwendungen 

und Emissionen für den Transport den Zielprodukten zugerechnet 

werden. Bei Kenntnis der spezifischen Energieaufwendungen der unterschiedlichen 

Transportmittel (siehe Tabelle 6) kann man über die zurückgelegten Entfernungen den 

Energieverbrauch für Transporte berechnen. Da die Stoffe aber sehr häufig aus verschiedenen 

Ländern stammen, müssen hier nach Importanteilen gewichtete Entfernungen 

verwendet werden. 

Die Beschreibung der Vorgehensweise bzw. die explizite Berechnung der Transportaufwendungen 

für die einzelnen Güter soll hier nur kurz erläutert werden. Die gewichtete 

Transportstrecke s errechnet sich nach untenstehender Formel. I steht für den Importanteil 

des betrachteten Landes i und x für die Strecke, die ein bestimmtes Transportmittel 

TM im Land i zurückzulegen hat. 

 

TM 

s = I × x 

i 

i= Land 

TM 

i 

Durch Multiplikation der spezifischen Transportaufwendungen (siehe Tabelle 6) mit 

diesen gewichteten Transportstrecken s, die im jeweiligen Kapitel angegeben werden 

und Summation über alle Transportmittel, ergibt sich schließlich der KEA für den 

Transport der Stoffe. 

300 

250 

200 

150 

100 

50 

0 

CO 2-Emissionen 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.2.1.3 Bedeutung der Transporte für den KEA von Grundstoffen 

Basierend auf obigen Daten wird der Anteil des Transportenergieaufwands am KEA 

eines Gutes berechnet. Die Herstellungsaufwendungen für Transportmittel (am Beispiel 

von LKW in /MAU 93/ ermittelt) wurden im Rahmen dieses Projekts vernachlässigt. 

Bei einem Anteil von unter 10 % am KEA einer Transportdienstleistung liegt der 

Einfluß dieser Aufwendungen unterhalb der Gesamt-Genauigkeit in den jeweiligen 

Prozeßketten. 

In Abbildung 8 sind die Ergebnisse für einige Grundstoffe dargestellt. Es wird deutlich, 

daß Transportprozesse am KEA der Grundstoffe einen nicht zu vernachlässigenden Anteil 

- bei den betrachteten Materialien zwischen einem und acht Prozent - haben. Dennoch 

steht der Genauigkeitsgewinn durch eine detailliertere Bilanzierung von Transportprozessen 

in keinem Verhältnis zum Aufwand, der dafür zu erbringen wäre. 

Anteil der Transportaufwendungen am KEA 

10% 

[%] 

9% 

8% 

7% 

6% 

5% 

4% 

3% 

2% 

1% 

0% 



Beton B25 

Sekundäraluminium 

Feinblech verzinkt 

Stahlbeton 

PP-Spritzgußteil 

Abbildung 8: Anteile der Transportaufwendungen am KEA 

Flachglas 

Obige Ausführungen gelten für die im Rahmen dieses Projekts bilanzierten Grundstoffe 

und Halbzeuge, die sich größtenteils durch gute Auslastung der Transportmittel und 

optimierte Transportwege auszeichnen. Für andere Transportprozesse (z.B. Transport 

zum Endkunden) müssen wesentlich detailliertere Untersuchungen durchgeführt werden. 

Beispiel hierfür finden sich in /MAU 93/. 

4.2.2 Hilfsstoffe 

Folgende Tabelle enthält Daten für die primärenergetische und emissionsmäßige Bewertung 

von Materialien, die in geringen Mengen in die untersuchten Prozesse einfließen 

und daher nicht detailliert bilanziert wurden.


Tabelle 7: KEA und Emissionen ausgewählter Hilfsstoffe 

Material KEA 

[MJ/kg] 

CO2 

[kg/kg] 

CO 

[g/kg] 

NOX 

[g/kg] 

SO2 

[g/kg] 

CH4 

[g/kg] 

NMVOC 

[g/kg] 

N20 

[g/kg] 

Staub 

[g/kg] 

Blei 28,64 1,93 0,89 2,09 1,72 5,04 0,18 0,06 0,21 

Chrom 116,35 7,15 4,34 8,98 8,68 16,18 0,67 0,67 0,79 

Zink 40,83 2,39 1,16 2,70 1,94 4,95 0,21 0,13 0,20 

Ammoniak 32,00 0,99 0,42 1,26 0,99 2,91 0,12 0,04 0,12 

Bentonit 2,46 0,16 0,06 0,11 0,19 0,15 0,02 0,00 0,01 

Dolomit 1,01 0,07 0,03 0,08 0,06 0,18 0,01 0,00 0,01 

Aluminiumfluorid 13,33 1,24 0,39 1,47 1,74 3,82 0,14 0,06 0,20 

H2SO4 100% 2,04 0,12 0,05 0,12 0,07 0,23 0,01 0,01 0,01 

Steinsalz 1,03 0,06 0,04 0,08 0,09 0,15 0,01 0,01 0,01 

Sauerstoff (m 3 ) 7,10 0,41 0,17 0,43 0,25 0,80 0,04 0,02 0,03 

Kartonagen 18 

30,86 0,87 0,68 1,14 0,31 2,08 0,83 0,03 0,06 

Papier 19 

35,82 1,34 1,22 3,43 0,81 2,81 0,77 0,03 0,05 

Trinkwasserbereitstellung 

(m 3 ) 

5,36 0,31 0,16 0,49 0,20 0,60 0,05 0,01 0,03 

Abwasserentsorgung 

D-Mix (m 3 ) 

5,54 0,34 0,28 1,27 0,26 0,57 0,14 0,01 0,09 

18 aus 100 % Altpapier 

19 Rollendruckpapier aus je 50 % Holz und Altpapier 


ENERGIEWIRTSCHAFT


5 Energieträger 

Wie bereits erwähnt, erfolgt jede auf Prozeßketten basierende Bilanzierung auf iterativem 

Wege. Daten, die z.B. im Kapitel "Stahlherstellung" ermittelt wurden, haben Einfluß 

auf den Anlagenbau bei der Energiebereitstellung; aktualisierte Ergebnisse der 

Bilanzierung eines Energieträgers wirken sich auf den KEA und die Emissionen der 

Grundstoffbereitstellung (z.B. Stahlbereitstellung) aus. Eine geschlossene Darstellung 

dieser Zusammenhänge ist, wegen der Komplexität der Prozeßketten, nicht bzw. nur 

mit unverhältnismäßig hohem Aufwand möglich. Es ist daher zweckmäßig die Iterationen 

anhand eines geeigneten Kriteriums abzubrechen, die bis dahin ermittelten Werte 

festzuschreiben und für weitere Berechnungen zu verwenden, bis sich wesentliche Veränderungen 

in den Vorketten z.B. der Energieträgerbereitstellung ergeben. 

Für die Grundstoffbereitstellung wurden die in Kapitel 4.1 dargestellten Werte, die aus 

vorangegangenen Studien sowie ersten Erhebungen im Rahmen dieses Projekts stammen, 

zugrundegelegt. Im folgenden werden die Ergebnisse der Grundstoffbilanzierung, 

der Kraftwerksberichte sowie neuer statistischer Erhebungen verwendet um möglichst 

aktuelle Daten zur Bewertung von Endenergieaufwendungen bereitzustellen. Wie sich 

herausstellen wird, sind die Abweichungen der so ermittelten Werte von den Werten in 

Kapitel 4.1 in den meisten Fällen vernachlässigbar klein bzw. im Rahmen der Gesamtgenauigkeit 

der Bilanzierung zu vernachlässigen. 

5.1 Brennstoffe 

5.1.1 Erdgas 

Die Daten zur Erdgasbereitstellung stammen aus der Studie "Prozeßkettenanalyse und 

Verfügbarkeit von Erdgas als Kraftstoff für Kraftfahrzeuge" /FfE 96/. Aktualisiert wurde 

neben dem Primärenergieaufwand für die Herstellung der Anlagen auch der Importmix 

für Erdgas, der nun für das Jahr 1998 gilt. Tabelle 8 zeigt die Importstruktur 

sowie Daten aus der erwähnten Studie, die für die Berechnung der Primärenergieaufwendungen 

bzw. der Bereitstellungs-Emissionen wichtig sind. 

Tabelle 8: Wichtige Ausgangsdaten für die Ermittlung der Energieaufwendungen bei 

der Erdgasbereitstellung 

Land Anteile ∅ Entfernung 



Importmenge 

1998 

Offshore- 

Förderung 

Süssgas Erdölgas Heizwert 

[MJ/Nm³] 

bei Ferntransport 

[km] 

Rußland 34,76% 0% 80% 13% 35,9 5.500 

Niederlande 22,68% 23% 100% 5% 33,5 100 

Norwegen 17,72% 100% 95% 60% 39,9 600 

Dänemark 1,42% 100% 95% 60% 39,9 300 

GB 0,95% 100% 100% 5% 39,9 350 

Deutschland 22,46% 0% 50% 0% 31,7 0 

SUMME / gewichtetes Mittel 100,00% 25% 81% 17% 35,2 20 

2.125 

20 Da die Qualitäten von Erdgas regional stark unterschiedlich sind, sollte der durchschnittliche Heizwert nur verwendet 

werden, wenn keine detaillierten Informationen über den Heizwert eines Standortes vorliegen bzw. wenn, wie in 

dieser Studie, Durchschnittswerte für eine Region ermittelt werden sollen.

Energieträger 39 

In Abbildung 9 sind die Energieverluste der einzelnen Verfahrensschritte bei der Erdgasbereitstellung 

dargestellt. 

100 % 

Förderländer 

bis 

Grenze 

Grenze bis 

Endverbraucher 

Haushalt 

88,8 % 

Bereitstellungsnutzungsgrad 

Erdgas frei Haushalt 

0,2 % 

2,4 % 

5,0 % 

Exploration & Erschließung 

Förderung & Aufbereitung 

Ferntransport Energieaufwand 

2,0 % 

Ferntransport Leckage 

g Grenze = 90,4 % 

0,5 % 

0,1 % 

0,9 % 

Energiebedarf für 

Transport & Speicherung 

Leckage überregionale 

und regionale Verteilung 

Leckage der Ortsgasversorgung 

und Anschluß Endverbraucher 

Gesamter Aufwand (inkl. Betriebsmittel): 

39,6 MJ/Nm³ (100 %) 

Heizwert: 35,2 MJ/Nm³ 

Abbildung 9: Aufteilung der Energieaufwendungen bei der Bereitstellung von Erdgas 

frei Haushalt (Stand: 1998) 

Gegenüber den in /BAU97/ ermittelten Werten ergibt sich damit eine Verbesserung des 

Bereitstellungsnutzungsgrades um rund 0,3 Prozentpunkte. Diese resultiert im wesentlichen 

aus der veränderten Importstruktur (Verschiebung von russischem Erdgas 

zu Gas aus den Niederlanden bzw. Norwegen/Dänemark). Die Abweichung der oben 

dargestellten Werte zu den Basisdaten aus Kapitel 4.1.1 lassen sich folgendermaßen 

erklären: 

• Zur Umrechnung von Volumen in Energiemengen und umgekehrt wird bei den 

Grundstoffen in Anlehnung an die Statistiken der Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen 

ein Heizwert von 31,74 MJ/m³ angenommen. Dieser Wert entspricht nicht 

dem durchschnittlichen Heizwert des in Deutschland verbrauchten Gases 

• Da ein Großteil der betrachteten Prozesse in Betrieben durchgeführt wird, die direkt 

an die regionale Verteilung angeschlossen sind, werden die Verluste der Ortsgasversorgung 

(ca. 1 %) für die Grundstoffbilanzierung vernachlässigt. Lediglich der 

Anschluß an die Verteilung wird berücksichtigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle 9 faßt die für die primärenergetische Bewertung und weitere Berechnungen 

relevanten Ergebnisse dieser Studie zusammen. 

Tabelle 9: Erdgasbereitstellung in Deutschland 

Erdgas - D Heizwert 

[MJ/m³] 

5.1.2 Braunkohle 

Die folgenden Daten stammen aus der im Rahmen dieses Projekts durchgeführten Untersuchung 

"Braunkohlebereitstellung in Deutschland". 

Aufgrund der unterschiedlichen Lagerstättenverhältnisse kommen in Deutschland zwei 

verschiedene Tagebautechnologien zum Einsatz: 

• Die Technik mit Schaufelradbagger und Bandanlage, die im Rheinischen Revier 

praktiziert wird und 

• Die Technik der Abraumförderbrücke, die sich u.a. wegen der geringeren Teufen in 

den ostdeutschen Revieren etabliert hat. 

Um der Aufgabenstellung gerecht zu werden, wurden zunächst folgende typische Tagebaue 

der jeweiligen Fördertechnologie untersucht: 

• Tagebau Hambach für die Schaufelradbagger/Bandanlagentechnik im Rheinland 

• Tagebau Jänschwalde für die Abraumförderbrückentechnik in der Lausitz 

Mit Hilfe der tagebauspezifischen Kennzahlen wurde anschließend auf die jeweiligen 

Reviere hochgerechnet. Aus den so ermittelten Daten konnte durch Berücksichtigung 

der Fördermengen in den einzelnen Revieren ein „Modelltagebau Deutschland“ bestimmt 

werden. 

Abbildung 10 zeigt als wichtigste Ergebnisse dieser Untersuchung die Aufteilung der 

Energieverluste bei der Bereitstellung von Braunkohle. 



KEA 

[MJ/m³] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 


Verbrennung 35,2 39,6 55,15 27,99 55,98 0,43 2,52 2,52 1,01 0,14 

SUMME 

58,80 63,46 68,17 5,15 166,92 3,17 1,10 2,94


100 % 

Erkundung 

Aufschluß 


Braunkohle frei Kraftwerk 

0,002 % 

Erkundungsbohrungen 

0,02 % 

Umsiedlungsmaßnahmen 

0,04 % 

Entwässerung (Aufschluß) 

0,04 % 

Abtrag der Deckgebirge 

0,31 % 

Herstellung der Betriebsmittel 

Regelbetrieb 

(inkl. Auslaufbetrieb) 

0,42 % 

1,4 % 

Betrieb der Großgeräte 

Betrieb der Bandanlagen 

0,70 % 

Entwässerung (Regelbetrieb) 

0,08 % 

Betrieb der Fahrzeuge 

und Tagebauhilfsgeräte 

97,0 % 


9,2 MJ/kg (100 %) 

Heizwert: 8,95 MJ/kg 

Abbildung 10: Primärenergieaufwand für die Bereitstellung von Braunkohle im „Modelltagebau 

Deutschland“ (Stand: 1996) 

Tabelle 10 faßt die für die weiteren Berechnungen benötigten Ergebnisse dieser Studie 

zusammen. 

Tabelle 10: Braunkohle in Deutschland 

Braunkohle - D Heizwert 

[MJ/kg] 

KEA 

[MJ/kg] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 


Staub 

[g/GJ] 

Verbrennung 8,95 9,24 116 19,4 67,3 58,5 0,45 4,49 45,3 8,97 

SUMME 

118 20,3 68,5 59,6 3,35 4,97 45,5 9,15 

5.1.3 Steinkohle 

Zur Ermittlung der Energieaufwendungen bei der Steinkohlebereitstellung wurde 

weitgehend auf Daten aus /ÖKO95/ und /GEM/ zurückgegriffen, da detaillierte Informationen 

zur Steinkohlebereitstellung nicht zur Verfügung gestellt wurden. Tabelle 11 

zeigt die zugrundegelgte Importstruktur sowie weitere für die energetische Bewertung 

wichtige Daten. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle 11: Wichtige Ausgangsdaten für die Ermittlung der Energieaufwendungen bei 

der Steinkohlebereitstellung 

Land Import-Anteile 

1998 



Tagebau- 

Anteil 

A:K - Verhältnis 

Transportentfernung 

beladen / leer [km] 

Südafrika 10,50% 40% 5,52 13.500/13.500 

Polen 7,73% 0% - - 

USA 2,37% 52% 10,75 7.000/7.000 

Australien 3,59% 71% 23.000/8.000 

Kolumbien 

Sonstige 

4,86% 

6,02% 

100% 

ca. 20% 

6,32 

8.500/8.500 

10.000/10.000 

Deutschland 64,93% 0% 

- 

Tabelle 12 enthält, aufgeschlüsselt nach Tief- und Tagebau - die spezifischen Energieund 

Materialaufwendungen pro Tonne verwertbarer Steinkohle, die den weiteren Berechnungen 

zugrundeliegen. Eine weitergehende Unterscheidung zwischen inländischer 

und ausländischer Förderung ist mit dem vorhandenen Zahlenmaterial nicht 

möglich. 

Tabelle 12: Material und Energiaufwendungen für den Steinkohlebergbau pro Tonne 

verwertbarer Förderung /ÖKÖ/ 

Tiefbau Tagebau 

Energie 

Strom 85 kWh 15 kWh 

Diesel 11 MJ 340 MJ 

Steinkohle 

Material 

110 MJ 0 MJ 

Stahl 4,17 kg 0,15 kg 

Holz 11,7 kg 0,0043 kg 

Beton 11,1 kg 0,47 kg 

Sprengstoff 0,17 kg 1,7 kg 

In Abbildung 9 sind die Energieverluste der einzelnen Verfahrensschritte bei der 

Steinkohlebereitstellung, aufgeschlüsselt nach Importkohle und heimischer Kohle, dargestellt. 

Bedingt durch die hohen Transportentfernungen liegt der spezifische Energieaufwand 

importierter Kohle deutlich über dem deutscher Steinkohle. Die Abweichung 

des hier ermittelten Wertes von den in Tabelle 3 dargestellten Werten ist im wesentlichen 

auf die seit 1991 stark veränderten Importstruktur zurückzuführen. So hat sich 

der Anteil von Importkohle seit 1991 mehr als verdoppelt (von ca. 17 % im Jahr auf 

über 35 % im Jahr 1998.


100 % 

Förderländer 

bis 

Grenze 

Grenze bis 


Haushalt 

93,2 % 


Steinkohle-Mix 1998 

0,21 % 

Anlagenherstellung 

0,98 % 

2,42 % 

0,34 % 

0,59 % 

2,24 % 

Förderung 

Ferntransport Energieaufwand 

Ferntransport Verluste 

g = 90,5 % 

Importkohle 


im Inland 

Förderung 

im Inland 

(Stand 1998, Deutschland) 

Gesamter Aufwand (inkl. Betriebsmittel): 31,9 MJ/kg (100 %) 

35 % Importsteinkohle, 40 % Tagebau im Importmix 

Heizwert: 29,8 MJ/kg 

Abbildung 11: Primärenergieaufwand für die Bereitstellung von Steinkohle 

(Stand: 1998) 

In Tabelle 13 sind die Werte für Importsteinkohle bzw. heimische Steinkohle und für 

den Deutschland-Mix 1998 zusammengefaßt. 

Tabelle 13: Emissionen bei der Steinkohlebereitstellung bzw. -verbrennung 

Steinkohle- Heizwert 

[MJ/kg] 

KEA 

[MJ/kg] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 

Import 34,56 38,13 7,830 7,325 18,764 33,633 179,859 2,017 0,752 2,350 

Deutsch 27,22 28,62 2,931 1,867 4,574 3,488 665,845 0,344 0,335 0,394 

D-Mix 1998 29,79 31,95 4,923 4,086 10,343 15,745 468,250 1,024 0,505 1,189 

Verbrennung 21 

93,33 94,67 159,12 91,74 0,38 1,90 49,99 18,83 

5.1.4 Mineralöl(-produkte) 

Zur Bereitstellung von Mineralölprodukten (Kraftstoffe und Brennstoffe) wurden an 

der Forschungsstelle für Energiewirtschaft bzw. am Lehrstuhl für Energiewirtschaft 

und Kraftwerkstechnik der TU München bereits im Vorfeld aber auch während dieses 

Projekts eine Vielzahl von Untersuchungen durchgeführt /FRI93/, /JES94/, /FVV98/, 

/BAU97/. Die Ergebnisse werden im folgenden zusammengefaßt. 

21 Die Verbrennungsemissionen basieren auf dem GEMIS-Prozeß Kohle-Kessel-WSF-D 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Exploration und Erschließung von Lagerstätten 

Die Primärenergieaufwendungen für die Exploration bzw. Erschließung von Lagerstätten 

liegt bei rund 30 MJ/tRohöl /FRI93/ und ist damit vernachlässigbar klein. 

Gewinnung und Aufbereitung von Erdöl 

Die Aufwendungen für die Gewinnung des Erdöls sind wesentlich abhängig von der 

eingesetzten Fördertechnik. Während der Energieverbrauch für die in Europa und sonstigen 

Förderländern eingesetzte Primär- und Sekundärförderung bei rund 300 

MJ/tRohöl liegt, muß bei der in Deutschland eingesetzten Tertiärförderung mit einem 

Energieaufwand von rund 13.000 MJ/tRohöl gerechnet werden. Bei letztgenannter Fördermethode 

wird Heißwasser in die Lagerstätten injiziert, um die Viskosität des verbliebenen 

Rohöls zu verringern und so eine Förderung zu ermöglichen, während bei der 

Primärförderung der natürliche Lagerstättendruck ausreicht und bei der Sekundärförderung 

bedingt mechanische Pumpen zum Einsatz kommen. 

Im Mittel liegt der Energieaufwand für die Gewinnung und Aufbereitung des Rohöls 

bei rund 1.100 MJ/t /FVV98/. Dieser Wert steigt jedoch kontinuierlich an, da zunehmend 

von primärer auf sekundärer bzw. tertiäre Förderung übergegangen werden 

muß. 

Ferntransport 

Da der mit Abstand größte Anteil des in Deutschland raffinierten Rohöls im Ausland 

gefördert wird, müssen die für die Ferntransporte notwendigen Energieaufwendungen 

berücksichtigt werden. Aus der in Tabelle 14 dargestellten Importstruktur für Rohöl 

ergibt sich ein mittlerer Transportenergieaufwand von rund 330 MJ/t. 

Tabelle 14: Herkunft des in Deutschland raffinierten Rohöls /FVV98/ 



Land Importmenge 

[1000 t] 

Anteil [%] 

Naher Osten 12.891 12,44 

Lateinamerika 3.959 3,82 

Afrika 23.610 22,79 

Europa 39.546 38,17 

GUS 20.630 19,91 

Inland 2.958 2,86 

Raffination 

Der Energieaufwand für die Raffination des Rohöls, d.h. die Separation der verschiedenen 

leichten und schweren Fraktionen ist stark abhängig von der gewünschten Fraktion. 

In Tabelle 15 sind die Primärenergieaufwendungen für die verschiedenen hier betrachteten 

Fraktionen aufgelistet. Dabei muß berücksichtigt werden, daß die Aufteilung 

der Energieaufwendungen auf diese Fraktionen nach technischen Kriterien nur 

begrenzt möglich ist, da viele Prozesse (z.B. Destillation, Cracking) eine Reihe von 

Fraktionen zugleich "erzeugen".


Tabelle 15: Primärenergieaufwand für die Bereitstellung verschiedener Fraktionen 

in der Raffinerie 

Fraktion Primärenergieaufwand 

[MJ/tProdukt] 

Schweres Heizöl 1.890 

Leichtes Heizöl 2.560 

Diesel 2.560 

Benzin (normal) 4.070 

Benzin (Super bleifrei) 4.080 

Transport zum Einzelhandel 

Neben dem Transport der in Deutschland raffinierten Mineralölprodukte muß hier 

auch der Import von im Ausland raffinierten Produkten berücksichtigt werden. In 

Tabelle 16 sind die wichtigsten Importländer mit deren Gesamtimportmenge und dem 

Anteil am Gesamtverbrauch in Deutschland aufgelistet. 

Tabelle 16: Herkunft des Aufkommens an Mineralölprodukte in Deutschland 

/FVV98/ 

Land Importmenge 

[1000 t] 

Anteil 

[%] 

Niederlande 22.853 56,28 

Großbritannien 1.611 3,97 

Skandinavien 3.125 7,70 

Belgien 5.044 12,42 

Frankreich 2.521 6,21 

GUS 2.504 6,17 

Rest (incl. Inland) 2.947 7,26 

Der Gesamtenergieaufwand für die Verteilung liegt bei rund 350 MJ/tProdukt und damit 

in ähnlicher Größenordnung wie der Transport der Transport des Rohöls zu deutschen 

Raffinerien. 

Verdunstung 

Während dem Transport bzw. später bei der Abgabe von Kraftstoffen an der Tankstelle 

ergeben sich stoffliche Verluste durch Verdunstung. Diese Verdunstungsverluste sind 

bei leichten Fraktionen (insbesondere Benzin) deutlich höher als bei schweren Fraktionen. 

Nach /FRI93/ kann bei Ottokraftstoffen von Verdunstungsverlusten in Höhe von 

220 MJ/t und bei Dieselkraftstoff mit rund 30 MJ/t gerechnet werden. Für leichtes 

Heizöl wird im folgenden der Wert von Diesel angesetzt; bei schwerem Heizöl werden 

etwaige Verdunstungsverluste vernachlässigt. 

Abgabe an den Verbraucher 

Für die Abgabe von Kraftstoffen an den Endverbraucher ist /BAU97/ zufolge ein Primärenergieaufwand 

von rund 380 MJ/tKraftstoff notwendig. der Aufwand für die wesentlich 

weniger komplexe Verteilung von Brennstoffen wird hier für Heizöl L, daß neben 

industriellen Anwendungen auch im Haushalt zum Einsatz kommt mit rund 50 % der 

Aufwendungen für die Kraftstoffe abgeschätzt. Für schweres Heizöl wird der Aufwand 


ENERGIEWIRTSCHAFT


vernachlässigt, da davon ausgegangen werden kann, daß die Aufwendungen bei rein 

industrieller Anwendung bereits beim Punkt "Transport zum Einzelhandel" enthalten 

sind. 

Betriebsmittel 

Nach /BAU97/ beträgt der KEA für die Herstellung der Betriebsmittel für die Abgabe 

von Kraftstoffen rund 300 MJ/tKraftstoff. Wie bei den Energieaufwendungen für die Abgabe 

wird auch hier eine Abschätzung für Leichtes Heizöl (50% der Aufwendungen) getroffen 

sowie die Aufwendungen für Schweres Heizöl vernachlässigt. 

Zusammenfassung 

Die gesamten Primärenergieaufwendungen incl. der Betriebsmittel liegen obigen Ausführungen 

zufolge zwischen 3.700 und 7.300 MJ/tProdukt. In Tabelle 17 sind die Ergebnisse 

für die einzelnen Fraktionen zusammengefaßt. Die Emissionen stammen größtenteils 

aus /GEM/. 

Tabelle 17: KEA und Emissionen bei der Bereitstellung bzw. der Verbrennung von 

Mineralölprodukten 

Fraktion 



Heizwert 

[MJ/kg] 

KEA 

[MJ/kg] 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 

Schweres Heizöl 


Verbrennung 40,56 44,25 78,77 51,60 143,34 490,90 3,32 3,32 2,11 23,75 

SUMME 

Leichtes Heizöl 

88,45 73,5 173,5 526,16 27,04 21,5 2,27 28,09 


Verbrennung 42,73 47,46 74,37 43,05 287,05 79,70 3,02 3,02 2,01 11,48 

SUMME 

Diesel 

81,35 62,67 313,46 110,75 23,07 20,69 2,12 15,49 



42,96 48,03 74,05 179,49 1175,82 74,73 14,65 128,21 5,49 84,25 

SUMME 

Benzin normal 

81,03 199,11 1202,23 105,78 34,7 145,88 5,6 88,26 



43,54 50,31 74,69 599,27 247,52 15,07 2,38 13,49 18,75 0,00 

SUMME 

Euro-Super 

89,25 612,00 285,88 57,37 28,93 165,98 19,01 4,12 



43,54 50,88 74,69 599,27 247,52 15,07 2,38 13,49 18,75 0,00 

SUMME 

91,28 613,78 291,25 63,29 32,65 187,34 19,05 4,70 

5.1.5 Uran 

Um die Energieaufwendungen während der Nutzungsphase eines Kernkraftwerkes zu 

ermitteln, wurde im Projekt /GAB 2/ u.a. die Bereitstellung von Kernbrennstoffen bzw. 

von Brennelementen näher untersucht. Ausgehend vom Abbau des Uranerzes wurden 

die Prozeßschritte Abbau, Aufbereitung, Konversion, Anreicherung und Brennelement- 

22 Emissionen für die Anwendung im Verbrennungsmotor


fertigung detailliert untersucht. Abbildung 12 zeigt die Massenflüsse, die sich für die 

Bereitstellung von einem Kilogramm angereichertem Uran ergeben. 

20 t 

Hilfsmaterialien 

9 kg 18,7 t 

Uran-Erz 

1,3 t 

Hilfsmaterialien 

0,4 t 

Chemikalien 

18,0 kg 

9,6 kg 

12,0 kg 

1,5 kg 

0,4 kg 

1,0 kg 

Abbau 

KONVERSION 

0,8 kg 

1,3 t 

15,6 kg 

10,5 kg 

Abbildung 12: Stoffflüsse bei der Bereitstellung von einem Kilogramm angereichertem 

Uran 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Mit knapp 80 % des gesamten Energieaufwands ist die Anreicherung des Urans der 

aufwendigste Prozeß bei der Bereitstellung von Kernbrennstoffen. Abbildung 13 zeigt 

die Aufteilung des Primärenergieaufwands auf die Verfahrensschritte. 



Bereitstellungsaufwand 

(ohne Energieinhalt Uran) 

100 % 

13,8 % Aufbau und Aufbereitung 

2,1 % Konversion 

78,4 % Anreicherung (3,6 % U 235) 

1,4 % Brennelementherstellung 

4,3 % Entsorgung abgebrannter 

Brennelemente 


3053 GJ/kg (100 %) 

Energieinhalt: 3.053 MJ/kg 

(Zeichnung nicht maßstabsgetreu) 

Abbildung 13: Primärenergieaufwand für die Bereitstellung von Uran-Brennelementen 

im Deutschland-Mix (ohne Energieinhalt Uran) 

Wichtiger Einflußfaktor auf den spezifischen Aufwand bei der Brennstoffbereitstellung 

ist neben dem Anreicherungsverfahren (Zentrifugen oder Diffusionsverfahren, näheres 

siehe Teilbericht /GAB 2/) der beim Einsatz der Brennelemente im Kernkraftwerk realisierte 

Abbrand, d.h. die thermische Leistung, die pro Brennelement freigesetzt wird. 

Abbildung 14 zeigt den spezifischen Aufwand aufgetragen über dem Abbrand.


1,030 

[MJ/MJ therm] 

KEA Brennelementherstellung 

1,025 

1,020 

1,015 

1,010 

1,005 

1,000 

25 30 35 40 45 50 

Abbrand [MWd] 

Abbildung 14: KEA der Herstellung von Uran-Brennelementen in Abhängigkeit vom 

realisierten Abbrand 

Tabelle 18 faßt die für die weiteren Berechnungen benötigten Ergebnisse dieser Studie 

zusammen. 

Tabelle 18: KEA und Bereitstellungsemissionen von Uran-Brennelementen in Kraftwerken 

(Deutschland) 

Uran in Brennelementen 

- D 

Energieinhalt 

[MJ/kg] 23 

KEA 

[MJ/kg] 

5.2 Elektrische Energie 

CO2 

[kg/GJ] 

CO 

[g/GJ] 

5.2.1 In Deutschland 

Ausgangsdaten für die Berechnung der Bereitstellungsaufwendungen für elektrische 

Energie sind folgende Größen: 

• Die Daten zur Brennstoffbereitstellung aus Kapitel 5.1 

• Daten zur Herstellung, dem Betrieb und der Entsorgung von der Kraftwerken aus 

den detaillierten Kraftwerksstudien 

23 Bei einem angenommenen mittleren Abbrand von 35 MWd 

NOX 

[g/GJ] 

SO2 

[g/GJ] 

CH4 

[g/GJ] 

NMVOC 

[g/GJ] 

N20 

[g/GJ] 

Staub 

[g/GJ] 

Bereitstellung 3.024 3.053 1,014 0,536 1,536 1,324 3,295 0,127 0,031 0,099 


ENERGIEWIRTSCHAFT


• Daten zur Struktur der öffentlichen Versorgung (Kraftwerksmix, Brennstoffeinsatz, 

Nettostromerzeugung, Netzverluste) aus /BMI 96/ 

• Daten zur Netzstruktur und zum Aufwand für die Herstellung der Netzanlagen aus 

eigenen Untersuchungen 

Statistische Daten 

Tabelle 19 faßt die für die Berechnung benötigten statistischen Informationen zur 

Stromerzeugung zusammen. 

Tabelle 19: Statistische Daten zur Stromproduktion der öffentlichen Stromversorgung 

/BMI 96/ 



Wasser-KW 24 

Kraftwerkstyp Brennstoffeinsatz 

[TJ] 

Netto-Stromerzeugung 

[GWh] 

- 19.084 

Kernkraftwerke 1.748.755 151.906 

Braunkohle-KW 1.363.126 125.333 

Steinkohle-KW 1.177.521 119.322 

Heizöl-KW 37.807 3.274 

Erdgas-KW 237.743 27.123 

Sonstige thermische KW 52.893 25 

4.322 26 

Sonstige regenerative KW - 401 

SUMME 450.765 

Die Verluste bei der Verteilung elektrischer Energie können ebenfalls /BMI96/ entnommen 

werden. Über alle Spannungsebenen werden in der Kategorie "Netzverluste 

und Nichterfaßtes" 20.437 GWh geführt. Als weiterer Verlustposten geht in die Bilanzierung 

die Differenz aus Pumpstromverbrauch und Pumpstrom-Netto-Erzeugung ein. 

Dieser liegt bei rund 1.464 GWh. Die Gesamtverluste liegen somit bei rund 

21.900 GWh oder 4,9 %. 

Importe und Exporte 

Da das Außenhandelssaldo elektrischer Energie mit einer Netto-Lieferung von rund 

5442 GWh (/BMI 96/) bei nur 1,2 % der Gesamterzeugung liegt, und eine Aufschlüsselung 

der Bezüge bzw. Lieferungen auf Energieträger nicht möglich ist, werden Im- und 

Exporte vernachlässigt. 


Zur primärenergetischen Bewertung werden neben diesen Informationen noch Daten 

über den Anlagenpark und dessen KEA benötigt. Aus den im Rahmen dieses Projekts 

durchgeführten Kraftwerksuntersuchungen sowie einer Reihe weiterer Studie der FfE 

können folgende Primärenergieaufwendungen für den Anlagenpark zur Stromerzeugung 

in Deutschland hergeleitet werden. Dazu wurde der Kumulierte Energieaufwand 

der detailliert untersuchten Kraftwerke auf deren Nennleistung bezogen. Mit Hilfe der 

gesamten installierten Leistung und der Netto-Erzeugung in 1996 wurden dann erzeu- 

24 Laufwasserkraftwerke, Speicherkraftwerke, Pumpspeicherkraftwerke 

25 Energieeinsatz aus: Sonstige gasförmige Brennstoffe, Übrige ohne Windkraft und PV; Energieeinsatz aus Windkraft 

und PV gleich der Erzeugung angenommen 

26 Erzeugung aus: Sonstige gasförmige Brennstoffe, Übrige ohne Windkraft und PV


gungsspezifische Anlagenaufwendungen für Kraftwerkstypen bestimmt. Tabelle 20 

zeigt die Ergebnisse dieser Berechnung jeweils bezogen auf das Output der jeweiligen 

Anlage. Durch diese Vorgehensweise werden typische Einsatzfälle der jeweiligen 

Kraftwerkstypen (Grund-, Mittel- oder Spitzenlastkraftwerk) berücksichtigt. 

Tabelle 20: Erzeugungsspezifischer Kumulierter Energieaufwand für Herstellung, 

Nutzung und Entsorgung von Anlagen zur Stromerzeugung / Verteilung 

Anlagentyp Spez. KEA [MJ/kWhel.] 

Wasser-KW 0,140 

Kernkraftwerke 0,058 

Braunkohle-KW 0,038 

Steinkohle-KW 0,048 

Heizöl-KW 27 

0,102 

Erdgas-KW 0,021 

Sonstige regenerative KW 28 

0,200 

Netzanlagen 29 

0,046 

Für die in der Tabelle nicht aufgelisteten sonstigen thermischen Kraftwerke wurden 

keine detaillierte Untersuchung durchgeführt. Die Aufwendungen werden daher mit 

den Werten für Braunkohlekraftwerke abgeschätzt. 

Emissionen 

Da die Verbrennungs- und Emissionsminderungstechnik in Kraftwerken deutlich von 

typischen Haushalts- und Industriefeuerungen abweicht, werden den weiteren Berechnungen 

kraftwerksspezifische Emissionswerte aus eigenen Berechnungen (CO2) bzw. 

/GEM/ zugrundegelegt. 

Tabelle 21: Kraftwerksspezifische Emissionen (direkte Emissionen) 

Kraftwerkstyp CO2 

[g/kWh] 

CO 

[g/kWh] 

NOX 

[g/kWh] 

SO2 

[g/kWh] 

CH4 

[g/kWh] 

NMVOC 

[g/kWh] 

N20 

[g/kWh] 

Staub 

[g/kWh] 

Braunkohle-KW 1.160 0,220 0,805 0,539 0,036 0,016 0,031 0,106 

Steinkohle-KW 896 0,214 0,550 0,685 4,164 0,039 0,047 0,021 

Heizöl-KW 893 0,456 0,626 1,054 0,225 0,176 0,027 0,051 

Erdgas-KW 482 1,805 3,527 0,049 1,515 0,339 0,025 0,054 

Sonstige thermische KW 30 

937,7 0,853 2,985 0,424 0,085 1,706 0,043 0,131 

Neben diesen direkten Emissionen werden auch die Emissionen der vorgelagerten Ketten 

(Brennstoffbereitstellung und Anlagenherstellung) berücksichtigt. Diese sind in 

Tabelle 22 zusammengefaßt. 

27 Da für Heizöl-Kraftwerke keine detaillierte Untersuchung durchgeführt wurde, mußte eine Abschätzung mit Hilfe der 

leistungsspezifischen Aufwendungen für das GuD-Kraftwerk vorgenommen werden. Die deutlich geringere Auslastung 

der Heizölkraftwerke führt im Ergebnis zu einem vergleichsweise hohen spezifischen Herstellungsaufwand. 

28 Der Wert gilt für Windkraftanlagen; PV-Anlagen und Biomasse(heiz)kraftwerke wurden vernachlässigt, da deren Anteil 

an der öffentlichen Stromversorgung vernachlässigt werden kann bzw. keine gesicherten Werte für diese Kraftwerkstypen 

vorliegen. 

29 Wert für alle Komponenten der Verteilung 

30 Verbrennungsemissionen für Hausmüll und ähnliche Reststoffe abgeschätzt 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle 22: Kraftwerksspezifische Emissionen (indirekte Emissionen) aus Kraftwerksherstellung 

und Brennstoffbereitstellung 

Kraftwerkstyp CO2 

[g/kWh] 



CO 

[g/kWh] 

NOX 

[g/kWh] 

SO2 

[g/kWh] 

CH4 

[g/kWh] 

NMVOC 

[g/kWh] 

N20 

[g/kWh] 

Staub 

[g/kWh] 

Wasser-KW 8,26 0,008 0,036 0,018 0,017 0,005 0,000 0,003 

Kernkraftwerke 10,8 0,006 0,016 0,014 0,036 0,001 0,000 0,001 

Braunkohle-KW 28,6 0,013 0,027 0,021 0,040 0,007 0,002 0,003 

Steinkohle-KW 45,7 0,026 0,107 0,131 4,917 0,007 0,001 0,015 

Heizöl-KW 114,5 0,254 0,352 0,413 0,280 0,211 0,002 0,050 

Erdgas-KW 44,0 0,403 0,142 0,060 1,872 0,008 0,001 0,032 

Sonstige thermische KW 31 

27,0 0,084 0,294 0,042 0,037 0,054 0,000 0,001 

Sonstige regenerative KW 32 

17,0 0,063 0,039 0,010 0,033 0,004 0,000 0,008 

Ergebnisse 

Aus obigen Daten ergibt sich folgendes Bild für die öffentliche Stromversorgung - für 

die Kraftwerkstypen, im Mix über alle Spannungsebenen und Primärenergieträger sowie 

frei Verbraucher - in Deutschland 1996: 

• Der spezifische Primärenergieaufwand für die Bereitstellung elektrischer Energie 

liegt bei rund 3,18 MJ/MJel.. Die Aufschlüsselung der einzelnen Aufwandsposten 

können Abbildung 15 entnommen werden. 

• Die spezifischen CO2-Emissionen liegen bei rund 650 g/kWhel.. Weitere Emissionen 

können Tabelle 23 entnommen werden. 

Tabelle 23: Zusammenfassende Darstellung der Ergebnisse zur Strombereitstellung 

in Deutschland 

Kraftwerkspark 

Deutschland 1996 

KEA 

[kWhprim/kWhel.] 

CO2 

[g/kWh] 

CO 

[g/kWh] 

NOX 

[g/kWh] 

SO2 

[g/kWh] 

CH4 

[g/kWh] 

NMVOC 

[g/kWh] 

N20 

[g/kWh] 

Der Kumulierte Energieaufwand für die öffentliche Stromversorgung lag 1996 bei 

1.352 TWh (4.866 PJ). Abbildung 15 zeigt die Aufteilung des Kumulierten Energieaufwands 

auf thermische Kraftwerke, Kernkraftwerke und regenerative Stromerzeugung. 

Es sind auch die Herstellungs-, Nutzungs- und Entsorgungsaufwendungen für die Anlagen 

zur Brennstoffbereitstellung und Umwandlungsanlagen berücksichtigt. Sie wurden 

entsprechend ihrer Nutzungsdauern (15, 30 oder 40 Jahre) abgeschrieben und als 

Verluste in dieser Bilanz berücksichtigt. Der Nettostromverbrauch betrug im Deutsch- 

31 Verbrennungsemsionen für Hausmüll und ähnliche Reststoffe abgeschätzt 

32 Windkraftanlagen, da PV-Anlagen für die öffentliche Stromversorgung ein untergeordnete Rolle spielen 

Staub 

[g/kWh] 

Steinkohle-KW 2,884 942 0,189 0,547 0,695 4,932 0,039 0,046 0,032 

Braunkohle-KW 3,128 1185 0,151 0,748 0,478 0,053 0,021 0,032 0,090 

Erdgas-KW 2,726 517 1,654 0,901 0,052 1,487 0,077 0,025 0,057 

Heizöl-KW 3,557 1005 0,511 1,084 0,628 0,301 0,237 0,029 0,051 

Kernkraftwerke 3,246 10,8 0,006 0,016 0,014 0,036 0,001 0,000 0,001 

Wasserkraftwerke 1,039 8,3 0,008 0,036 0,018 0,017 0,005 0,000 0,003 

Sonstige regenerative 1,056 17,0 0,063 0,039 0,010 0,033 0,004 0,000 0,008 

Sonstige thermische 3,806 960 0,934 3,266 0,458 0,114 1,758 0,043 0,131 

Mix ab Kraftwerk 3,02 637 0,214 0,459 0,338 1,465 0,041 0,023 0,040 

Mix frei Verbraucher 3,18 669 0,225 0,483 0,356 1,541 0,043 0,025 0,042


landmix 1996 425 TWh (1.529 PJ). Der Nutzungsgrad der Nettostromerzeugung aus 

regenerativen Energien wurde mit 100 % angesetzt, damit liegt der Kumulierte Energieaufwand 

hierfür bei rd. 55 PJ. Etwas größer ist der Kumulierte Energieaufwand für 

alle Anlagen, welche zur Gewinnung, Transport und Umwandlung der Rohstoffe und 

für die Netzeinrichtungen zur Bereitstellung der elektrischen Energie nötig sind. Der 

Kumulierte Energieaufwand der Strombereitstellung beträgt insgesamt 

3,18 PJ/PJelektrisch. Ohne Berücksichtigung des regenerativen Anteils ergibt sich ein 

Aufwand von 3,14 PJ/PJelektrisch. Der Kumulierte Regenerative Aufwand (KRA) für die 

Strombereitstellung liegt mit 0,04 kWhprim/kWhel. bei rund 1,3 % des gesamten Energieaufwands. 

60 Anlagen 

16 

2.990 

1,8 

1.765 

55 

Verluste* 

137 

11,5 

Verluste* 

1.875 

Netzeinrichtungen: 19,5 

Brennstoffbereitstellung 

Alle Angaben in PJ 

Verluste* 

17,7 

2.869 1.749 

Thermische Kraftwerke 

8,9 

Verluste* 

1.211 

1.006 

Verluste* 

98,5 

Uranbereitstellung 

Kernkraftwerke 

547 

Netz 

1.529 

1.608 

2,2 

Verluste* 

2,2 

55 

Regenerative 

Stromerzeugung 

Nettostromerzeugung 

Deutschland-Mix 1996 

Kumulierter Energieaufwand: 3,18 PJ/PJ 

Regenerativer Anteil: 0,04 PJ/PJ 

Nichtregenerativer Anteil: 3,14 PJ/PJ 

* Der KEA für die Herstellung bzw. Entsorgung der Anlagen 

wird als energetische Abschrei-bung den Verlusten bei der 

Umwandlung zugerechnet. 

Quellen: 

- Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 

- Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU München 

- Referat der Elektrizitätswirtschaft im BMWi: 

Die Elektrizitätswirtschaft in der BRD 1996. 

Abbildung 15: Kumulierter Energieaufwand der öffentlichen Stromversorgung 1996 

5.2.2 In anderen Ländern 

Während bei den Brennstoffen davon ausgegangen werden kann, daß sich die Aufwendungen 

für die Bereitstellung nicht wesentlich von denen in Deutschland unterscheiden, 

ergeben sich aufgrund der unterschiedlichen Kraftwerksparks in den verschiedenen 

Ländern deutlich unterschiedliche Aufwendungen bei der Bereitstellung elektrischer 

Energie. Daher muß bei der Herstellung importierter Güter der jeweilige Importstrommix 

zugrundegelegt werden. 

Einzelne Länder: 

Zur Ermittlung der Primärenergieaufwendungen für die Bereitstellung elektrischer 

Energie außerhalb Deutschlands wird folgendermaßen vorgegangen: 

• Für die Bereitstellung der eingesetzten Brennstoffmengen wird von ähnlichen Verhältnissen 

wie ein Deutschland ausgegangen. Dies mag für einzelne Länder nicht 

zutreffen, jedoch sind Informationen zur Brennstoffbereitstellung bereits in 

el 

el 

el 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Deutschland schwer zu erhalten, so daß der Aufwand für eine länderspezifische Betrachtung 

in keinem Verhältnis zum Genauigkeitsgewinn steht. 

• Der Kraftwerksmix mit den Anteilen der Netto-Stromerzeugung der verschiedenen 

Energieträger an der Gesamterzeugung sowie Brennstoffeinsatz wird einschlägigen 

Quellen (z.B. /EIE 96/, /VIK 96/) entnommen. 

• Sofern Statistiken eines Landes zur Berechnung des durchschnittlichen Nutzungsgrades 

thermischer Kraftwerke nicht ausreichen, wird in Anlehnung an /Ma93/ ein 

länderspezifischer Mehraufwand (maximal 1,3 für die GUS 33 ) angenommen. 

• Die Verteilungsverluste werden mit den für Deutschland ermittelten Werten abgeschätzt, 

sofern keine genaueren Angaben zur Verfügung stehen. 

• Die Energieaufwendungen und Emissionen der Anlagenherstellung werden mit Hilfe 

der im Rahmen dieses Projekts ermittelten Werte für Deutschland abgeschätzt, 

wobei auch hier der oben erwähnte Mehraufwand berücksichtigt wird. Die zum Teil 

deutlich höheren Emissionswerte in Ländern ohne entsprechende Umweltauflagen 

konnten wegen fehlender Informationen nicht berücksichtigt werden. 

Diese Vorgehensweise wird im folgenden am Beispiel der GUS dargestellt. 

Die in Tabelle 24 dargestellten statistischen Daten zum Kraftwerkspark stammen aus 

/EIE96/ und gelten für das Jahr 1993. 

Tabelle 24: Statistische Informationen zum Kraftwerkspark der GUS (Werte in 

Klammern sind geschätzt bzw. methodisch bedingt) 34 

Energieträger (Kraftwerkstyp) Energieeinsatz 

[PJ] 

Solids (Steinkohle-KW) 3.692 

Oil (Schweröl-KW) 2.930 

Gas (Erdgas-KW) 9.218 

Geothermal (sonstige regenerative KW) 251 



Erzeugung 

[TWh] 

Nutzungsgrad 

[%] 

1.010 22,6 

Nuclear (Kernkraftwerk) (661) 207 (31,3) 35 

Hydro & Wind (Wasserkraftwerk) (244) 244 (100) 

Gesamt 17.251 1.461 30,5 

Der spezifische Brennstoffaufwand thermischer Kraftwerke liegt damit bei 

3,82 MJBrennstoff/MJel. Im Vergleich zum spezifischen Aufwand thermischer Kraftwerke 

in Deutschland (2,94 MJBrennstoff/MJel) bedeutet dies einen Mehraufwand um den Faktor 

1,3. Dieser wird unter anderem der Emissionsberechnung zugrundegelegt. 

Für in der GUS verwendete elektrische Energie gelten somit die in Tabelle 25 dargestellten 

Zahlenwerte. 

33 Der durchschnittliche thermische Nutzungsgrad lag hier 1993 nach Angaben aus /EIE 96/ bei rund 22,6 % (33,9 % in 

Deutschland). 

34 Werte in Klammern sind methodisch bedingt oder durch Abschätzung auf Basis deutscher Werte ermittelt 

35 Abgeschätzt mit Wert für Deutschland


Tabelle 25: Zusammenfassende Darstellung der Ergebnisse zur Strombereitstellung 

in der GUS 

Strommix - GUS 

1993 

KEA 

[kWhprim/kWhel.] 

CO2 

[g/kWh] 

CO 

[g/kWh] 

NOX 

[g/kWh] 

SO2 

[g/kWh] 

CH4 

[g/kWh] 

NMVOC 

[g/kWh] 

N20 

[g/kWh] 

Staub 

[g/kWh] 

frei Verbraucher 3,63 0,649 1,133 0,823 0,278 2,192 0,089 0,028 0,052 

Ländergruppen: 

Für viele der im folgenden betrachteten Prozeßketten werden die benötigten Rohstoffe, 

sowie Zwischenprodukte nach Deutschland importiert. Da in diesen Ländern eine von 

Deutschland abweichende Kraftwerksstruktur gegeben ist, weichen die Aufwendungen 

für die Bereitstellung deutlich von denen in Deutschland ab. Um nun den elektrischen 

Energieaufwand z.B. für den Eisenerz-Abbau bzw. die Eisenerz-Aufbereitung primärenergetisch 

korrekt bewerten zu können ist es nötig, einen nach Importanteilen (I) 

gewichteten spezifischen Energieaufwand zu bilden: 

KEA 

el Mix 

= 

 

i= 

Land 

KEA 

eli 

× I 

i 

Der Importanteil eines Landes ist der massenmäßige Anteil 36 des Imports aus diesem 

Land am Gesamtimport eines Stoffes. Die KEAel,i sind die - wie oben für Rußland berechneten 

- spezifischen Primärenergieaufwendungen der Strombereitstellung im jeweiligen 

Land. Das Ergebnis KEAel,Mix ist somit wieder ein spezifischer Primärenergieaufwand 

pro kWh elektrischer Energie, mit dem die bekannten Aufwendungen elektrischer 

Energie in den betreffenden Ländern bewertet werden. Ähnliches gilt für die spezifischen 

Emissionen einer Ländergruppe; auch hier werden die für einzelne Länder 

ermittelten spezifischen Emissionen über die massenmäßigen Importanteile gewichtet. 

Die für diese Studie relevanten Ländergruppen sind in Kapitel 4.1.2 zusammengefaßt. 

36 Die Mittelung über die Massen ist nur richtig, wenn die spezifischen Endenergieaufwendungen in den verschiedenen 

Importländern sich nicht unterscheiden. Diese Einschränkung ist ein wichtiges Kriterium dafür, ob es zulässig ist, 

Länder zu einer Gruppe zusammenzufassen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


6 Fazit 

Im vorliegenden Teilbericht der Studie "Analyse von Energie- und Stoffströmen - Basisdaten 

für die ökologische Bewertung von Unternehmen, Wirtschaftsgütern und 

Dienstleistungen" werden die methodischen Grundlagen sowie wichtige Ausgangsdaten 

für die primärenergetische und emissionsmäßige Bewertung dargelegt. 

Die im Rahmen des Gesamtprojekts untersuchten Prozeßketten für die Bereitstellung 

von Energieträgern, Grundstoffen und Halbzeugen liefern Aussagen 

• zum Ressourcenaufwand, 

• zum Energieaufwand und 

• zu den Emissionen 

und damit zu drei wesentlichen umweltrelevanten Themenfeldern. 

Die Durchführung von KEA-Analysen aber auch von Ökobilanzen komplexer Produkte 

wird durch diese Informationen deutlich vereinfacht bzw. bei knappen finanziellem und 

personellem Rahmen erst ermöglicht. Mit Hilfe der Unterstützung der Bayerischen 

Forschungsstiftung und vieler Industriepartner ist somit ein Schritt hin zur ganzheitlichen 

Betrachtung industrieller Fertigungsprozesse gelungen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

7 Quellen 

AGE 78 Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen: Energiebilanzen der Bundesrepublik 

Deutschland: Band II. Frankfurt a.M.: Verlags- und Wirtschaftsgesellschaft der Elektrizitätswerke 

mbH, 1978 

BMI 96 Die Elektrizitätswirtschaft in der Bundesrepublik Deutschland im Jahre 1996, Statistischer 

Bericht des Referats Elektrizitätswirtschaft im Bundesministerium für 

Wirtschaft, Verlags- und Wirtschaftsgesellschaft der Elektrizitätswerke mbH, 1997 

BAU 97 H. Bauer et.al.; Kumulierter Energieaufwand und energieoptimierte Nutzungsdauer 

von Personenkraftwagen; Studie des Lehrstuhls für Energiewirtschaft und Kraftwerrkstechnik 

der TU München und der Forschungsstelle für Eenergiewirtschaft, 

München im Auftrag des ZAE Bayern, 1997 

DRE99 Dreier, Thomas: Biogene Kraftstoffe - Energetische, ökologische und ökonomische 

Analyse; Heft 38 der IfE Schriftenreihe; Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU München; München 1999 

FLE 99 Fleißner, Thomas; Primärenergetische Optimierung eines autarken Hybridfahrzeugs; 

Dissertation am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik der TU 

München, 1999 

FRI 93 A. Fritzmaier; Prozeßkettenanalyse der Bereitstellung von Kraftstoffen; Diplomarbeit 

an der FH München; 1993 

GAB 1 Schwaiger, K.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung 

(GABIE), Teil I: Allgemeiner Teil, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 

1996 

GAB 2 Köhler, D., Schwaiger, K.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung 

(GABIE), Teil II: Energetische Untersuchung eines Kernkraftwerkes, 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1996 

GAB 3 Köhler, D., Layer, G., Schwaiger, K.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung der 

Energiebereitstellung (GABIE), Teil III: Energetische Untersuchung eines Steinkohlekraftwerkes, 


GAB 4 Köhler, D., Layer, G., Schwaiger, K.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung der 

Energiebereitstellung (GABIE), Teil IV: Energetische Untersuchung eines Braunkohlekraftwerkes, 


GAB 5 Hoffmeyer, M., Köhler, D., Schwaiger, K.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung 

der Energiebereitstellung (GABIE), Teil V: Energetische Untersuchung eines GuD- 

Kraftwerkes, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1996 


(GABIE), Teil VI: Energetische Untersuchung eines BHKW, Forschungsstelle 

für Energiewirtschaft, München 1996 


(GABIE), Teil VI: Kumulierter Energieaufwand für den Braunkohletagebau, 


GAB 8 Schwärzer, M; Köhler, D.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung 

(GABIE), Teil VIII: Emissionen der Strombereitstellung aus thermischen 

und nuklearen Kraftwerken, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1999 

57 


ENERGIEWIRTSCHAFT


GRU 1 Köhler, D.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und Halbzeugen, 

Teil I: Allgemeiner Teil, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1999 

GRU 2 Hutter, C., Lilleike, J., Schwärzer, M.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung von 

Grundstoffen und Halbzeugen, Teil II: Baustoffe , Forschungsstelle für Energiewirtschaft, 

München 1999 

GRU 3 Corradini, R.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und Halbzeugen, 

Teil III: Metalle, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1999 

GRU 4 Tzscheutschler, P.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und 

Halbzeugen, Teil IV: Kunststoffe, Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU München 1999 

GRU 5 Dreier, T., et al.: Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und 

Halbzeugen, Teil V: Sonstiges, Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU München und Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1999 

NEH Fleißner, T., Schmittinger, C.: Wege zum Niedrigenergiehaus: Ganzheitliche Bilanzierung, 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft München und Lehrstuhl für Energiewirtschaft 

und Kraftwerkstechnik der TU München, 1999 

WPU Bressler, G., et al.: Ganzheitliche Bilanzierung von Wärmepumpen als Basis einer 

Ökobilanz, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1998 

PRA Hutter, C.:, Köhler, D.: Ökobilanzierung mit Hilfe der KEA-Datenbank (Praxistests), 


GEM Gesamt-Emissions-Modell Integrierter Systeme; Programm zur Analyse der Umweltaspekte 

von Energie-, Stoff- und Transportprozessen; Öko-Institut e.V., Darmstadt 

1989-1999 

EUR 94 Ökologie der Stoffströme, Studie im Rahmen des Thermie-Programms zu verschiedenen 

Wegen der Hausmüllentsorgung im Auftrag der Europäischen Union, 1994 

FFE 96 H. Bauer, C. Schmittinger; Prozeßkettenanalyse und Verfügbarkeit von Erdgas als 

Kraftstoff für Kraftfahrzeuge, Unveröffentlichte Studie im Auftrag der BMW AG, 

1996 

FVV 98 T. Dreier et. al.; Brennstoffzellen-Studie - Ganzheitliche Systemuntersuchung zur 

Energiewandlung durch Brennstoffzellen; Forschungsvereinigung Verbrennungskraftmaschinen 

e.V.; 1998 

HAG 92 Hagedorn, G.: Kumulierter Energieaufwand von Photovoltaik- und Windkraftanlagen; 

Dissertation am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik der TU 

München; 1992 

JES 94 Jess, A.: Energieaufwand der Herstellung von Mineralölprodukten in Raffinerien in 

Deutschland, Lehrstuhl für Chemie und Technik von Gas, Erdöl und Kohle am Engler-Bunte-Institut 

der Universität Karlsruhe, 1994, Studie im Auftrag der Forschungsstelle 

für Energiewirtschaft 

KIN 92 Schaefer, H. et al.: Systemquervergleich zwischen einem projektierten und einem 

ausgeführten Wasserkraftwerk an der Lechstaustufe 8a bei Kinsau unter besonderer 

Berücksichtigung des kumulierten Energieaufwands und der kumulierten CO2- 

Emissionen; Studie im Auftrag der BAWAG (Bayerische Wasserkraftwerke AG); 

1992 

MAU 93 Mauch, W.: Kumulierter Energieaufwand für Güter und Dienstleistungen - Basis für 

Ökobilanzen; Dissertation am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU München; 1993 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Quellen 59 

MAU 95 Mauch, W.: Methodik zur ganzheitlichen energetischen Bewertung, Vortrag Schliersee-Tagung 

2.,3. Mai 1995, VDI Berichte 1190, S. 177-190, Forschungsstelle für 

Energiewirtschaft München, 1995 

ÖKO 95 Eidgenössische Technische Hochschule Zürich u.a.: Baustoffdaten - Ökoinventare; 

Karlsruhe, Weimar, Zürich 1995 

VDI 4600 Kumulierter Energieaufwand – Begriffe, Definitionen, Berechnungsmethoden, VDI- 

Richtlinie 4600 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Teil II Baustoffe 

Auftraggeber: 

Bayerische 



Bearbeiter: C. Hutter 

D. Köhler 

J. Lilleike 

M. Schwärzer 





Tel.: (089) 158 121 - 0 

Fax: (089) 158 121 - 10 



Inhaltsverzeichnis.Doc 


Einführung.................................................................................................................................. 1 

A Bausand, Baukies 

1 Einleitung .......................................................................................................................................... 3 

2 Rohstoffe ........................................................................................................................................... 4 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe............................................................................................................................ 4 

2.2 Energetische Daten......................................................................................................................................... 4 

2.3 KEA und Emissionen ...................................................................................................................................... 5 

3 Bausand, Baukies............................................................................................................................. 5 

3.1 Herstellung...................................................................................................................................................... 5 

3.2 Energetische Daten der Produktion ................................................................................................................ 5 

3.3 KEA und Emissionen ...................................................................................................................................... 6 

B Gips 

1 Einleitung .......................................................................................................................................... 9 

2 Rohstoffe ........................................................................................................................................... 9 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe............................................................................................................................ 9 

2.2 Energetische Daten....................................................................................................................................... 10 

2.3 KEA und Emissionen .................................................................................................................................... 11 

3 Baugips............................................................................................................................................ 12 

3.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 12 

3.2 Energetische Daten der Produktion .............................................................................................................. 13 


4 Gipsbauelemente............................................................................................................................ 16 

4.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 16 



C Kalk 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 19 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 20 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe.......................................................................................................................... 20 



3 Kalkstein.......................................................................................................................................... 21 

3.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 21 



4 Kalksteinmehl ................................................................................................................................. 22 

4.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 22 



ENERGIEWIRTSCHAFT

ii 

4.3 KEA und Emissionen .....................................................................................................................................22 

5 Branntkalk (Feinkalk)......................................................................................................................23 

5.1 Herstellung.....................................................................................................................................................23 

5.2 Energetische Daten der Produktion ...............................................................................................................24 


6 Kalkhydrat .......................................................................................................................................27 

6.1 Herstellung.....................................................................................................................................................27 


D Zement 

1 Einleitung.........................................................................................................................................31 

2 Rohstoffe .........................................................................................................................................33 

2.1 Bereitstellung .................................................................................................................................................33 

2.2 Energetische Daten .......................................................................................................................................33 


3 Zementklinker..................................................................................................................................35 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................35 

3.2 Energetische Daten zur Produktion ...............................................................................................................35 


4 Portlandzement PZ 350 ..................................................................................................................40 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................40 



5 Portlandhüttenzement (EPZ 350) ..................................................................................................42 

5.1 Herstellung.....................................................................................................................................................42 



6 Hochofenzement (HOZ 350)...........................................................................................................45 

6.1 Herstellung.....................................................................................................................................................45 



E Beton 

1 Einleitung.........................................................................................................................................49 

2 Rohstoffe .........................................................................................................................................49 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe...........................................................................................................................50 



3 Beton (Transport-, Ortbeton) .........................................................................................................53 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................53 



4 Betonfertigteile................................................................................................................................57 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................57 



5 Betonwaren aus Normalbeton.......................................................................................................61 

5.1 Herstellung.....................................................................................................................................................61 


ENERGIEWIRTSCHAFT

5.2 Energetische Daten zur Produktion............................................................................................................... 62 


F Gasbeton 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 65 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 65 




3 Gasbetonsteine, Montagebauteile ................................................................................................69 

3.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 69 



G Leichtbetonmauersteine 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 73 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 73 




3 Leichtbetonmauersteine ................................................................................................................ 76 

Herstellung 76 



4 Leichtbetonplatte............................................................................................................................ 79 

4.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 79 



H Mörtel, Putz, Estrich 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 83 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 83 




3 Mörtel 87 

3.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 88 



4 Putz 92 

4.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 93 



5 Estrich 97 

5.1 Herstellung.................................................................................................................................................... 98 



iii 


ENERGIEWIRTSCHAFT

iv 

I Ziegel 

1 Einleitung.......................................................................................................................................101 

2 Rohstoffe .......................................................................................................................................101 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe.........................................................................................................................102 

2.2 Energetische Daten .....................................................................................................................................102 

2.3 KEA und Emissionen ...................................................................................................................................103 

3 Mauerziegel (Leichthochlochziegel) ...........................................................................................103 

3.1 Herstellung...................................................................................................................................................103 

3.2 Energetische Daten der Produktion .............................................................................................................106 


4 Vormauerziegel (Klinker) .............................................................................................................111 

4.1 Herstellung...................................................................................................................................................111 



5 Dachziegel (Ton) ...........................................................................................................................114 

5.1 Herstellung...................................................................................................................................................114 



K Kalksandstein 

1 Einleitung.......................................................................................................................................119 

2 Rohstoffe .......................................................................................................................................119 




3 Kalksandstein................................................................................................................................121 

3.1 Herstellung...................................................................................................................................................121 



L Flachglas 

1 Einleitung.......................................................................................................................................127 

2 Rohstoffe .......................................................................................................................................127 




3 Flachglas .......................................................................................................................................131 

1.1 Herstellung...................................................................................................................................................131 



M Mineralwolle 

1 Einleitung.......................................................................................................................................139 

2 Rohstoffe .......................................................................................................................................139 




ENERGIEWIRTSCHAFT

2.3 KEA und Emissionen .................................................................................................................................. 142 

3 Steinwolle ...................................................................................................................................... 143 

3.1 Herstellung.................................................................................................................................................. 143 

3.2 Energetische Daten der Produktion ............................................................................................................ 144 


4 Glaswolle ....................................................................................................................................... 146 

4.1 Herstellung.................................................................................................................................................. 146 



N Holz 

1 Einleitung ...................................................................................................................................... 151 

2 Rohstoffe ....................................................................................................................................... 151 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe........................................................................................................................ 151 

2.2 Energetische Daten..................................................................................................................................... 152 


3 Schnittholz .................................................................................................................................... 155 

3.1 Verarbeitungsschritte .................................................................................................................................. 155 



4 Technisch getrocknetes Schnittholz .......................................................................................... 159 

4.1 Technische Trocknung................................................................................................................................ 159 

4.2 Energetische Daten der Trocknung............................................................................................................. 159 


5 Brettschichtträger......................................................................................................................... 163 




6 Furniere.......................................................................................................................................... 168 




7 Sperrholz ....................................................................................................................................... 172 




8 Spanplatten ................................................................................................................................... 177 




Anhang........................................................................................................................................ A-1 

Baustoff-Tabellen............................................................................................................ A-1 

Literaturverzeichnis.......................................................................................................A-5 

v 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Einführung 

Die Baustoffindustrie stellt einen der bedeutendsten Industriezweige in Deutschland 

dar. Bei der Beurteilung von Produkten nehmen die Umweltauswirkungen, die mit der 

Nutzung natürlicher Ressourcen und der Beeinträchtigung der Umwelt durch Abfälle 

und Emissionen verbunden sind, einen hohen Stellenwert ein. So spielen heute beim 

Wohnungsbau neben den ökonomischen auch ökologische Gesichtspunkte eine zunehmend 

größere Rolle. Im Hinblick auf den stetig sinkenden Energieverbrauch bei der 

Raumheizung von Neubauten, der durch die Verschärfung der gesetzlich geforderten 

Wärmeschutzkennwerte erreicht wurde, gewinnt der KEA der Herstellung der Baustoffe 

eine immer größere Bedeutung. Betrachtet man den Energieaufwand für ein Gebäude 

über den gesamten Lebenszyklus (Herstellung, Nutzung und Entsorgung), so stellt man 

fest, daß der Aufwand zur Herstellung einen Anteil von ca. einem Drittel (Neubau) bis 

zur Hälfte (Niedrigenergiehaus) am Gesamtaufwand haben kann. Diese Zahlen machen 

deutlich, daß der KEA für die Herstellung verschiedener Baustoffe für die ganzheitliche 

energetische Beurteilung von Häusern und damit auch für Ökobilanzen in der Baubranche 

eine wesentliche Rolle spielt. 

Die im Rahmen des von der Bayerischen Forschungsstiftung geförderten Forschungsprojektes 

„Analyse von Energie- und Stoffströmen – Basisdaten für die ökologische 

Bewertung von Unternehmen, Wirtschaftsgütern und Dienstleistungen“ ermittelten 

Daten sollen bei der Durchführung von Öko-Audits und Ökobilanzen - insbesondere bei 

der Analyse von Energieeinsparpotentialen - unterstützen. Der Teil II des Projektes 

„Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und Halbzeugen“ befaßt sich 

mit den wichtigsten Baustoffen und stellt diese mit Hilfe des Kumulierten Energieaufwandes 

(KEA) und wichtigster, kumulierter Emissionswerte auf eine einheitliche, vergleichbare 

Basis. Weitere Teilprojekte befassen sich mit Metallen (Teil III), Kunststoffen 

(Teil IV) und Biogenen Kraftstoffen (Teil V). 

Bei der energetischen Bilanzierung der Baustoffe wird zunächst für jeden Roh- bzw. 

Baustoff der Herstellungsprozeß ausführlich geschildert. Darauf aufbauend werden die 

Prozeßenergieaufwendungen für die einzelnen Schritte der Prozeßkette auf Endenergiebasis 

ermittelt und der Kumulierte Energieaufwand sowie ausgewählte Emissionen 

bestimmt. Die Vorgehensweise einschließlich der Definitionen zum Kumulierten Energieaufwand 

und der Festlegung der Rahmenbedingungen sind im Allgemeinen Teil 

(Teil I) beschrieben. Bei der Ermittlung der Daten konnte zum Teil auf bereits existierende 

Arbeiten an der Forschungsstelle für Energiewirtschaft (z.B. /BRE 94/, /MAU 95/, 

/LIE 97/, /COR 97/) zurückgegriffen werden. Diese Arbeiten wurden plausibilisiert und 

entsprechend aktualisiert. Wo dies möglich war und die entsprechenden Primärquellen 

auch belastbar erschienen, wurden Literaturstellen ausgewertet (z.B. /IHD 97/, /KAL 

95/). Schließlich wurden zahlreiche Daten im Rahmen von Betriebsanalysen, Befragungen 

o.ä. neu erhoben. Weiter wurde versucht, die Ergebnisse zu bewerten, d.h. mögliche 

Bandbreiten oder Besonderheiten werden angesprochen und diskutiert. 

Um einen ersten Einblick in die energetische Bilanzierung von Baustoffen zu geben, 

werden die untersuchten Baustoffe in verschiedene Gruppen unterteilt, die sich in den 

für ihre Herstellung notwendigen Energieaufwendungen grundlegend unterscheiden. 

Zum einen sind die Baustoffe zu erwähnen, die nach ihrer Gewinnung und verschiede- 

1 


ENERGIEWIRTSCHAFT

2 Einführung 

nen einfachen Verarbeitungsschritten, wie Brechen, Sieben und Sortieren sofort verwendbar 

sind. Zu dieser Gruppe zählen beispielsweise Sand, Kies, Natursteine und 

Naturgips, die alle massenbezogen einen sehr niedrigen KEA aufweisen. Die meisten 

Baustoffe werden jedoch in verschiedenen Fertigungsprozessen und Veredelungsverfahren 

hergestellt. Hierzu zählen einerseits Baustoffe, die mittels Brenn- und Schmelzverfahren 

veredelt werden, wie z.B. Gips, Zement, Ziegel, Mineralwolle und Glas. Sobald 

Brenn- bzw. Schmelzprozesse zur Herstellung des jeweiligen Baustoffes eingesetzt werden, 

ist der Kumulierter Energieaufwand durch den Einsatz der Brennstoffe geprägt 

und bestimmt. Andere Baustoffe wiederum, wie Beton, Mörtel und Putz, werden aus 

verschiedenen Einsatzstoffen gemischt. Bei diesen Baustoffen ist der Kumulierte Energieaufwand 

zumeist durch den für die Bereitstellung der Einsatzstoffe bedingten KEA 

geprägt (z.B. Beton durch Portlandzement, Putz durch Gips). In eine eigene Gruppe 

gehört Bauholz, das als regenerativer Baustoff eine besondere Stellung innerhalb der 

Baustoffe einnimmt, da bei der Ermittlung des KEA in fossile und regenerative Energieaufwendungen 

unterschieden werden muß. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

A Bausand, Baukies 

Bei Sand und Kies handelt es sich um zerfallenes Sediment- bzw. Trümmergestein von 

geringer Korngröße. Entstanden ist das Sedimentgestein durch Ablagerungen an 

Gletscherrändern oder entlang Flußläufen. Hauptbestandteil ist Quarz (SiO2). Eingeteilt 

werden Kies und Sand nach der Korngröße: Kies entspricht der Korngrößengruppe 4 bis 

45 bzw. 63 mm, Sand 0,06 bis 4 mm. Verwendung finden Kiese und Sande als 

Zuschlagstoff in Beton, Gasbeton und Kalksandstein sowie als Frostschutz- und 

Dränagekies. 

Herstellung von Bausand und -kies 

Zum Abbau von Baukies und -sand aus natürlichen Lagerstätten wird zu 75 % die 

Naßgewinnung (z.B. mit Saugbaggern) eingesetzt, 25 % werden im Trockenabbau 

gewonnen /EYE 98/. Für das Betreiben von Kies- und Sandwerken im Trockenabbau 

muß die Lagerstätte erschlossen, d.h. die Deckschicht abgebaut, und nach Abschluß der 

Abbauarbeiten rekultiviert werden. 

Nach der Gewinnung schließt sich der Transport zum Kieswerk und die Aufhaldung des 

Rohkieses an. Je nach benötigter Qualität des Endproduktes wird der abgebaute Sand 

und Kies gewaschen und die lehmigen Feinstanteile herausgelöst. Der saubere Sand und 

Kies wird in Siebmaschinen klassiert und nach genormten Korngrößen über 

Förderbänder auf Halden bzw. in Silos eingelagert. Für die Produktion von Brechsand 

und Splitt werden einzelne Fraktionen mit Platten-, Hammer- oder Kegelbrechern 

zerkleinert und über Siebstraßen ebenfalls in verschiedene Korngrößenklassen 

aufgeteilt und gelagert. 

Die schematische Darstellung der Gewinnung und Aufbereitung von Bausand und -kies 

zeigt Abbildung A-1. 

3 


ENERGIEWIRTSCHAFT

4 A Bausand, Baukies 



Sand, Kies 

Bausand, Baukies 

Gewinnung 

(Lader, Bagger, Greifer) 

Transport 

(LKW, Band) 

Waschen 

(Waschanlage) 

Klassieren 

(Siebmaschine) 

Überkorn (> 45 mm) 

Brechen 

(Platten-, Hammerbrecher) 

Klassieren 

(Siebmaschine) 

Brechsand, Splitt 

Abbildung A-1: Schematische Darstellung der Erzeugung von Sand- und Kieserzeugnissen 

2 Rohstoffe 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe 

Gestein 

Das Rohgestein wird zumeist im Naßabbau (Greifer, Saugbagger) gewonnen und 

anschließend mit LKW bzw. Bandanlagen zur Aufbereitungsanlage transportiert. 

Wasser 

Ca. 3 m 3 Wasser werden für die Aufbereitung von einem Kubikmeter zu reinigendem 

Material benötigt. Das Wasser wird im Kreislauf geführt und ständig aufbereitet. 

2.2 Energetische Daten 

Die der energetischen Untersuchung zugrunde gelegten Daten zur Herstellung von 

Bausand und -kies basieren auf /KUH 92/ und /MAU 95/. Die angegebenen Werte 

können als derzeitiger bundesdeutscher Durchschnitt angesehen werden. Es ist jedoch 

zu beachten, daß je nach Lagerstätte, angewandter Abbautechnik und Transportentfernung 

der Energieverbrauch stark variieren kann.

Bausand, Baukies 5 

Kies, Sand 

Für die Bereitstellung einer Tonne Kies oder Sand werden ca. 0,2 kg Diesel benötigt, 

wobei hierin der Energieaufwand für Erschließungs- und Rekultivierungsarbeiten 

enthalten ist. Der Transport zum Kies- bzw. Sandwerk wird mit 1,5 km abgeschätzt. 

Wasser 

Der Energieaufwand für die Kreislaufführung und Aufbereitung des Waschwassers ist 

im Energieeinsatz des Kieswerks berücksichtigt. 

2.3 KEA und Emissionen 

Die Berechnung der primärenergetischen Aufwendungen und der Emissionen für die 

Bereitstellung des Rohstoffs erfolgt mit den in Tabelle 3 bis 6 Teil I (Allgemeiner Teil) 

enthaltenen Werten. 

Tabelle A-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung 

von Kies und Sand 

Produkt 

Alle Werte je Tonne Rohstoff 

3 Bausand, Baukies 

3.1 Herstellung 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

Aus dem abgebauten Sand und Kies werden in einer Trommelwäsche Fremdstoffe und 

Feinstanteile abgetrennt. Der saubere Sand und Kies wird in Siebmaschinen klassiert 

und nach genormten Korngrößen über Förderbänder auf Halden bzw. in Silos 

eingelagert. 

Das Überkorn (größer 45 bzw. 63 mm) wird zur Erzeugung von Brechsand und Splitt mit 

Platten-, Hammer- bzw. Kegelbrechern zerkleinert und über Siebstraßen in 

verschiedene Korngrößenklassen aufgeteilt und gelagert. Die Herstellung von 

gereinigtem und klassiertem Kies und Sand ist in Abbildung A-1 dargestellt. 

3.2 Energetische Daten der Produktion 

Im Vergleich zu anderen Baustoffen weist die Bereitstellung der Grundstoffe Sand und 

Kies aufgrund der wenigen Verfahrensschritte mit geringem Energieverbrauch (Waschund 

Siebanlage, Förderbänder) einen äußerst niedrigen Energiebedarf auf. Als 

Datengrundlage dienen die Arbeiten der Forschungsstelle für Energiewirtschaft 

/KUH 92/, /MAU 95/ sowie die Studie /EYE 98/. 

Für die Aufbereitung von Rohgestein zu klassiertem Bausand bzw. Baukies werden rund 

2 kWh Strom je Tonne benötigt. 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Rohkies, -sand 14 1 2 15 1 0 2 0 1 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

6 A Bausand, Baukies 

Die Herstellung von Brechsand und Splitt benötigt für den Prozeßschritt des Brechens 

einen zusätzlichen Energieverbrauch. Der spezifische Stromverbrauch für das Brechen 

von Stein ist abhängig von dem eingesetzten Verfahren, der Rohgesteinbeschaffenheit 

(Härte) und der Korngröße. Dieser Energieeinsatz wird anhand von vergleichbaren, an 

der FfE ermittelten, Energieverbräuchen für Brechprozesse mit 1,5 kWh Strom 

abgeschätzt. 


In Abbildung A-2 und Abbildung A-3 sind die Primärenergieflußbilder von Bausand und 

-kies bzw. Brechsand und Splitt dargestellt. 



Aufbereitung Sand, Kies 

14 MJ (33,1 %) 

Diesel 

6 MJ (14,3 %) 

23 MJ (52,6 %) 

Abbildung A-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Bausand 

und -kies

Bausand, Baukies 7 

Aufbereitung Brechsand, Splitt 

14 MJ (23,7 %) 

Diesel 

6 MJ (10.3 %) 

40 MJ (66,0 %) 

Abbildung A-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Brechsand 

und Splitt 

Anhand der KEA-Flußbilder wird deutlich, daß der Stromeinsatz bei der Herstellung 

von Bausand und -kies einen Anteil zwischen 50 und 65 % hat. 

Ergebnisse 

Tabelle A-2: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung von Bausand 

und Baukies 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Bausand, Baukies 44 3 4 24 3 3 3 0 2 

Brechsand, Splitt 61 4 5 25 3 5 3 0 2 

/KUH 92 /, /MAU 95/, /EYE 98/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

B Gips 

Gips ist ein sehr weit verbreitetes Mineral, das in vielen Ländern der Erde vorkommt 

und abgebaut wird. Er existiert in der Natur in zwei verschiedenen Hydratstufen, als 

Gipsstein (Calciumsulfat-Dihydrat, CaSO4 ⋅ 2 H2O) und in einzelnen Lagerstätten in der 

kristallwasserfreien Form als Anhydrit (CaSO4). Außerdem fällt Gips als Reaktionsprodukt 

chemischer und industrieller Prozesse an, so z.B. bei der Rauchgasentschwefelung. 

Der dabei entstehende REA-Gips hat eine hohe Reinheit und kann als Rohstoff zur Gipserzeugung 

direkt verwendet werden. Der bei der Phosphorsäureherstellung entstehende 

Phosphogips ist ohne technische Bedeutung für die Gipsindustrie und wird nicht weiter 

betrachtet. 

Die große Bedeutung von Gips als Baustoff ist mit seiner leichten Entwässerbarkeit 

(Dehydration) durch Brennen zu erklären. Dabei wird das im Gipsstein gebundene Kristallwasser 

ganz oder teilweise ausgetrieben. Der Gips liegt nach dem Brennen und 

Mahlen pulverförmig vor und kann durch Mischung mit anderen Stoffen wie z.B. Sand 

und Zement weiterverarbeitet werden. Wird dem Gips wiederum Wasser beigegeben 

(Rehydration) so bildet er ein mehr oder weniger festes kristallines Gefüge. 

Die nachfolgenden Reaktionsgleichungen beschreiben das Brennen des Gipssteines zu 

Halbhydrat und die Umkehrreaktion (Rehydration) bei der Zugabe von Wasser: 

Dehydration: CaSO4⋅2 H2O + Energie → CaSO4⋅½ H2O + 1½ H2O 

Rehydration: CaSO4⋅½ H2O + 1½ H2O → CaSO4⋅2 H2O + Energie 

2 Rohstoffe 


Rohgips (Gipsstein) 

Der Abbau des Gipssteines erfolgt sowohl über als auch unter Tage, wobei über 90 % des 

in Deutschland abgebauten Gipses im Tagebau gewonnen werden. Das abgebaute Gestein 

wird in Brechern und Mühlen auf die benötigte Korngröße zerkleinert. Je nach 

Brennverfahren wird grobkörniges (bis zu 60 mm Korndurchmesser) oder feinkörniges 

(bis 2 mm Korndurchmesser) Gut benötigt. Für die Grobzerkleinerung kommen Prallund 

Backenbrecher, für die weitere Zerkleinerung Prall-, Hammer- und Kugelmühlen 

zum Einsatz. Danach wird der Rohgips in Siebanlagen klassiert und gelagert. 

REA-Gips 

Von den verschiedenen Chemiegipsen ist für die Gipsindustrie nur der in der Rauchgasentschwefelung 

anfallende REA-Gips von Bedeutung, da nur dieser in großen Mengen 

9 


ENERGIEWIRTSCHAFT

10 B Gips 

anfällt. Aus ihm werden fast 50 % der in Deutschland hergestellten Gipsprodukte erzeugt. 

Der REA-Gips fällt im Kraftwerk feucht und feinteilig an. Er wird mit Bandfiltern 

auf max. 10 % Feuchte getrocknet und je nach Produktionsverfahren in der feinteiligen 

Form weiterverarbeitet. 

Anhydrit 

Über 90 % des in Deutschland verarbeiteten Anhydrites ist Naturanhydrit. Synthetischer 

und erbranntert Anhydrit spielen nur eine untergeordnete Rolle, deshalb werden 

sie in der Energiebilanz nicht berücksichtigt. Der Abbau des Anhydrites kann mit dem 

Abbau von Gipsstein verglichen werden. Auch hier wird das gewonnene Gestein in Brechern 

und Mühlen auf die gewünschte Korngröße weiterverarbeitet. 

Karton 

Der zur Herstellung von Gipskartonplatten benötigte Karton wird von der papierverarbeitenden 

Industrie ins Gipswerk geliefert. 


Die der Untersuchung der Energieaufwendungen zugrunde gelegten Daten zum Gipsabbau 

und zur Weiterverarbeitung bis zum fertigen Gipsprodukt wurden durch Literaturrecherche 

in /MAR 80/, /LIE 97/ und /GIP 95/ ermittelt. Außerdem wurde bei verschiedenen 

Gipswerken bzgl. entsprechender Angaben nachgefragt. 

Rohgips (Gipsstein) 

Die Energieaufwendungen für Baumaschinen und Fördereinrichtungen in den Gipsgruben 

sind mit 0,35 Liter Diesel pro Tonne Rohgips angegeben. Da sich die Gipswerke im 

Normalfall direkt bei den Gipsgruben befinden, werden als Transportentfernung von der 

Grube zum Werk lediglich 5 km veranschlagt. Der Strombedarf für das Betreiben der 

Brecher und Mühlen beträgt, je nachdem wie fein der Gipsstein gemahlen wird, zwischen 

0,8 und 1,0 kWh Strom pro Tonne Rohgips. Im nachfolgenden wird mit einem Mittelwert 

von 0,9 kWh Strom pro Tonne Rohgips für das Zerkleinern gerechnet. Für das 

Klassieren und Lagern fällt nochmals ein Strombedarf von 1,5 kWh pro Tonne Rohgips 

an /MAR 80/. 

REA-Gips 

Da der REA-Gips als Restprodukt bei der Rauchgasentschwefelung anfällt, wird seine 

Herstellung der Stromproduktion zugeschrieben (vgl. allg. Teil, Methodik). Die Aufwendungen, 

die zur Aufbereitung des anfallenden Sulfitschlammes nötig sind (Oxidation zu 

CaSO4; Abtrennen von Kristallen, Entwässerung) werden in den Kraftwerken durchgeführt 

und sind in der Energiebilanz der Kraftwerke erfaßt. Um eine Doppelzählung zu 

vermeiden und nicht zuletzt um hervorzuheben, daß es sich beim REA-Gips um einen 

aufbereiteten Reststoff handelt, wird dieser ab Werkstor Kraftwerk bilanziert, das er mit 

einer Feuchte von unter 10 % verläßt. Gipswerke, die REA-Gips verarbeiten liegen normalerweise 

in direkter Nachbarschaft zu einem Kraftwerk (Grundlastkraftwerk), deshalb 

wird auch hier 5 km als Transportentfernung angesetzt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 11 

Anhydrit 

Da das Anhydritgestein etwas härter als der Gipsstein ist, sind die Energieaufwendungen 

für die Gewinnung höher als beim Gipsstein. Über den Anhydritabbau selbst liegen 

keine Daten vor. Sie werden anhand des Gipssteinabbaus geschätzt, wobei mit 20 % 

Mehraufwand gegenüber dem Gipsabbau gerechnet wurde. Auch hier wird eine Transportentfernung 

von 5 km zum Werk angesetzt. 

Karton 

Die Energieaufwendungen für die Herstellung von Pappe sind dem Allgemeinen Teil, 

Kap. 4 entnommen. Als Transportentfernung werden 100 km geschätzt. 



Bereitstellung des Rohstoffes Gipsstein erfolgt mit den in Kap. 4 Teil I (Allgemeiner 

Teil) enthaltenen Werten. 

50 % des in Deutschland gebrannten Gipses stammt aus natürlichen Vorkommen und 

50 % werden aus REA-Gips gebrannt. Daher wird ein Gips-Mix gebildet, der zu je 50 % 

aus Roh- und REA-Gips besteht und bei der Ermittlung der Energieaufwendungen für 

die Herstellung von Baugips und Gipskartonplatten zugrunde gelegt wird. 

Tabelle B-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung 

von einer Tonne Rohgips bzw. Kartonpappe 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Rohgips (Gipsstein) 66 4 8 43 5 4 5 0 3 

REA-Gips 35 2 4 20 2 3 2 0 1 

Gips-Mix 50 3 6 31 3 3 4 0 2 

Naturanhydrit 72 5 8 46 5 5 6 0 3 

Kartonpappe 30.862 867 685 1.139 310 2.079 83 25 64 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

12 B Gips 

3 Baugips 


Beim Brennen (Dehydration) wird dem Rohgips das chemisch gebundene Wasser ganz 

oder teilweise ausgetrieben. Je nachdem bei welcher Temperatur der Rohgips gebrannt 

wird, entsteht Calciumsulfat-Halbhydrat oder der wasserfreie Anhydrit. Beim fertiggebrannten 

und verarbeiteten Gips unterscheidet man zwischen Putz- und Stuckgips. 

Stuckgips (Niederbrandgips) wird bei Temperaturen zwischen 120°C und 180°C zumeist 

in Drehrohröfen gebrannt. Ein weiteres, verbreitetes Verfahren zur Stuckgipserzeugung 

sind Kocher und zuletzt auch Mahlbrennanlagen, in denen der Rohgips zuerst gemahlen 

und dann zu Stuckgips gebrannt wird. Stuckgips besteht aus Halbhydrat (Ca- 

SO4 ⋅ ½ H2O), d.h. ¾ des im Gipsstein enthaltenen Kristallwassers ist verdampft. 

Abbildung B-1: Drehofenanlage zur Herstellung von Stuckgips /MAR 80/ 

Putzgips ist ein Mehrphasengips, der neben dem Calciumsulfat-Halbhydrat auch Anhydrit 

enthält. 90 % des im Rohgips enthaltenen Kristallwassers werden verdampft. Putzgips 

wird in Trägergas-Brennanlagen mit zwei Brennstufen hergestellt. In der ersten 

Stufe wird bei 250°C Stuckgips erbrannt, in der zweiten Stufe wird bei Temperaturen 

von 500°C der Hochbrandgips hergestellt. Auch zur Erzeugung von reinem Anhydrit, das 

bei Temperaturen von 500°C bis 700°C in verschiedenen Varianten entsteht, werden 

Trägergas-Brennanlagen verwendet. 

Der gebrannte Gips gelangt aus den Brennöfen zur Mahlanlage, in der er fein gemahlen 

wird. Dann wird er über Förderschnecken und Becherwerke zu den Lagersilos transportiert. 

Bei der Betrachtung der einzelnen Brennprozesse ist zu beachten, daß der Rohgips, dem 

beim Brennen Wasser ausgetrieben wird, an Masse verliert. Diese Tatsache muß in die 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Baugips 13 

Betrachtung des KEA und der Emissionen einfließen. Für die Herstellung von einer 

Tonne Stuckgips werden 1,20 Tonnen Rohgips eingesetzt, für Putzgips benötigt man 

1,24 Tonnen Rohgips. 

Gips-Mix 

Gips-Mix 

1.240g 

(124,0 %) 

Gipsbrennen 

Putzgips 

1.000 kg (100,0 %) 

Rohgips 

620 kg (62,0 %) 

REA-Gips 

620 kg (62,0 %) 

Kristallwasser 

240 kg (24,0 %) 

Abbildung B-2: Massenflußbild für die Herstellung von Putzgips 


Je nach Ofenart und Art des hergestellten Gipses ist der Energieverbrauch unterschiedlich. 

Auch die Primärenergieträger, die beim Brennprozeß zum Einsatz kommen sind 

von Werk zu Werk verschieden. In 76 % der Werke in Deutschland kommt Erdgas zum 

Einsatz, die restlichen verwenden leichtes Heizöl als Brennstoff. Die untenstehende Aufzählung 

gibt die Energieaufwendungen nach /GIP 95/, /MAR 80/ und Herstellerangaben 

pro Tonne fertiggebranntem Gips für die verschiedenen Herstellungsverfahren an: 

Herstellung von Stuckgips: 

Drehofen, 120°C bis 180°C 12 kWh Strom 

30,5 m 3 Erdgas oder 

27 l leichtes Heizöl 

Kocher 7,45 kWh Strom 

Herstellung von Putz- und Hochbrandgips: 

22,8 m 3 Erdgas oder 

20,2 l leichtes Heizöl 

Trägergasbrennanlage: 29,2 kWh Strom 

28,2 m 3 Erdgas 

Feinmahlen: 10 kWh Strom 


ENERGIEWIRTSCHAFT

14 B Gips 


In Abbildung B-3 ist das Primärenergieflußbild von Putzgips dargestellt. Den größten 

Anteil am KEA bei der Herstellung von Baugips hat der Brennprozeß. Er macht rund 

65 % des Gesamtenergieaufwandes aus. Im Gegensatz zu Gipsstein hat REA-Gips eine 

Restfeuchte von ca. 10 Gew%, dadurch sind höhere Energieeinträge beim Brennen notwendig. 

Gips-Mix 

62 MJ (4,1 %) 



Gipsbrennen 

Putzgips 

1513 MJ (100,0 %) 

Strommix Deutschland 

449 MJ (29,7 %) 

Erdgas 

801 MJ (53,0 %) 

Leichtöl 

200 MJ (13,2 %) 

Abbildung B-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Putzgips 

Beim Abbau von Gipsstein entstehen nur geringe Emissionen. Die Rauchgasentschwefelung 

vermindert die im Kraftwerksbetrieb entstehenden Emissionen, damit verursacht 

REA-Gips nur Emissionen beim Transport. Der größte Anteil der Emissionen, z.B. rund 

50 bis 60 % der CO2-Emissionen, wird durch den Brennprozeß bei der Gipsherstellung 

verursacht. 

Ergebnisse 

Tabelle B-2: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung der 

verschiedenen Gipsarten 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Stuckgips 1.067 61 57 135 30 126 10 2 8 

Putzgips 1.513 87 75 171 44 179 13 2 10 

Hochbrandgips 1.513 87 75 171 44 179 13 2 10 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Baugips 15 

Da beim Brennen von Gips lediglich das Kristallwasser ganz oder teilweise ausgetrieben 

wird, sind die errechneten energiebedingten Emissionen als Gesamtemissionen anzusehen. 

Es entstehen keine prozeßbedingten Emissionen. 

Tabelle B-3: Vergleich der Gesamtemissionen bei der Herstellung von Stuckgips 

nach Tabelle B-2 und /ÖKO 95/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Stuckgips 1.067 61 57 135 30 126 10 2 8 

REA-Stuckgips /ÖKO 95/ - 93 51 289 10.379 102 64 1 - 

Anmerkung zu den Emissionen 

Zu Vergleichszwecken werden in Tabelle B-3 zusätzlich die Emissionswerte, die in /ÖKO 

95/ für REA-Stuckgips angeben sind, aufgeführt. Der sehr hohe Wert für die SO2- 

Emissionen läßt sich durch brennstoffbedingte Emissionen erklären. Bei den hier untersuchten 

Brennprozessen wurden gas- und leichtölbefeuerte Öfen zugrunde gelegt, werden 

die Öfen jedoch mit Schweröl befeuert, so liegen die SO2-Emissionen um das 300fache 

höher. Schweröl kommt in Deutschland zur Erzeugung von Gips nicht mehr zum 

Einsatz. Die anderen Emissionen stimmen gut mit den in dieser Studie ermittelten Werten 

überein. In /GEM/ existieren keine Werte zu gebranntem Gips. 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

16 B Gips 

4 Gipsbauelemente 

Die gängigen Gipsbauelemente werden im Normalfall aus Stuckgips, der mit Wasser zu 

einem Brei vermischt ist, hergestellt. Gipsbauelemente sind trocken verlegbare Platten, 

diese werden ganz aus Gips (mit Faser-, Füll- und Zuschlagstoffen) oder mit einem 

Gipskern und einer Ummantelung aus Karton hergestellt. Es werden vier verschiedene 

Gipsbauelemente unterschieden: 

• Gipskartonplatten 

• Gipswandbauplatten 

• Gipsbauplatten 

• Gipsfaserplatten 

Im Rahmen dieser Untersuchung werden nur Gipskartonplatten betrachtet. Sie haben 

einen Anteil von über 95 % an den in Deutschland hergestellten Gipsbauelementen. 


Gipskartonplatten werden im kontinuierlichen Betrieb auf einem Band hergestellt. Dabei 

wird ein Gipsbrei in genau dosierter Menge auf den Unterkarton, der von einer Rolle 

läuft, aufgetragen. Mit Formwalzen wird der Gipsbrei auf die gewünschte Materialdicke 

eingestellt. Ein zweiter Karton wird mit Hilfe von Walzen von oben auf den Gips aufgebracht. 

Die Platte wird bis zum Abbinden als Endlosband über sogenannte Abbindestrecken 

geführt, die in modernen Gipswerken eine Länge von bis zu 200 m haben. Nach 

dem Abbinden wird der Gipskarton auf die gewünschte Plattenlänge geschnitten. Die 

Platten gelangen über eine Wendeanlage in einen Mehretagentrockner. Nach dem 

Trocknen werden sie versandfertig verpackt. 

Abbildung B-4: Schematische Darstellung der Gipskartonplattenproduktion 

/MAR 80/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Gipsbauelemente 17 

Beim Aushärten werden pro Tonne Stuckgips rund 180 kg Wasser chemisch gebunden. 

Weiter sind noch die Masse und damit die Energieaufwendungen des Kartons zu beachten. 

Für die Produktion von einer Tonne Gipskartonplatten sind 807 kg Stuckgips, 

150 kg Wasser (wird chemisch gebunden), weitere ca. 300 kg Anmachwasser und 43 kg 

Kartonpappe notwendig. Das Anmachwasser muß in den Mehretagentrocknern wieder 

verdampft werden. 

Herstellung 

Gipskartonplatten 


1000 kg (100,0 %) 

Stuckgips 

807 kg (80,7 %) 

Kartonage 

43 kg (4,3 %) 

Wasser 

150 kg (15,0 %) 

Abbildung B-5: Massenflußbild für die Herstellung von Gipskartonplatten 


Da keine aktuellen Daten über die Energieaufwendungen zur Herstellung von einer 

Tonne Gipskartonplatten vorliegen, werden diese nach /MAR 80/ ermittelt. Für die Fertigungsstraße 

wird ein Stromverbrauch von 20 kWh, für den Trockner, in dem das Anmachwasser 

wieder verdampft wird, ein Gasverbrauch von 29,3 Kubikmeter pro Tonne 

Platten angegeben. 


In Abbildung B-6 ist das Primärenergieflußbild von Gipskartonplatten dargestellt. Der 

Anteil der Energieaufwendungen, der zur Bereitstellung von Gips und Pappe nötigt ist, 

macht ca. 60 % des KEA für die Gipskartonplattenproduktion aus. Obwohl nur 4 Gew% 

Karton (ca. 43 kg) pro Tonne Platten nötig sind, hat er einen Anteil von rund 45 % an 

den Energieaufwendungen, die zur Bereitstellung der Einsatzstoffe nötig sind. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

18 B Gips 



Herstellung Gipskartonplatten 


3462 MJ (100,0 %) 

Stuckgips 

861 MJ (24,9 %) 

Karton 

1327 MJ (38,3 %) 

Wasser 

0,1 MJ (0,0 %) 


229 MJ (6,6 %) 

Erdgas 

1039 MJ (30,0 %) 

Transport LKW (normal) 

5 MJ (0,1 %) 

Abbildung B-6: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Gipskartonplatten 

Der größte Anteil der Emissionen bei der Gipskartonplattenproduktion, ca. 50 bis 60 % 

fällt schon beim Gipsbrennen und beim Abbau des Rohgipses bzw. Transport des REA- 

Gipses zum Gipswerk an. 

Ergebnisse 

Tabelle B-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Gipskartonplatten, 

Vergleich mit den Emissionswerten von /ÖKO 95/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Gipskartonplatten 3.462 155 141 240 51 373 17 4 13 

Gipskartonplatte /ÖKO 95/ - 70 300 988 145 152 366 2 - 


Bei der Herstellung von Gipskartonplatten entstehen keine prozeßbedingten Emissionen. 

Daher handelt es sich bei den in Tabelle B-4 angegebenen Werten um die Gesamtemissionen. 

Zum Vergleich sind zusätzlich noch die Emissionswerte für Gipskartonplatten 

entsprechend den Angaben von /ÖKO 95/ aufgezeigt. 

/MAR 80/, /GIP 95/, /ÖKO 95/, /GEM/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

C Kalk 

Der Begriff Kalk wird für verschiedene Kalkverbindungen verwendet. Man 

unterscheidet Kalkstein (CaCO3), Branntkalk (CaO) und Kalkhydrat Ca(OH)2, die aus 

Kalkgestein gewonnen und je nach Produkt unterschiedlich aufbereitet werden. 

Herstellung von Kalkerzeugnissen 

Die schematische Darstellung der Herstellung verschiedener Kalkerzeugnisse zeigt 

Abbildung C-1. 

Kalkstein 

Nachbrechen 

(Prallbrecher ) 

Trocknen 

(Trockner) 

Zerkleinern, Mahlen 

(Prall-, Rohrmühle) 

Kalksteinmehl 

Zerkleinern 

(Hammer-, Prallmühle) 

Gewinnung 

(Sprengung, Bagger) 

Transport 

(LKW) 

Brechen 

(Backen,Kreiselbrecher) 

Trennen 

(Vorabscheider) 

Waschen 

(Trommelwäsche) 

Klassieren, Lagern 

(Siebe, Silos) 

Trocknen 

(Durchlauftrockner) 

Brennen 

(Schacht-,Drehrohrofen) 

Stückkalk 

Löschen 

(Löschtrommel) 

Feinkalk Kalkhydrat 

Kalkstein 

Kalksteinsplitt 

Kalksteinsand 

Abbildung C-1: Schematische Darstellung des Herstellungsprozesses von 

Kalkerzeugnissen 

19 


ENERGIEWIRTSCHAFT

20 C Kalk 

Ausgangsstoff für alle Kalkarten ist Kalkstein. Durch die dargestellten Aufbereitungsschritte 

lassen sich die verschiedenen Kalkprodukte herstellen. 

Kalkerzeugnisse werden in zahlreichen Branchen eingesetzt. In der Baustoffindustrie 

beispielsweise wird Kalkstein bei der Glas- und Zementherstellung benötigt, Branntkalk 

bei der Kalksandstein- und Gasbetonherstellung und Kalkhydrat für die Mörtel- und 

Putzherstellung. 

2 Rohstoffe 


Kalkstein 

Das Rohgestein (Kalkstein) wird größtenteils im Tagebau durch Bohrung und 

Sprengung abgebaut und zum meist nahegelegenen Kalkwerk transportiert. 

Wasser 

Wasser wird zum Waschen des Rohgesteins und zum Ablöschen des Branntkalks zu 

Kalkhydrat benötigt. Es werden keine hohen Anforderungen an die Reinheit gestellt, so 

daß das Wasser oft aus Brunnen bzw. Oberflächenwasser gewonnen wird. 


Die der energetischen Untersuchung zugrunde gelegten Daten zur Herstellung von 

Kalkprodukten basieren auf /SCH 94/ und /KAL 95/. Die angegebenen Werte 

entsprechen dem derzeitigen bundesdeutschen Durchschnitt. 

Kalkstein 

Die Bereitstellung des Rohgesteins und der Transport zur Kalkindustrie sind in Abschnitt 

D Zement Kap. 2.2 erläutert. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Förderung von Brunnenwasser bzw. zur Bereitstellung von 

Oberflächenwasser ist in der Energiebilanz des Kalkwerkes enthalten. 



Bereitstellung des Rohstoffs Kalkstein erfolgt mit den in Kapitel 4, Teil I (Allgemeiner 

Teil) enthaltenen Werten. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Kalkstein 21 

Tabelle C-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung des 

Rohstoffs Kalkstein 

Produkt 


3 Kalkstein 


Die Herstellung von gereinigtem und klassiertem Kalkstein ist in Abbildung C-1 

dargestellt. Das Rohgestein Kalkstein wird in Großbrechanlagen gebrochen, in einer 

Trommelwäsche vom restlichen Abraum getrennt und anschließend klassiert. Für die 

Bereitstellung einer Tonne Kalkstein werden durchschnittlich 1,2 t Rohgestein 

eingesetzt. 


Für die Aufbereitung von Rohgestein zu Kalkstein (Brechen, Waschen, Klassieren) 

werden 3,6 kWh Strom je Tonne Kalkstein benötigt. Das Brechen mit Kreisel- und 

Backenbrechern stellt mit über 80 % den höchsten Stromverbraucher bei der 

Aufbereitung des Rohgesteins dar. Der spezifische Stromverbrauch für diesen 

Prozeßschritt ist stark abhängig von der Rohgesteinbeschaffenheit (Zusammensetzung, 

Härte). 


Ergebnisse 

Tabelle C-2: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung von 

Kalkstein 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Kalkstein (Reinstein) 87 5 7 19 4 9 2 0 1 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Kalkstein (Rohgestein) 39 2 5 14 2 3 1 0 1 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

22 C Kalk 

4 Kalksteinmehl 


Ein Teil des bereitgestellten Kalksteins (Kap. 3) wird durch Trocknung und Mahlung zu 

Kalksteinmehl weiterverarbeitet. Die Herstellung von Kalksteinmehl ist in Abbildung C- 

1 dargestellt. 


Für die Weiterverarbeitung von Kalkstein zu Kalksteinmehl werden durchschnittlich 

50 kWh Strom je Tonne Kalksteinmehl eingesetzt. 


In Abbildung C-2 ist das Primärenergieflußbild von Kalksteinmehl dargestellt. Mit 

insgesamt 90 % verursacht der Fremdstromeinsatz den größten Anteil am Kumulierten 

Energieaufwand des Steinmehls. 



Kalkstein (Reinstein) 

87 MJ (13,3 %) 

Aufbereitung 

Trocknen und Mahlen 

Kalksteinmehl 

657 MJ (100,0 %) 


41 MJ (6,3 %) 

Kalkstein (Rohgestein) 

46 MJ (7,0 %) 


570 MJ (86,7 %) 

Abbildung C-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne 

Kalksteinmehl

Branntkalk (Feinkalk) 23 

Bei den Emissionen für die Herstellung von Kalksteinmehl handelt es sich daher vor 

allem um vorgelagerte (indirekte) Emissionen für die Strombereitstellung. 

Ergebnisse 

Tabelle C-3: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Kalksteinmehl 

Produkt 


Prozeßkettenanalyse 1 

Emissionen /GEM/ 2 

Kalksteinmehl 3 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

657 38 21 54 24 73 5 1 3 

Staub 

[g] 

- 39 40 140 30 80 10 0 10 

657 38 21 54 24 73 5 1 3 

1 Ergebnis der Prozeßkettenanalyse (Erläuterung der Ermittlung von KEA und energiebedingten Emissionen 

s. Teil I: Allgemeiner Teil) 

2 Gesamtemissionen für Kalksteinmehl nach Literaturangaben 

3 Endergebnis (Werte sind in der KEA-Datenbank abgelegt und werden weiteren Berechnungen zugrunde gelegt) 

Anmerkungen zu den Emissionen: 

Die für die Herstellung von Kalksteinmehl errechneten, energiebedingten Emissionen 

sind unter den zugrunde gelegten Randbedingungen vollständig, da prozeßbedingt keine 

zusätzlichen Emissionen entstehen. Daher bilden die errechneten Emissionen die 

Grundlage für das Endergebnis. 

5 Branntkalk (Feinkalk) 

Feinkalk ist fein (kleiner 0,1 mm) gemahlener, gebrannter Kalk. Dieser wird z.B. in der 

Kalksandstein-Industrie und in der Stahlindustrie (zur Schwefel- bzw. Phosphorentfernung) 

eingesetzt. Mit steigender Brenntemperatur nimmt die Porosität des 

Produktes und damit die Reaktionsfähigkeit mit Wasser ab. 


Branntkalk (CaO) wird durch Brennen von Kalkstein (Weißkalk) bzw. Dolomit 

(Graukalk) bei Temperaturen zwischen 1.000°C und 1.200°C hergestellt. Die 

Herstellung von Feinkalk ist in Abbildung C-1 dargestellt. Aufbereiteter Kalkstein 

(Reinstein) wird zunächst in Durchlauftrocknern getrocknet, in Schachtöfen (z.B. 

Ringschachtofen, Gleich-Gegenstromregenerativofen) oder Drehrohröfen gebrannt und 

anschließend in Hammer- bzw. Prallmühlen gemahlen. Es werden 1,8 t aufbereiteter 

Kalkstein für eine Tonne Branntkalk benötigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

24 C Kalk 




1755 kg (175,5 %) 

Branntkalk 

1000 kg (100,0 %) 

Feinmahlen 

Aufbereitung 

Kalkbrennen 

Branntkalk (Feinkalk) 

1000 kg (100,0 %) 

Kalkstein (Rohgestein) 

2085 kg (208,5 %) 

Abraum 

330 kg (33,0 %) 

CO2-Emissionen Dekarbonatisierung 

755 kg (75,5 %) 

Abbildung C-3: Massenflußbild für die Herstellung von Feinkalk 


Der Energieverbrauch ist stark von der Ofenart und -konstruktion abhängig. Des 

weiteren hat die Stückgröße und Zusammensetzung des Brenngutes, der eingesetzte 

Brennstoff, die Verbrennungsluftzufuhr, Brenntemperatur und -dauer Einfluß auf den 

Brennstoffverbrauch. Nach /SCH 94/ werden durchschnittlich 3.645 MJ Brennstoff je 

Tonne Branntkalk benötigt, ein Wert der dieser Studie zugrunde gelegt wird. 

Betrachtet man die Entwicklung des Einsatzes von Energieträgern in den letzten 

Jahren, so ist eine deutliche Zunahme des Energieträgers Erdgas bei gleichzeitiger 

Abnahme des Anteils an Kohle erkennbar. 

Als derzeitiger Brennstoffmix wird folgende Aufteilung nach /KAL 95/ angesetzt. 

Erdgas: 62 % 

Kohle: 30 % 

Heizöl S: 8 % 

Für den Prozeßschritt Brennen werden durchschnittlich 22 kWh Strom für das Mahlen 

zu Feinkalk 23 kWh eingesetzt.

Branntkalk (Feinkalk) 25 


In Abbildung C-4 ist das Primärenergieflußbild von Feinkalk dargestellt. Der 

Primärenergieeinsatz für die Brennstoffe beträgt rund 4.000 MJ/t Feinkalk und stellt 

den energieintensivsten Anteil bei der Herstellung von Branntkalk dar. 519 MJ beruhen 

auf primärenergetisch bewertetem Strom und 153 MJ beträgt der Primärenergie-Input 

infolge des Rohstoffeinsatzes von aufbereitetem Kalkstein. 

Kalkbrennen 

Branntkalk 

4402 MJ (94,3 %) 

Feinmahlen 


4663 MJ (100,0 %) 


153 MJ (3,3 %) 


255 MJ (5,5 %) 

Erdgas 

2525 MJ (54,2 %) 

Schweröl 

321 MJ (6,8 %) 

Steinkohle 

1145 MJ (24,6 %) 


264 MJ (5,7 %) 

Abbildung C-4: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Feinkalk 

Zusätzlich zu den energiebedingten CO2-Emissionen entsteht beim Brennvorgang 

prozeßbedingtes Kohlendioxid aufgrund der nahezu vollständigen Umsetzung des Kalks 

(CaCO3) zu gebranntem Kalk (CaO) und Kohlendioxid (CO2). Stickoxide stellen aufgrund 

der Maximaltemperatur von 1.200°C keine Problematik dar (vgl. Kap. 3, Allgemeiner 

Teil (I)). 


ENERGIEWIRTSCHAFT

26 C Kalk 

Ergebnisse 

Tabelle C-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Feinkalk 

Produkt 


Prozeßkettenanlyse 1 

Emissionen (CaO) /GEM/ 2 

Emissionen (Kalk gebr.) /ÖKO 95/ 2 

Feinkalk (Branntkalk) 3 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

4.663 304 296 453 303 1.003 22 59 41 

- 1.021 21.090 520 70 870 30 10 190 

- 1.251 3.253 1.623 789 701 1.078 5 - 

4.663 1.057 * 

296 453 303 1.003 22 59 190 



2 Gesamtemissionen nach Literaturangaben 


* incl. prozeßbedingte Emissionen (vgl. Anmerkungen zu den Emissionen) 


CO2: Neben den energiebedingten CO2-Emissionen entstehen aufgrund des 

Brennens von Kalkstein durch die Umsetzung des Kalks zu gebranntem Kalk 

(CaO) und Kohlendioxid auch prozeßbedingte CO2-Emissionen. Die Höhe 

dieser prozeßbedingten Emissionen steht im direkten Verhältnis zum 

Massenanteil an Kalkstein (CaCO3). Nach dem Brennvorgang setzt sich der 

gebrannte Kalk aus 95,1 Gew.-% CaO, 0,8 Gew.-% MgO, 2,3% ungebranntem 

Kalk (CaCO3) und 1,8 % sonstigem, inertem Material zusammen /SCH 94/. 

Daraus errechnen sich 755 kg prozeßbedingte CO2-Emissionen je Tonne 

Branntkalk. Somit würden unter Einbeziehung der energiebedingten CO2- 

Emissionen insgesamt 1.059 kg CO2 je Tonne gebranntem Feinkalk entstehen. 

Die Werte nach /GEM/ und /ÖKO 95/ korrelieren gut mit diesem Ergebnis, so 

daß der errechnete Wert der energieund prozeßbedingten CO2-Emissionen für 

Feinkalk übernommen wird. 

CO: Die errechnete CO-Emission beinhaltet alle vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Der Wert nach /GEM/ scheint unrealistisch hoch. 

Ebenso ist anzunehmen, daß der Wert nach /ÖKO 95/ (ETH Zürich) nicht die 

bundesdeutschen Gegebenheiten widerspiegelt. In /ÖKO 95/ ist ein weiterer 

Wert von 51 g CO je Tonne Branntkalk (HAB Weimar) angegeben. Da die 

Literaturwerte eine hohe Schwankungsbreite aufweisen, wird der errechnete, 

energiebedingte Wert angesetzt. 

NOX: Die errechnete NOx-Emission beinhaltet die vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Da die Entstehung auch von der Prozeßführung 

abhängt, sind die berechneten Emissionen u.U. unvollständig 1 . Da der 

errechnete energiebedingte Wert lediglich um rund 10 % von dem nach /GEM/ 

ausgewiesenen Wert abweicht, wird ersterer übernommen. 

SO2: Die SO2-Emissionen resultieren aus dem Schwefelgehalt des Brennstoffs. Die 

errechnete SO2-Emission entspricht den emittierten SO2-Emissionen bei dem 

eingesetzten Brennstoffmix. Daher wird der errechnete Wert als Ergebnis 

angesetzt. 

1 zur Komplexität der Stickoxidbildung bei Brennprozessen vgl. Kap. X, Allgemeiner Teil (I)

Kalkhydrat 27 

CH4: CH4-Emissionen beruhen v.a. auf vorgelagerten Prozeßketten durch den 

Einsatz von Erdgas und Steinkohle und in einem weit geringeren Umfang auf 

feuerungsbedingten Emissionen. Da diese im errechneten Wert enthalten sind, 

kann der errechnete Wert als praxisnah angesetzt werden. 

NMVOC:Die Emission von NMVOC stammt aus vorgelagerten Prozessen bei der 

Gewinnung von fossilen Brennstoffen und hängt in erster Linie vom 

eingesetzten Brennstoffmix ab. Daher wird der errechnete Wert für die 

gewählten Randbedingungen als realistisch angesehen. Der Wert nach /ÖKO 

95/ scheint um eine Größenordnung zu hoch zu sein. 

N2O: Die N2O-Emissionen entstehen beim Brennprozeß. Die errechneten, energiebedingten 

N2O-Emissionen können zugrunde gelegt werden. 

Staub: Die Staub-Emissionen sind v.a. brennprozeßbedingt und stammen aus dem 

Rohmaterial bzw. der Asche. Für den Brennprozeß hängt dieser Wert von 

Prozeß- und Entstaubungstechnik ab und ist daher meßtechnisch zu 

bestimmen. Es wird der Wert nach /GEM/ zugrunde gelegt. 

6 Kalkhydrat 

Kalkhydrat (Löschkalk) ist ein trocken gelöschter, pulverförmiger Kalk, der 

hauptsächlich als Bindemittel im Baugewerbe (Mörtel) eingesetzt wird. Kalkhydrat 

zählt zu den Luftkalken, d.h. die Aushärtung erfolgt infolge der Carbonatisierung durch 

das Binden von Kohlendioxid aus der Luft. 


Vorgebrochener Stückkalk oder gemahlener Branntkalk wird mit Wasser zu Kalkhydrat 

abgelöscht. Der Branntkalk und das Wasser werden dosiert in einen Mischer gegeben. 

Je weicher ein Kalk gebrannt ist, umso rascher erfolgt die Umsetzung. Verschiedene 

Verfahren finden Anwendung: grundsätzlich unterscheidet man Trockenlöschverfahren, 

bei dem pulverförmiger Löschkalk entsteht, und Naßlöschverfahren. Bei den 

letztgenannten wird mit Wasserüberschuß gelöscht, so daß ein Kalkteig entsteht. 

Das Löschen erfolgt unter starker Wärmeentwicklung, wobei ein Teil des Wassers 

verdampft. 

CaO + H2O → Ca(OH)2 

Da Branntkalk bei Wasserzugabe zu Kalkhydrat ablöscht, beruht der energetische 

Herstellungsaufwand von Kalkhydrat v.a. auf dem Energieaufwand zur Herstellung von 

Branntkalk. 

Für die Herstellung von einer Tonne Kalkhydrat werden 0,76 t Branntkalk und 0,38 t 

Wasser benötigt (s. Abbildung C-5). 


ENERGIEWIRTSCHAFT

28 C Kalk 



Kalklöschen 

Kalkhydrat (Löschkalk) 

1000 kg (100,0 %) 


758 kg (75,8 %) 

Wasser 

379 kg (37,9 %) 

Wasserdampf 

137 kg (13,7 %) 

Abbildung C-5: Massenflußbild für die Herstellung von Kalkhydrat 


Es wird der Datensatz „Feinkalk (Branntkalk)“ (vgl. Tabelle C-4) zugrunde gelegt und 

auf die eingesetzten Massen unter Berücksichtigung des zusätzlichen Stromeinsatzes 

umgerechnet. In Abbildung C-6 ist das Primärenergieflußbild von Löschkalk dargestellt. 

Der Primärenergieeinsatz beruht zu fast 100 % auf dem eingesetzten Branntkalk.

Kalkhydrat 29 

Kalklöschen 

Kalkhydrat (Löschkalk) 

3553 MJ (100,0 %) 


3534 MJ (99,5 %) 


19 MJ (0,5 %) 

Abbildung C-6: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Kalkhydrat 

Ergebnisse 

Es gelten die Randbedingungen und Anmerkungen von Kap. 5 (Branntkalk). 

Tabelle C- 5: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Kalkhydrat 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

Kalkhydrat 3.553 804 2 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

225 344 231 762 17 45 144 


CO2: Beim Einsatz von Kalkhydrat Ca(OH)2 als Baukalk wird dieser mit Wasser 

angemacht. Kalkhydrat zählt zu den Luftkalken, d.h. die Aushärtung erfolgt 

durch das Einbinden von Kohlendioxid aus der Luft. 

Ca(OH)2 + CO2 → CaCO3 + H2O 

Dies führt bei der Verwendung von Kalkhydrat zu negativen CO2-Emissionen. 

Der Abbindeprozeß geschieht jedoch nur teilweise und kann sich über einen 

Zeitraum von Jahren erstrecken. Theoretisch können 594 kg CO2 eingelagert 

werden. Für den Einsatz von Kalkhydrat wird daher vorgeschlagen, 50 % der 

theoretisch einlagerbaren CO2-Emissionen (297 kg) dem Kalkhydrat gutzuschreiben. 

/SCH 94/, /KAL 95/, /LIE 97/ 

2 s. nachfolgende Anmerkungen zu den Emissionen 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

D Zement 

Zement ist ein hydraulisches Bindemittel für Beton, Mörtel, Putze und Estriche. Im 

wesentlichen besteht Zement aus den Verbindungen Calciumoxid mit Siliziumdioxid und 

in geringen Mengen aus Aluminiumoxid und Eisenoxid. Nach der Reaktion mit Wasser 

erhärtet er zu Zementstein, welcher besonders hohe Festigkeiten erreicht. 

Herstellungsprozeß 

Die Prozeßstufen der Zementherstellung sind schematisch in Abbildung D-1 dargestellt. 

Abbildung D-1: Schematische Darstellung der Zementherstellung /HÄR 94/ 

Die wichtigsten Zementrohstoffe sind Kalkstein und Mergel (kalkhaltiger Ton), die in 

Steinbrüchen durch Sprengung gewonnen werden und mit Hilfe von Baggern und 

Schwerlastwagen einer Brechanlage (meist Hammer- oder Drehwalzenbrecher) 

zugeführt werden. Der Schotter wird dann in eine Mischbetthalle transportiert, wo er 

getrennt nach der chemischen Zusammensetzung lagert. Von dort gelangt das 

Rohmaterial in einem bestimmten Mischungsverhältnis, so daß ein CaCO3-Gehalt von 

76 bis 78 % erreicht wird, in die Mahltrocknungsanlage, in der es zum sogenannten 

Rohmehl fein zermahlen und gleichzeitig mit Abwärme aus dem Brennofen getrocknet 

wird. In dem Zyklon- oder Rostvorwärmer wird das Rohmehl mit den Abgasen des Ofens 

auf ca. 800°C vorerhitzt und im Drehrohrofen bei 1.450°C bis zum Beginn der Sinterung 

gebrannt. Das Brennprodukt, der Zementklinker, wird in Großraumsilos gelagert. 

31 


ENERGIEWIRTSCHAFT

32 D Zement 

Zur Herstellung von Normzementen wird der Zementklinker mit Gipsstein und 

Hüttensand in unterschiedlichen Gewichtsanteilen (Tabelle D-1) in einer mit 

Stahlkugeln gefüllten Rohrmühle gemahlen. Der nun fertige Zement wird zu den 

Zementsilos befördert und gelangt von dort zur Verladung. 

Zementsorten 

Die verschiedenen Zementsorten sind in der DIN 1164 genormt. Portlandzement, 

Portlandhüttenzement und Hochofenzement sind die gängigsten Zementsorten. Die 

Unterschiede liegen in der unterschiedlichen Beimengung von anderen Stoffen 

(vorwiegend Hüttensand und Gips) zum Zementklinker in der Klinkermühle, sowie in 

der Mahlfeinheit (siehe Tabelle D-1). 

Tabelle D-1: Mischungsverhältnisse bei verschiedenen Normzementsorten 

Zementsorte Portlandzementklinker [Gew.-%] Hüttensand [Gew.-%] Gips [Gew.-%] 

Portlandzement PZ 95 0 5 

Portlandhüttenzement EPZ 65 - 80 15 - 35 5 

Hochofenzement HOZ 15 - 65 36 - 85 5 

Es gibt noch eine Reihe weiterer Zementsorten wie z.B. Traßzement (TrZ), die hier aber 

aufgrund ihrer geringeren Verbreitung nicht berücksichtigt wurden. 

Die hier behandelten Zementsorten unterscheiden sich prinzipiell in ihrer Aushärtezeit 

und in der entstehenden Hydrationswärme, wobei die Hydrationswärme mit steigendem 

Gehalt an Zementklinker zunimmt. 

Man unterscheidet bei den verschiedenen Zementsorten unterschiedliche Mahlfeinheiten 

(PZ 250 – PZ 550, EPZ 250 – EPZ 550), die sich auf die Festigkeit nach dem Aushärten 

auswirken. Im Rahmen dieser Studie wurde nur die gängigste Feinheit 350 mit einer 

festen Zusammensetzung betrachtet (siehe Tabelle D-2). 

Tabelle D-2: Mischungsverhältnisse bei den betrachteten Normzementsorten 

Zementsorte Portlandzementklinker [Gew.-%] Hüttensand [Gew.-%] Gips [Gew.-%] 

Portlandzement PZ 350 95 0 5 

Portlandhüttenzement EPZ 350 80 15 5 

Hochofenzement HOZ 350 20 75 5 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 33 

2 Rohstoffe 

2.1 Bereitstellung 

Rohgestein 

Für die Klinkerherstellung wird Kalkstein und Mergel benötigt. Die Rohstoffgewinnung 

umfaßt den Abbau des Materials im Steinbruch, die grobe Zerkleinerung im Brecher, 

sowie den Transport zum Werk und die Einlagerung in der Mischbetthalle. Das 

Zermahlen zu Rohmehl wird bereits zur Produktion von Zementklinker gerechnet (siehe 

Kapitel 3). Für den Abbau des Rohmaterials wird Sprengstoff, Dieselkraftstoff in 

Baumaschinen und Strom für die Brecheranlage benötigt. 

Gips 

Es handelt sich um REA-Gips (Restprodukt aus Rauchgasentschwefelungsanlagen) und 

Anhydrit. Die Bereitstellung wird im Kap. B Gips beschrieben. Des weiteren wird der 

REA-Gips zum Zementwerk transportiert und dort eingelagert. 

Hüttensand 

Hüttensand ist ein latent-hydraulischer Stoff, der zusammen mit Zementklinker bei 

Wasserzugabe hydraulisch erhärtet. Bei der Roheisenproduktion entsteht Hüttensand 

durch rasches Abkühlen der Hochofenschlacke mit einem Wasser- oder Luftstrahl, was 

zur glasartigen Erstarrung führt. Durch Vermahlen des Granulats entsteht Hüttensand. 


Rohgestein 

Beim Abbau von einer Tonne Kalkstein und Mergel wurde der Endenergieeinsatz wie 

folgt angesetzt /PZK 98/: 

• für Baufahrzeuge am Steinbruch und den Transport zum Zementwerk wurde der 

Dieselverbrauch mit dem Datensatz für LKW-Transporte (Stop and Go) und einer 

Stecke von 3 km abgeschätzt. 

• Stromverbrauch der Brecheranlage: 0,8 kWh 

• Stromverbrauch der Förderbänder für die Einlagerung: 1,5 kWh 

Zusätzlich werden 100 g Sprengstoff /ÖSB 95/ benötigt, welcher mit einem Primärenergieeinsatz 

von 18 MJ/kg /ÖKO 95/ bewertet wird. 

Gips 

Der eingesetzte Gips besteht je zur Hälfte aus Gipsstein und Anhydrit. Für die 

energetische Bewertung werden REA-Gips und Anhydrit (vgl. Kap. B Gips) angesetzt. 

Zusätzlich fallen Aufwendungen für den LKW-Transport (50 km) zum Zementwerk an. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

34 D Zement 

Hüttensand 

Da Hochofenschlacke als Restprodukt der Stahlproduktion anfällt, wird die 

Bereitstellung energetisch nicht bewertet (vgl. Teil III Kap. A). Der Energieverbrauch 

für die Brechanlage, die die glasartige Schlacke zu Hüttensand vermahlt, wird mit 1,5 

kWh Strom je Tonne Hüttensand abgeschätzt. Für den Transport des Hüttensandes 

wurden durchschnittlich 100 km LKW-Transport zugrunde gelegt. 


In Tabelle D-3 sind der KEA und die Emissionen für die beschriebenen Schritte pro 

Tonne Rohmaterial dargestellt. 

Tabelle D-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Rohstoffen für die Zementproduktion 

Produkt 

alle Werte je Tonne 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Rohgestein 39 2 5 14 2 3 1 0 1 

Gips 112 8 18 106 10 7 13 1 8 

Hüttensand 129 9 21 127 12 5 15 1 9 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Zementklinker 35 

3 Zementklinker 


Zementklinker ist der Grundstoff jeder Zementsorte. Das Rohgestein wird gemahlen und 

zu Klinker gebrannt. 

Es gibt grundsätzlich zwei Brennverfahren, das Leopolverfahren und das 

Gegenstromverfahren mit Zyklonwärmetauschern. Das Leopolverfahren erfordert einen 

etwas höheren Brennstoffaufwand. Nur noch etwa 10 % der in Betrieb befindlichen 

Anlagen arbeiten nach diesem Prinzip. Alle anderen Anlagen arbeiten nach dem 

Wärmetauscherverfahren mit unterschiedlicher Anzahl von Wärmetauscherstufen und 

Auslegung (vorgeschaltete Calzinatorstufen). 

Für die Herstellung von 1 t Klinker werden 1,59 t Rohmaterial benötigt. Von dem 

Ausgangsmaterial entweichen 60 kg als Wasserdampf und 530 kg Kohlendioxid durch 

die Decarbonatisierung in die Atmosphäre. 

3.2 Energetische Daten zur Produktion 

Die Drehöfen zum Brennen des Zementklinkers werden in Deutschland zu 74-79 % mit 

Kohle, zu 6-11 % mit Öl/Gas und zu 10-20 % mit Ersatzbrennstoffen (z.B. Altreifen, 

kompaktierter Kunststoffmüll) betrieben /ZZI 97/, wobei sich die angegebenen Werte auf 

den Heizwert beziehen. 

Die folgenden Mengenangaben sind Durchschnittswerte für Deutschland und beziehen 

sich auf die Produktion einer Tonne Zementklinker. 

Konventionelle Brennstoffe: Ersatzbrennstoffe: 

Steinkohle: 47 kg Altreifen: 6,8 kg 

Braunkohle: 130 kg Kunststoffabfälle: 5,6 kg 

Petrolkoks: 9,5 kg Altöl: 6,0 kg 

Heizöl: 2 kg Lösungsmittel: 0,9 kg 

Erdgas: 1,7 m³ Papierfaserreststoff: 8,6 kg 

Der Energieinhalt der eingesetzten Brennstoffe beläuft sich auf 3.750 MJ pro Tonne 

Klinker. 

Zusätzlich zum Brennstoff im Ofen werden noch Strom zum Mahlen der Braun- und 

Steinkohle in der Kohlemühle, sowie zum Antrieb des Drehrohrofens und zum 

Zementklinkertransport benötigt. Je Tonne Zementklinker werden nach /PZK 98/ bzw. 

/HAN 95/ eingesetzt: 


ENERGIEWIRTSCHAFT

36 D Zement 

Rohmühle: 15 kWh 

Kohlemühle, Brenner, Filteranlagen: 4,8 kWh 

Einlagerung des Zementklinkers im Silo: 1,5 kWh 


In Abbildung D-2 ist das Primärenergieflußbild für die Zementklinkerproduktion 

dargestellt. Mit insgesamt über 90 % verursacht der Einsatz der Brennstoffe den 

größten Anteil am Kumulierten Energieaufwand. 



Portlandzementklinkerbrennen 

4056 MJ (100,0 %) 

61 MJ (1,5 %) 

Steinkohle 

1459 MJ (36,0 %) 

Braunkohle 

1199 MJ (29,6 %) 

Petrolkoks 

347 MJ (8,6 %) 

Schweröl 

82 MJ (2,0 %) 

Erdgas 

60 MJ (1,5 %) 

Leichtöl 

8 MJ (0,2 %) 

244 MJ (6,0 %) 

Altöl 

208 MJ (5,1 %) 

Altreifen 

171 MJ (4,2 %) 

Kunststoffabfälle 

164 MJ (4,0 %) 

Papierfaserreststoff 

27 MJ (0,7 %) 

Lösungsmittel 

25 MJ (0,6 %) 

Abbildung D-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne 

Zementklinker


Bei dem Brennprozeß stammen ca. 1 /3 der CO2-Emissionen aus dem Verbrennungsvorgang 

und ca. 2 /3 prozeßbedingt aus der Dekarbonatisierung des Kalksteins /EZI 97/. 

Der chemische Umwandlungsprozeß bei der Verbrennung von Kalkgestein stellt sich wie 

folgt dar: 

CaCO3 → CaO + CO2 

Zur Herstellung von 1 t Zementklinker werden 1,59 t Rohmaterial benötigt, das laut 

DIN 1164 zu 76 – 78 % aus CaCO3 bestehen muß. Somit benötigt man 1,21 t CaCO3 je 1 

t Zementklinker. 

Die Berechnung der CO2-Emissionen mit Hilfe der molaren Massen ergibt: 

m[ 

CaCO3] 

1, 

21t 

m[CO2] = ⋅ M[ 

CO2 

] = 

⋅ 44g 

mol = 0, 

53 t 

M[ 

CaCO ] 100, 

1g 

mol 

Vergleich mit Literaturangaben: 

3 

/HAN 93/ 0,53 t CO2/t Zementklinker (prozeßbedingt) 

/ÖSB 95/ 0,512..0,780 t CO2 /t Zementklinker 

Die beim Brennvorgang emittierten Schwefeldioxide stammen größtenteils aus dem in 

den Zyklonvorwärmern erhitzten Rohmaterial /DRO 96/, wohingegen der aus dem 

Brennstoff stammende Schwefel beim eigentlichen Brennprozeß im Ofen zu über 90 % in 

den Zementklinker eingelagert wird, da der Schwefel aus dem Brennstoff 

verfahrensbedingt als Sulfat in den Klinker eingebunden wird (dies gilt nicht für Sulfide 

im Brennstoff). Aus diesem Grund spielt der Schwefelgehalt des eingesetzten 

Brennstoffs nur eine untergeordnete Rolle. Auch Brennstoffe mit hohem Schwefelgehalt 

können ohne Nachteile für die Umwelt eingesetzt werden (z.B. Altreifen) /GWK/. 

In den Literaturangaben sind folgende SO2-Gesamtemissionen beim Brennprozeß zu 

finden: 

/ÖSB 95/ bis zu 423 g/t Zementklinker 

/ZKG 90/ 600 g/t Zementklinker 

Ergebnisse 

In Tabelle D-4 sind der KEA und die Emissionen des Herstellungsprozesses von einer 

Tonne Zementklinker dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

38 D Zement 

Tabelle D-4: KEA und Emissionswerte für die Herstellung von Zementklinker 

Produkt 

Alle Werte je Tonne Zementklinker 


Emissionen /GEM/ 2 

Emissionen /ÖKO 95/ 2 

Portlandzementklinker 3 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

4.056 384 182 389 604 742 15 124 44 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

- 879 260 1.940 150 770 50 20 320 

- 1.034 35 201 255 160 32 2 31 

4.056 914 182 1.660 604 742 15 124 44 






CO2: Die CO2-Emissionen ergeben sich aus den energiebedingten CO2-Emissionen 

und den durch die Dekarbonatisierung entstehenden CO2-Emissionen von 

530 kg je Tonne. Insgesamt ergeben sich 914 kg pro Tonne Klinker. Die 

unterschiedlichen CO2-Werte aus der Fachliteratur stehen vermutlich im 

Zusammenhang mit unterschiedlichen Annahmen zum CaCO3-Gehalt des 

Rohgesteins. Der hier ermittelte Wert stimmt gut mit den Literaturwerten 

überein. 

CO: Die errechneten CO-Emissionen sind unvollständig, da keine spezifischen CO- 

Emissionen für die Ersatzbrennstoffe vorliegen. Da der Wert jedoch zwischen 

den beiden Literaturwerten liegt, wird er dennoch als Ergebniswert angesetzt. 

NOX: Da die direkten Brennstoffemissionen nur mit einer Prozeßtemperatur von 

etwas über 600°C berechnet wurden, die Flammentemperatur im Ofen jedoch 

bei ca. 2.000°C liegt, wird der Wert von NOX korrigiert, weil sich ab ca. 1.600°C 

thermisches NOx bildet. Die Bildung von NOX ist stark von der Betriebsweise 

des Ofens (v.a. Temperatur) und der Rauchgasführung abhängig. Messungen 

aus dem Jahr 1986 ermitteln einen Emissionsfaktor von 2 kg NOx je Tonne 

Klinker, wobei ein Reduktionspotential für die 90er Jahre auf 1 kg NOx 

abgeschätzt wird /ZKG 90/. Der von der Datenbank errechnete energiebedingte 

Wert ist somit zu niedrig. Es ist des weiteren zu vermuten, daß der Wert von 

/ÖKO 95/ nicht das thermisch gebildete NOX berücksichtigt. Der von /GEM/ 

angegebene Wert scheint die Verhältnisse in den 80er Jahren widerzuspiegeln. 

Aus diesem Grund wird der angesetzte Wert errechnet. Nach /XEL 98/ ergab 

sich in Deutschland 1995 ein Jahresmittelwert aus Zementofenanlagen von 1,6 

kg NOx/t Klinker. Vorgelagert entstehen zusätzlich 60 g NOx je Tonne Klinker, 

so daß sich ein NOx-Wert von 1660 kg je Tonne Klinker ergibt. 

SO2: Wie vorab diskutiert wurde, ist der errechnete energiebedingte Wert für die 

Klinkerherstellung nicht repräsentativ, da Brennstoff-Schwefel in den Klinker 

eingelagert und somit nicht emittiert wird. SO2 entsteht jedoch beim Erhitzen 

des Rohmaterials in den Zyklonvorwärmern. Die errechnete SO2-Emission 

(inklusive der vorgelagerten Ketten), stimmt gut mit den Literaturwerten der 

Emission (bis zu 600 g/t Klinker) zuzüglich der vorgelagerten Emission überein 

und wird daher als Ergebnis zugrunde gelegt, obwohl die Berechnung nicht 

den tatsächlichen Sachverhalt widerspiegelt.


CH4: CH4‘entsteht v.a. vorgelagert beim Abbau der Brennstoffe (Steinkohle, Erdgas 

etc.). Die CH4-Emissionen sind demnach stark abhängig von der eingesetzten 

Steinkohlemenge (bzw. des Brennstoffmixes). Die in /ÖKO 95/ betrachteten 

Zementwerke feuern ausschließlich Braunkohle, der ausgewiesene CH4-Wert 

ist deshalb nicht repräsentativ. Der mit Hilfe der Prozeßkettenanalyse 

errechnete Wert, der gut mit der Angabe aus /GEM/ übereinstimmt, wird als 

Ergebnis angesetzt. 

NMVOC:Die Emission von NMVOC stammt v.a. aus dem Einsatz von fossilen 

Brennstoffen vorgelagerten Prozessen und hängt somit vom eingesetzten 

Brennstoffmix ab. Der errechnete Wert wird daher als Ergebnis zugrunde 

gelegt. 

N2O: Die im Vergleich zu den Literaturwerten hohen N2O-Emissionen entstammen 

vor allem der Verbrennung von Stein- und Braunkohle. Es wird der errechnete 

Wert zugrunde gelegt. Nach /HAU 99/ wird allerdings praktisch kein N2O aus 

Zementdrehrohröfen emittiert, so daß zu vermuten ist, daß der Wert zu hoch 

liegt. 

Staub: Emissionsmessungen an Ofen-Anlagen der österreichischen Zementindustrie 

weisen 50,7 g je Tonne Klinker aus. Der etwas niedrigere errechnete Wert wird 

als Ergebnis übernommen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

40 D Zement 

4 Portlandzement PZ 350 


Die hier betrachtete Portlandzementsorte besteht aus 95% Klinker und 5% Gips. Diese 

Stoffe werden in die Zementmühle gegeben und gemeinsam vermahlen. 

Die Herstellung von Portlandzement gliedert sich in 3 Teile: 

• Bereitstellung der Rohmaterialien (Kapitel 2) 

• Brennen zu Zementklinker (Kapitel 3) 

• Mahlen mit Zusatzstoffen und Verladung 

In Abbildung D-3 ist das Massenflußbild für die Herstellung von Portlandzement 

dargestellt. 



1000 kg (100,0 %) 

950 kg (95,0 %) 

Gips 

50 kg (5,0 %) 

Abbildung D-3: Massenflußbild der Portlandzementherstellung 


In der Zementmühle und für die Einlagerung wird je einer Tonne Portlandzement 

folgender Stromeinsatz benötigt /LIE 97/, /HAN 95/: 

Mahlen des Zementklinkers gemeinsam mit Zusatzstoffen: 36,2 kWh 

Einlagern und Verladen des fertigen Zementes: 1,5 kWh

Portlandzement PZ 350 41 


In Abbildung D-4 ist das Primärenergieflußbild für die Herstellung von Portlandzement 

dargestellt. Mit insgesamt 90 % verursacht die Bereitstellung von Zementklinker den 

größten Anteil am Kumulierten Energieaufwand. 

4290 MJ (100,0 %) 

3853 MJ (89,8 %) 

Bereitstellung Gips 

6 MJ (0,1 %) 

431 MJ (10,1 %) 


Portlandzement 

Ergebnisse 

Tabelle D-5: KEA und Emissionswerte für die Herstellung von Portlandzement 

Produkt 

Alle Werte je Tonne 


Emissionen (PZ) /GEM/ 2 

Emissionen (PZ35F) /ÖKO 95/ 2 

Portlandzement (PZ 350) 3 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

4.290 890 184 1.609 590 754 17 118 43 

- 904 280 1.840 180 890 60 20 320 

- 945 38 240 348 200 42 3 31 

4.290 890 184 1.609 590 754 17 118 43 






ENERGIEWIRTSCHAFT

42 D Zement 


Es gelten die gleichen Anmerkungen wie in 3.3, da Portlandzement zu 95 % aus Klinker 

besteht. 

5 Portlandhüttenzement (EPZ 350) 


Die hier betrachtete Portlandhüttenzementsorte besteht aus 80 % Klinker, 15 % 

Hüttensand und 5 % Gips (Tabelle D-2). Diese Stoffe werden in die Zementmühle 

gegeben und gemeinsam vermahlen. 

Es handelt sich um eine Zementsorte mit niedrigerer Hydratationswärme, d.h. er 

erstarrt und erhärtet langsamer als Portlandzement. Deshalb wird er vorrangig in 

massigen Bauteilen eingesetzt, bei denen Spannungen infolge von Temperaturdifferenzen 

vermieden werden sollen. 

In Abbildung D-5 ist das Massenflußbild für die Herstellung von Portlandhüttenzement 

dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Portlandhüttenzement (EPZ 350) 43 

Herstellung Portlandhüttenzement 

800 kg (80,0 %) 

Hüttensand 

150 kg (15,0 %) 

Gips 

50 kg (5,0 %) 

Abbildung D-5: Massenflußbild der Portlandhüttenzementherstellung 


Die Herstellung von Portlandhüttenzement unterscheidet sich von der Herstellung von 

Portlandzement nur durch die Beigabe von Hüttensand in der Zementmühle. Deshalb 

sei bei den Herstellungsschritten bis zum Zementklinker auf Kapitel 3 verwiesen. 

Beim Mahlen muß eine höhere Arbeit im Vergleich zum Portlandzement aufgewendet 

werden, da Hüttensand einen höheren Mahlwiderstand hat /WUI 95/. Der Stromeinsatz 

je Tonne Portlandhüttenzement setzt sich wie folgt zusammen: 


Einlagern und Verladen des fertigen Zementes: 1,5 kWh 


In Abbildung D-6 ist das Primärenergieflußbild für die Herstellung von 

Portlandhüttenzement dargestellt. Mit insgesamt 86 % verursacht die Bereitstellung 

von Zementklinker den größten Anteil am Kumulierten Energieaufwand. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

44 D Zement 



Herstellung Portlandhüttenzement 

3245 MJ (86,2 %) 

19 MJ (0,5 %) 


6 MJ (0,1 %) 

496 MJ (13,2 %) 


Portlandhüttenzement 

Durch den Einsatz von Hüttensand ergeben sich niedrigere Werte als bei 

Portlandzement (Kapitel 4). 

Ergebnisse 

Tabelle D-6: KEA und Emissionen von Portlandhüttenzement 

Produkt 

alle Werte je Tonne Zement 


Emissionen (FAHZ35) /ÖKO 95/ 2 

Portlandhüttenzement (EPZ 350) 3 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

3.766 724 162 1.383 503 650 17 100 39 

- 700 31 197 283 160 39 3 27 

3.766 724 162 1.383 503 650 17 100 39 






Es gelten die gleichen Anmerkungen wie in 3.3, da Portlandhüttenzement zu 80 % aus 

Klinker besteht.

Hochofenzement (HOZ 350) 45 

6 Hochofenzement (HOZ 350) 


Die hier behandelte Hochofenzementsorte besteht aus 20 % Zementklinker, 75 % 

Hüttensand und 5 % Gips. Diese Stoffe werden in die Zementmühle gegeben und 

gemeinsam vermahlen. 

In Abbildung D-7 ist das Massenflußbild für die Herstellung von Hochofenzement 

dargestellt. 

Herstellung Hochofenzement 

Hüttensand 

750 kg (75,0 %) 

200 kg (20,0 %) 

Gips 

50 kg (5,0 %) 

Abbildung D-7: Massenflußbild der Hochofenzementherstellung 


Die Herstellung von Hochofenzement unterscheidet sich durch die Beigabe von 

Hüttensand in der Zementmühle von der Herstellung von Portlandzement. Deshalb sei 

bei den Herstellungsschritten bis zum Zementklinker auf das Kapitel 3 verwiesen. 

Beim Mahlen muß dabei eine höhere Mahlarbeit im Vergleich zum Portlandzement und 

zum Portlandhüttenzement aufgewendet werden, da Hüttensand einen höheren 

Mahlwiderstand hat /WUI 95/. Je einer Tonne Hochofenzement wird folgender 

Stromeinsatz benötigt: 


ENERGIEWIRTSCHAFT

46 D Zement 


Einlagern und Verladen des fertigen Zementes: 1,5 kWh 


In Abbildung D-8 ist das Primärenergieflußbild für die Herstellung von Hochofenzement 

dargestellt. Mit ca. 50 % ist die Bereitstellung von Zementklinker am Kumulierten 

Energieaufwand beteiligt. 



Herstellung Hochofenzement 

97 MJ (5,8 %) 

811 MJ (48,6 %) 


6 MJ (0,3 %) 

755 MJ (45,3 %) 


Hochofenzement 

Durch den Einsatz von Hüttensand ergeben sich niedrigere Werte als bei 

Portlandzement (Kapitel 4) und Portlandhüttenzement (Kapitel 5).

Hochofenzement (HOZ 350) 47 

Tabelle D-7: KEA und Emissionen von Hochofenzement 

Produkt 

Alle Werte je Tonne Zement 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Hochofenzement (HOZ 350) 1.669 232 72 478 157 238 19 27 19 


Es gelten die gleichen Anmerkungen wie in Kapitel 3.3. Da Hochofenzement zu 20% aus 

Klinker besteht, kommen anteilsmäßig zu 20 % die Werte von Klinker zum tragen. 

Im Zuge der Bestrebungen der Zementindustrie, die CO2-Emissionen zu vermindern 

wird versucht, die Sorten mit den Zumahlstoff Hüttensand verstärkt einzusetzen, da der 

spezifische Energieeinsatz und die CO2-Emissionen pro Tonne Zement geringer sind. 

/LIE 97/, /DRO 96/, /EZI 97/, /GWK/, /HAN 93/, /HÄR 94/, /ÖSB 95/, /PZK 98/, /VCO 97/, 

/WUI 95/, /ZKG 90/, /ZZI 97/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

E Beton 

Beton ist ein künstlicher Stein, der aus einem Gemisch von Zement, Wasser, Sand und 

anderen Zuschlägen hergestellt wird. Beim Erhärten des mit Wasser vermischten 

Bindemittels Zement entsteht der sogenannte Zementstein, der für Festigkeit und 

Beständigkeit des Betons verantwortlich ist. Wegen seiner vielseitigen Nutzungsmöglichkeiten 

wird er in allen Bereichen der Bauwirtschaft eingesetzt; wie zum Beispiel im 

Verkehrsbau, Wasserbau, Hoch- und Tiefbau. 

Bautechnisch günstige Eigenschaften von Beton sind u.a.: 

- Universelle Formbarkeit 

- Möglichkeit der Herstellung direkt auf der Baustelle 

- Variable Betoneigenschaften im Hinblick auf geplante Verwendung 

- Möglichkeit der Bewehrung mit Stahl 

- Hohe Dauerfestigkeit 

Im folgenden wird die Energiebilanz des Transportbetons, als gängigste Betonart 

dargestellt. Die verschiedenen Mischungsrezepturen werden getrennt betrachtet, sowie 

mit und ohne Bewehrung untersucht. 

2 Rohstoffe 

Die Eigenschaften von Beton können je nach Einsatzbereich gezielt beeinflußt werden. 

Dies geschieht, indem die Einsatzstoffe in Art und Menge verändert werden. Die drei 

Hauptbestandteile der verschiedenen Betonmischungen sind Bindemittel (Zement), 

Zuschlagstoffe und Wasser. 

Zement 

Der Zement bildet, mit Wasser vermischt, den sogenannten Zementleim, der die 

Zuschlagstoffe umhüllt und beim Erhärten fest miteinander verkittet. Nach dem 

Erhärten ist er als Zementstein maßgebend für Dichtigkeit, Druckfestigkeit und 

Beständigkeit des Betons. Bei bewehrtem Beton schützt der Zementstein die Stahleinlagen 

vor Korrosion. 

Wasser 

Das Wasser ermöglicht die Erhärtung des Bindemittels und dient als Gleitmittel, das ein 

gutes Zusammenrutschen und damit eine Verdichtung der Zuschlagstoffe ermöglicht. 

49 


ENERGIEWIRTSCHAFT

50 E Beton 

Zuschlagstoffe 

Die Zuschlagstoffe werden nach Grob- und Feinzuschlag unterschieden. Als Feinzuschlag, 

mit einer Korngröße von 0 bis 4 mm wird in aller Regel Sand verwendet. Der 

Grobzuschlag mit einer Korngröße von 4 bis 63 mm variiert dagegen je nach Betonsorte 

im Material. Für Normalbeton wird Kies oder Splitt verwendet. Bei Leichtbeton wird 

Bims oder Blähton zugegeben, für sehr leichte Betone mit hoher Wärmedämmfähigkeit 

verwendet man Polystyrol. Dem eher selten verwendeten Schwerbeton (Kernkraftwerksbau) 

werden Eisenerz (z.B. Hämatit), Stahlgranalien oder auch Stahlschrott 

beigemischt. 

Baustahl 

Der für die Bewehrung verwendete Baustahl (Stabstahl) wird als Mattengeflecht oder in 

Form von Stäben geliefert. Die Bewehrung erhöht die Stabilität des Betons, da sie die 

eingeleiteten Zugkräfte aufnimmt. 


Zement 

Es werden verschiedene Zementsorten je nach Art des Betons eingesetzt. Die am 

häufigsten verwendeten Sorten sind dabei der Portlandzement und der Hochofenzement. 

Diese werden per LKW zum Betonwerk oder direkt auf die Baustelle zur Weiterverarbeitung 

transportiert. 


Die Zuschlagstoffe werden, nach der Gewinnung und u. U. Veredelung zum Betonwerk 

oder direkt auf die Baustelle transportiert. 

Zuschlagstoffe für Leichtbeton 

Bausand und Baukies 

Natürlich vorkommender Sand und Kies werden im Tagebau gewonnen, gewaschen und 

gesiebt. Brechsand und Splitt werden nach dem Brechen wie Sand und Kies verarbeitet. 

Blähton 

Der Blähton wird aus granuliertem Rohton, in einem Ofenprozeß bei 1200°C hergestellt. 

Bims 

Bei Bims kommt Naturbims oder auch Recyclingbims zur Anwendung. 

Polystyrol 

Wird aus Granulat vorgeschäumt und unter Dampfeinwirkung in Formen aufgebläht. 

Zuschlagstoffe für Schwerbeton 

Eisenerz 

Eisenerz (z.B. Hämatit), das als Zuschlagstoff für die Herstellung von Schwerbeton zur 

Anwendung kommt, wird aus den verschiedenen Abbaugebieten importiert. Es kommt 

unter anderem in China, Russland, Australien, Brasilien, den USA, Kanada, aber auch 

in Schweden, Frankreich oder Deutschland vor. Das Erz aus weit entfernten Lagerstät- 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 51 

ten wird in Stückgutfrachtern nach Europa transportiert, auf Binnenschiffe umgeschlagen 

und erreicht per LKW oder Bahn seinen Bestimmungsort. 

Baustahl 

Wird von den entsprechenden Zulieferbetrieben auf die Baustelle geliefert. 


Der Beton, der vom Werk zur Baustelle gebracht wird heißt Transportbeton. Wird der 

Beton direkt auf der Baustelle hergestellt, so spricht man von Ortbeton. Bilanziert wird 

der Beton bis zur Fertigstellung auf der Baustelle oder im Werk. Der Transport vom 

Werk zur Baustelle ist nicht erfaßt (vgl. Allgemeiner Teil, Kap. 3). Es kann davon 

ausgegangen werden, daß die Transportwege der Einsatzstoffe für Transport- und 

Ortbeton sich in der gleichen Größe bewegen. 

Zur Abschätzung der Transportwege der einzelnen Einsatzstoffe bis zum Betonwerk 

oder zur Baustelle wurde /LIE 97/ als Hauptquelle verwendet und durch /ÖKO 95/ und 

/MAR 80/ ergänzt. 

Zement 

Die energetischen Daten, die dem Zement zugrunde liegen, sind dem Kap. D Zement 

(Pkt. 4 bis 6) entnommen. Die gängigen Betonsorten enthalten entweder Portlandzement 

oder Hochofenzement. Für den Transport vom Zementwerk zum Betonwerk oder zur 

Baustelle wurde ein Transportweg von durchschnittlich 180 km zugrunde gelegt. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Bereitstellung des Wassers, das zur Betonherstellung benötigt 

wird, ist sehr gering. Er wird vernachlässigt. 

Zuschlagstoffe für Normalbeton 

Bausand und Baukies 

Diese beiden Stoffe werden entsprechend dem Kap. A Bausand, Baukies (Pkt. 3) 

bilanziert. In der Energiebilanz wird die Herstellung von Brechsand und Splitt 

berücksichtigt, die aus Naturstein gebrochen werden und 15 % der Gesamtmenge des 

Zuschlags Sand und Kies ausmachen. Als Transportweg vom Kieswerk bis zum 

Betonwerk oder der Baustelle wird eine Strecke von 10 km veranschlagt /LIE 97/. 


Blähton, Blähperlit 

Die Herstellung des Blähtons bzw. Blähperlits wird im Kapitel G Leichtbetonmauersteine 

(Pkt. 2) beschrieben. Es wird davon ausgegangen, daß der Blähton bzw. das 

Blähperlit über eine Strecke von 100 km transportiert wird /ÖKO 95/. 

Bims 

Die Angaben über den Energieeintrag für den Abbau von Naturbims sind dem Kap. 

G Leichtbetonmauersteine (Pkt. 2) entnommen. Als Transportentfernung wurden 10 km 

ermittelt. Der in Deutschland abgebaute Bims stammt ausschließlich aus dem Gebiet 

des Neuwieder Beckens, er macht mit 74 % den größten Teil des in Deutschland 


ENERGIEWIRTSCHAFT

52 E Beton 

verarbeiteten Bims aus, der importierte Bims wird in dieser Studie daher nicht 

berücksichtigt. /EYE 98/,/MAU 95/ 

Polystyrol 

Es ist entsprechend dem Kap. D Polystyrol (Teil VI, Kunststoffe) bilanziert. Die 

Transportentfernung für das Polystyrol wird mit 50 km abgeschätzt. 

Zuschlagstoffe für Schwerbeton 

Eisenerz 

Die Angaben über Abbau, Verarbeitung (Aufbereitung) und Transport sind /COR 97/ 

entnommen. Das Erz wird im Tagebau (Ausnahme Schweden) gewonnen. 78,3 % des 

Erzes stammen aus weit entfernten Regionen wie Brasilien, Kanada oder Australien. 

Weitere 16,9 % stammen aus Norwegen oder Schweden. Nach Angaben von /MFB 99/ 

wird das, verwendete Hämatit aus Brasilien bzw. Südafrika bezogen. Im Erzeugerland 

wird das Erz ca. 600 km mit der Bahn (elektrischer Güterzug) transportiert, per 

Hochseetransport legt es durchschnittlich 9.600 km und in Deutschland nochmals 250 

km, auf Binnenschiffe verladen, zurück. 

Baustahl 

Die energetischen Angaben über Baustahl sind der Bilanzierung von leichtem Stabstahl 

/COR 97/entnommen. Die Transportentfernung des Stahles wird mit einer Strecke von 

270 km angesetzt /HEB 95/,/IÖW 96/. 1 


Die Berechnung der primärenergetischen Aufwendungen und der Emissionen für den 

Transport der Rohstoffe erfolgt mit den in Tabelle 6 Teil I (Allgemeiner Teil) enthaltenen 

Werten für Nah- und Ferntransporte bzw. Hochseetransporte. 

Tabelle E-1: Kumulierter Energieaufwand und energiebedingte Emissionen 

zur Bereitstellung von Rohstoffen für die Betonherstellung 

Produkt 


1 Transportentfernung gemittelt aus den dort angegebenen Werten 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Sand und Kies 44 3 4 24 3 3 3 0 2 

Portlandzement 4.290 893 184 1.874 590 754 17 118 43 

Hochofenzement 1.669 233 72 534 157 238 19 27 19 

Blähton, Blähperlit 3.694 288 230 544 1.589 126 66 80 86 

Bims 67 5 10 59 6 3 7 0 4 

Polystyrol 71.000 1.541 1.200 3.500 2.100 6.100 8.200 10 300 

Baustahl 27.690 2.255 1.778 4.163 10.885 9.562 293 283 682 

Eisenerz (Hämatit) 1.063 58 59 210 224 71 25 2 21 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Beton (Transport-, Ortbeton) 53 

3 Beton (Transport-, Ortbeton) 

Die wichtigsten Betonsorten sind in Tabelle E-2 mit ihren jeweiligen Rezepturen 

aufgeführt. Zement, Wasser und Sand sind in den gängigen Betonsorten fast immer 

enthalten. Unterschiedlich sind jedoch die Grobzuschläge, da mit ihnen Dichte und 

Festigkeit des Betons eingestellt werden. 

Der Sand, als Feinzuschlag, mit einer Korngröße von 0 bis 4 mm macht bei den gängigen 

Betonsorten rund 40 % des Gesamtzuschlages aus. Der Grobzuschlag mit einer 

Korngröße von 4 bis 63 mm variiert dagegen je nach Betonsorte im Material. Für die 

Herstellung von Normalbeton, der eine Dichte von 2,0 bis 2,8 kg/dm 3 aufweist wird in 

der Regel Kies oder Splitt verwendet. Von Leichtbeton spricht man ab einer Dichte unter 

2,0 kg/dm 3 , diese ist im wesentlichen abhängig von Art und Dichte des Grobzuschlages. 

Auch die Festigkeit des Leichtbetons hängt von der Konsistenz des Grobzuschlages ab. 

Bei Betonsorten mit einer Dichte von 0,8 kg/dm 3 wird Polystyrol zugegeben. Mit Bims 

oder Blähton wird eine Betondichte von 1,4 bis 1,6 kg/dm 3 erreicht. Dem eher selten 

verwendeten Schwer- und Schwerstbeton (Abschirmbeton für den Kernkraftwerksbau) 

wird Eisenerz oder Stahlschrott beigemischt. Bei Schwerstbeton wird Eisensand statt 

Sand verwendet; er erreicht Dichten von bis zu 4,7 kg/dm 3 . 

Tabelle E-2: Rezepturen der gängigen Betonsorten bezogen auf eine Tonne 

Fertigbeton 

Betonart 

Zement 

Grobzuschlag Feinzuschlag Wasser 


[kg] 

[kg] 

[kg] [kg] 

Normalbeton B25 Portlandzement 130 Kies oder Splitt 483 322 65 

Normalbeton B25 Hochofenzement 130 Kies oder Splitt 483 322 65 

Leichtbeton LB25 1 

Portlandzement 219 Blähton oder Bims 318 363 100 

EPS-Leichtbeton Portlandzement 471 Polystyrol 16 314 199 

Schwerbeton (Dichte 3,8 kg/dm 3 ) Portlandzement 85 Hämatit 804 49 48 

1 Die Wahl des Leichtzuschlages (Bims oder Blähton) hat Einfluß auf die Energiebilanz 

Im folgenden werden der Transport- bzw. Ortbeton, die Betonfertigteile und die 

Betonwaren aus Normalbeton betrachtet. Betonwaren aus Leichtbeton finden sich in 

Kap. G Leichtbetonmauersteine und Gasbeton in Kap. F Gasbeton. 


Die bereitgestellten Einsatzstoffe gelangen sortiert über Fördereinrichtungen zu den 

Abmeß- und Dosiereinrichtungen. Danach erfolgt das Mischen des Transportbetons, der 

dann spätestens 90 Minuten nach der Wasserzugabe verbaut sein muß. Es ist aber auch 

möglich alle diese Schritte direkt auf der Baustelle auszuführen. Der sogenannte 

Ortbeton wird vor allem auf Großbaustellen, die große Mengen Beton benötigen, 

hergestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

54 E Beton 


Die energetischen Aufwendungen für Förder-, Dosier- und Mischeinrichtungen zur 

Betonherstellung sind gering. Die Einzelschritte werden daher zusammengefaßt und 

ergeben einen Gesamtaufwand von 1 kWh/tBeton. 


Da die Herstellung von Bewehrungsstahl mit erheblichem Energieaufwand verbunden 

ist, muß in jedem Fall zwischen bewehrtem und unbewehrtem Beton unterschieden 

werden. Der Kumulierte Energieaufwand je Tonne Baustahl beträgt 28 GJ (incl. 

Transport zur Baustelle). Es gibt keine allgemein gültige Aussage über den prozentualen 

Anteil der Bewehrung pro Kubikmeter Beton. Je nach Funktion der Bauteile schwankt 

der Anteil zwischen 1 Vol% (80 kg/m 3 ) und 4 Vol% (300 kg/m 3 ), bei hochbewehrtem Beton 

(z.B. Fundamente) werden z.T. auch bis zu 8 Vol% erreicht. Da der bewehrte Beton 

unterschiedliche Dichten aufweist ändert sich der Gewichtsanteil pro Tonne Beton 

nochmals gegenüber dem Volumenanteil. 

1 Vol% Bewehrung: 288,0 MJ pro m 3 Beton 



Betrachtet man die oben genannten KEA für die verschiedenen Anteile der Bewehrung 

an einem Kubikmeter Beton, so wird klar, daß der KEA durch den Bewehrungsanteil 

stark verändert wird. Im folgenden wird von einem Bewehrungsanteil von 2 Vol% pro 

Kubikmeter ausgegangen /OPB 99/,/SAI 99/. 



Betonmischen 

Stahlbeton 

2434 MJ (100,0 %) 


7 MJ (0,3 %) 

Sand, Kies ab Kieswerk 

28 MJ (1,1 %) 


520 MJ (21,4 %) 

Wasser 

0 MJ (0,0 %) 

LKW-Transport 

42 MJ (1,7 %) 

Baustellenverkehr 

26 MJ (1,1 %) 


11 MJ (0,5 %) 

Mittlerer Stabstahl 

1800 MJ (74,0 %) 

Abbildung E-1: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Stahlbeton 

B25

Beton (Transport-, Ortbeton) 55 

Die meisten Emissionen, die bei der Betonherstellung anfallen, entstehen schon bei der 

Gewinnung und Veredelung der Rohstoffe. So entstehen z.B. 143 kg der 191 kg CO2, die 

durch eine Tonne Normalbeton B25 mit PZ verursacht werden, durch den Einsatz von 

Zement. Geringe Emissionen entstehen beim Transport und indirekt durch den Einsatz 

von Strom beim Mischen und bei der Verarbeitung. 

Ergebnisse 

Tabelle E-3: KEA und Emissionen bei der Herstellung von verschiedenen 

Transportbetonsorten ohne Bewehrung 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalbeton B25 mit PZ 658 118 37 315 84 104 11 16 11 

Normalbeton B25 mit HOZ 317 36 22 143 28 37 11 4 8 

Leichtbeton LB25 mit Bims 1.056 195 60 509 139 173 20 26 16 

Leichtbeton LB25 mit Blähton 2.236 287 135 691 646 213 42 29 44 

EPS-Leichtbeton mit PZ 3.271 434 124 1.031 321 459 133 57 32 

Schwerbeton 1.266 123 68 351 236 125 25 12 22 

Tabelle E-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von verschiedenen 

Transportbetonsorten mit 2% Bewehrung pro Kubikmeter verbautem 

Beton 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalbeton B25 mit PZ 2.434 307 154 586 788 749 32 33 56 

Normalbeton B25 mit HOZ 2.167 229 138 427 681 581 37 20 50 

Leichtbeton LB25 mit Bims 4.038 488 238 895 1.149 998 49 50 84 

Leichtbeton LB25 mit Blähton 5.090 567 299 1.045 1.604 996 68 51 106 

EPS-Leichtbeton mit PZ 8.107 893 403 1.565 1.940 1.705 181 87 137 

Schwerbeton 2.361 232 128 488 580 400 35 20 44 

Anmerkungen zu den Emissionen 

Wie im Allgemeinen Teil, Kap. 3 beschrieben, werden im Rahmen der Prozeßkettenanalyse 

nur energiebedingte Emissionen ermittelt. Um auch relevante prozeßbedingte 

Emissionen zu erfassen, werden die Ergebnisse der Prozesskettenanalyse mit 

Gesamtemissionen aus der Fachliteratur abgeglichen, etwaige Abweichungen detailliert 

untersucht und die so ermittelten Gesamtemissionen als stoffspezifische Basisdaten 

ausgewiesen. Die so ermittelten Werte werden dann in der Datenbank abgelegt. 

Der größte Teil der Emissionen für Beton wird durch die Bereitstellung der verwendeten 

Rohstoffe und Zwischenprodukte verursacht. Für diese Stoffe wurden auf die oben 

beschriebene Art und Weise die Gesamtemissionen in vorangegangenen Kapiteln 

ermittelt und bei der Betonbilanzierung berücksichtigt. Zusammen mit den energiebedingten 

Emissionen bei der Herstellung von Beton ist es somit möglich, die im Kapitel 

Beton errechneten Emissionen als Gesamtemissionen auszuweisen, da hierbei keine 

prozeßbedingten Emissionen anfallen. 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

56 E Beton 

Lediglich zu Vergleichszwecken werden in Tabelle E-5 Emissionswerte aus der 

Fachliteratur aufgeführt. Die obersten beiden Zeilen der Tabelle enthalten die in dieser 

Studie ausgewiesenen Emissionen (vgl. Tabelle E-3). Bei /GEM/ gibt es nur einen 

Datensatz zu Beton, der nicht näher spezifiziert wird. Aus /ÖKO 95/ wird der Datensatz 

für Normalbeton B25 angegeben. 

Tabelle E-5: Vergleich der Gesamtemissionen für Beton nach Tabelle E-3, /GEM/ 

und /ÖKO 95/ 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 



Beton /GEM/ - 151 150 660 60 170 20 0 70 

Transportbeton B25 /ÖKO 95/ - 130 18 77 60 36 25 1 - 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Betonfertigteile 57 

4 Betonfertigteile 

Die Betonfertigteile stellen zusammen mit den Betonwaren die zweite große Sparte der 

Betonprodukte neben dem Transportbeton dar. Betonfertigteile sind konstruktive 

Bauelemente aus Beton oder Stahlbeton, hierzu zählen Wand- und Deckenelemente aber 

auch Betonrohre oder Fertigteilelemente für den Brückenbau. Bei den Fertigteilen 

kommt entweder Leichtbeton oder Normalbeton, beide nach den gängigen Rezepturen 

gemischt, zur Anwendung. Sie werden bewehrt und unbewehrt hergestellt. 


Der Beton wird gemischt und danach in vorgefertigte Schalungselemente gegossen und 

verdichtet. In der Schalung härtet er aus, bis ein entsprechender Härtegrad erreicht ist. 

Um diesen Vorgang zu beschleunigen wird dem Beton in vielen Fällen Wärme zugeführt. 

Dabei wird entweder direkt bedampft oder die Schalungstische bzw. die Hallen in denen 

die Schalungen lagern werden beheizt. Abbildung E-2 zeigt den Herstellungsprozeß von 

Betonfertigteilen. 

Härtung: beheizte Formtische, 

Hallenhärtung 

Wiegen und Mischen 

Fertigbeton 

Transport zur Schalung 

In Schalung gießen 

Verdichten, Rütteln 

Ausschalen und 

Zwischenlagern 

Betonfertigteil 

4. 

Lufthärtung 

Abbildung E-2: Betonfertigteilherstellung nach /MAR 80/ (überarbeitet). 


ENERGIEWIRTSCHAFT

58 E Beton 


Die verschiedenen Schritte, die zur Produktion von Betonfertigteilen notwendig sind, 

werden zu einem Wert zusammengefaßt. Beim Härtungsprozeß muß zwischen der 

Dampfhärtung und der Lufthärtung unterschieden werden, da dampfgehärtete 

Fertigteile einen höheren Energieverbrauch verursachen. Für die Dampferzeugung wird 

in der Regel Leichtöl verwendet. Die unten angegebenen energetischen Daten beziehen 

sich auf eine Tonne des jeweiligen Fertigteils. 

Mischen, Verdichten, Fördern: 16,1 kWh Strom 

Härten mit Dampf: 10,7 l Leichtöl 


Wie beim Transportbeton wird auch bei den Betonfertigteilen zwischen bewehrtem und 

unbewehrtem Beton unterschieden. Es wird von einem Bewehrungsanteil von 2 Vol% 

pro Kubikmeter Beton ausgegangen /OPB 99/. Ausdrücklich sei hier auf das Kap. 

E Beton (Pkt. 3.3) hingewiesen, wo die Energieaufwendungen für unterschiedliche 

Stahlanteile diskutiert werden. 

Einen großen Anteil am Energieaufwand hat auch die Dampfhärtung, sie erhöht z.B. 

den KEA für die Herstellung von Fertigteilen aus Beton B25 um bis zu 30 %. Aus diesem 

Grund wird an dieser Stelle nicht nur der KEA von bewehrten und unbewehrten 

Betonfertigteilen unterschieden, sondern auch zwischen Dampf- und Lufthärtung. 

In Abbildung E-3 ist das Primärenergieflußbild von unbewehrten, dampfgehärteten 

Betonfertigteilen dargestellt. 



Herstellung Betonfertigteil 

Betonfertigteil 

947 MJ (100,0 %) 


7 MJ (0,8 %) 

Sand, Kies 

30 MJ (3,1 %) 

Wasser 

0,1 MJ (0,0 %) 

LKW-Transport 

23 MJ (2,4 %) 


28 MJ (2,9 %) 


196 MJ (20,7 %) 

Hochofenzement 

217 MJ (22,9 %) 

Diesel 

18 MJ (1,9 %) 

Leichtöl 

428 MJ (45,2 %) 

Abbildung E-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Betonfertigteilen 

(unbewehrt, dampfgehärtet)

Betonfertigteile 59 

Der größere Teil der Emissionen bei der Erzeugung von Betonfertigteilen entsteht in 

vorgelagerten Prozessen. Beim Herstellungsprozeß entstehen bis zur Härtung nur 

geringe Emissionen. Werden die Fertigteile dampfgehärtet, so erhöhen sich die 

Emissionen von CO2 um durchschnittlich 10 bis 20 %, auch die anderen Emissionen 

steigen merklich an. 

Ergebnisse 

Tabelle E-6: KEA und Emissionen bei der Herstellung von verschiedenen Betonfertigteilen 

ohne Bewehrung und ohne Dampfhärtung 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 







mit Bewehrung und ohne Dampfhärtung 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 



Leichtbeton LB25 mit Bims 4.283 597 141 748 1.290 1.224 61 29 36 

Leichtbeton LB25 mit Blähton 5.342 679 209 921 1.741 1.260 82 31 62 

EPS-Leichtbeton mit PZ 8.762 1.138 269 1.475 2.336 2.288 223 62 66 


ohne Bewehrung und mit Dampfhärtung 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 






N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

60 E Beton 


mit Bewehrung und mit Dampfhärtung 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 



Leichtbeton LB25 mit Bims 4.711 628 165 869 1.333 1.233 69 30 42 

Leichtbeton LB25 mit Blähton 5.770 711 233 1.041 1.783 1.269 90 32 67 

EPS-Leichtbeton mit PZ 9.191 1.170 293 1.596 2.379 2.297 231 63 72 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Betonwaren aus Normalbeton 61 

5 Betonwaren aus Normalbeton 

Zu den Betonwaren zählt man Betonsteinpflaster, Gewegplatten, Bord- und Rinnsteine, 

sowie Mauersteine. Diese werden entweder aus Normalbeton, welcher nach gängiger 

Rezeptur hergestellt ist oder aus Leichtbeton gegossen. Hier werden nur Betonwaren 

aus Normalbeton behandelt, die aus Leichtbeton finden sich im Kapitel G Leichtbetonmauersteine. 


Die Herstellungsverfahren verschiedener Betonwaren sind bis zum Trocknungsprozeß 

ungefähr gleich, dann muß zwischen Dampfhärtung und Lufthärtung unterschieden 

werden. Abbildung E-4 zeigt den Herstellungsprozeß. 

Dampfhärtung 

Kammer-, Pistenhärtung 

Wiegen und Messen 

Formfester Beton 

Formgebung - Pressen 

Umstapeln - Gabelstapler 

Fertiggeformte Betonware 

Endbearbeitung 

Fräsen, Schleifen 

Fertige Betonware 

Abbildung E-4: Betonwarenherstellung nach /MAR 80/ (überarbeitet). 

4. 

Lufthärtung 

4. 

4. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

62 E Beton 


Als Angaben über den Energieeintrag für die Herstellung einer Tonne Betonwaren 

finden sich bei /MAR 80/ folgende Werte: 

Dosieren, Mischen, Formen: 6,5 kWh Strom 

Innerbetrieblicher Transport: 0,6 l Diesel 

Dampfhärtung: 0,9 l Heizöl 


In Abbildung E-5 ist das Primärenergieflußbild von Betonwaren dargestellt. 



Herstellung Betonware 

Betonware 

793 MJ (100,0 %) 


7 MJ (0,9 %) 

Sand, Kies 

30 MJ (3,8 %) 


558 MJ (70,4 %) 

Wasser 

0,1 MJ (0,0 %) 

LKW-Transport 

23 MJ (2,9 %) 


28 MJ (3,5 %) 


86 MJ (10,8 %) 

Leichtöl 

36 MJ (4,6 %) 

Diesel 

25 MJ (3,1 %) 

Abbildung E-5: Primärnergieflußbild für die Herstellung von Betonwaren 

Beim eigentlichen Mischvorgang, bei der Verarbeitung und beim Trocknen von 

Betonwaren entstehen nur geringe Emissionen. Auch hier wird der größte Anteil der 

Emissionen durch Bereitstellung der Rohstoffe verursacht. Durch die Dampfhärtung 

erhöhen sich die Emissionen nicht wesentlich.

Betonwaren aus Normalbeton 63 

Ergebnisse 

Tabelle E-10: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Betonwaren aus 

Normalbeton 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Betonware ohne Dampfhärtung 756 123 43 349 89 113 15 16 13 

Betonware mit Dampfhärtung 792 126 45 359 93 114 15 16 14 

/COR 97/,/EYE 98/,/LIE 97/,/MAR 80/,/MAU 95/,/ÖKO 95/,/OPB 99/,/SAI 99/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

F Gasbeton 

Gasbeton, der auch unter dem Namen Porenbeton bekannt ist, wird nach einer anderen 

Rezeptur hergestellt als normaler Beton. Ihm wird neben den üblichen Zuschlägen 

zusätzlich Kalk, Anhydrit und Aluminiumpulver beigegeben. Das feingemahlene Pulver 

reagiert mit den alkalischen und kieselsäurereichen Zuschlägen (Zement, Kalk, 

Quarzsand) und bildet unter Freisetzung von Wasserstoff Poren mit 2 bis 3 mm 

Durchmesser im Beton. Nach dem Härten erreicht der Gasbeton eine Dichte zwischen 

400 und 600 kg/m 3 , und ist damit ein sehr leichter Werkstoff mit guten Wärmedämmeigenschaften. 

Er wird zu Mauersteinen oder zu Montagebauteilen, die z.B. als Deckenund 

Wandelemente im Fertigteilbau Verwendung finden, verarbeitet. Die Montagebauteile 

werden mit Bewehrung ausgeführt. 

2 Rohstoffe 

Zement 

Der Zement bildet zusammen mit dem Wasser den sogenannten Zementleim, der die 



Beständigkeit des Betons. Bei bewehrtem Beton schützt er die Stahleinlagen vor 

Korrosion, dies ist bei Gasbeton wegen seiner Porosität jedoch nicht gegeben. Die 

Bewehrung erhält daher einen Korrosionsschutz. 

Wasser 

Das Wasser ermöglicht die Erhärtung des Bindemittels und dient als Gleitmittel, das ein 

gutes Zusammenrutschen und damit eine Verdichtung der Zuschlagstoffe ermöglicht. 


Der Mischung aus Zement und Wasser wird zur Herstellung von Gasbeton Sand als 

Feinzuschlag beigemischt und, in einigen Fällen, ein kleiner Anteil Splitt als Grobzuschlag. 

Außerdem wird, im Gegensatz zu den üblichen Betonmischungen, noch Anhydrit, 

Kalk und Aluminiumpulver als Treibmittel beigefügt. 

Baustahl 

Der für die Bewehrung der Montagebauteile verwendete Baustahl wird als Mattengeflecht 

geliefert und erhält zusätzlich einen Korrosiosschutz, bevor er in die Form 

eingebracht wird. Die Bewehrung erhöht die Stabilität des Betons, da sie die eingeleiteten 

Zugkräfte aufnimmt. 

65 


ENERGIEWIRTSCHAFT

66 F Gasbeton 


Zement 

Für die Herstellung von Gasbeton wird im Normalfall Portlandzement verwendet. In 

einigen Ausnahmefällen wird auch Hochofenzement eingesetzt. Der Zement wird per 

LKW zum Werk transportiert. 

Zuschlagstoffe für Gasbeton 


Diese Zuschlagstoffe werden, nach der Gewinnung und u. U. Veredelung zum Werk 

transportiert. Natürlich vorkommender Sand und Kies werden im Tagebau gewonnen, 

gewaschen und gesiebt. Brechsand und Splitt werden nach dem Brechen wie Sand und 

Kies verarbeitet. 

Anhydrit 

Anhydrit, der zur Herstellung von Gasbeton benötigt wird, ist ein in der Natur 

vorkommender wasserfreier Gips. Dieser hat durch geologische Vorgänge sein 

Kristallwasser verloren. Die Qualität des natürlich gewonnenen Anhydrit schwankt. Aus 

diesem Grund wird für die Herstellung von Gasbetonbauteilen auch synthetischer 

Anhydrit verwendet, der bei der Herstellung von Flußsäure aus Flußspat als Reaktionsprodukt 

anfällt. 



CaF2 + H2SO4 = CaSO4 + 2 HF 

Flußspat Schwefelsäure Anhydrit Flußsäure 

Aluminiumpulver 

Zur Herstellung des Aluminiumpulvers verwendet man meist Aluminiumschrott- oder 

Abfallprodukte, die gemahlen werden. 

Feinkalk 

Zur Herstellung von Gasbeton wird Branntkalk (Feinkalk) verwendet, der durch 

Brennen von Kalkstein (Weißkalk) bzw. Dolomit (Graukalk) bei Temperaturen zwischen 

1.000°C und 1.200°C erzeugt wird. Nach dem Brennprozeß wird der Kalkstein fein 

gemahlen (s. C Kalk, Pkt. 5). 

Baustahl 

Wird aus den entsprechenden metallverarbeitenden Betrieben zum Werk geliefert. 


Zur Abschätzung der Transportwege der einzelnen Einsatzstoffe bis zum Herstellungsbetrieb 

existieren Werte in der angegebenen Literatur. Als Hauptquelle wird /LIE 97/ 

verwendet. Für Gasbeton liegen zudem Werte von zwei Herstellern /HEB 95/,/IÖW 96/ 

vor, von denen jeder ca. 40 % des in Deutschland produzierten Gasbetons erzeugt. Die 

Angaben liegen in keinem Fall weiter auseinander, daher werden aus ihnen die 

Transportwege gemittelt. Die dort nicht angegebenen Werte wurden abgeschätzt.

Rohstoffe 67 

Zement 


(Pkt. 4 bis 6) entnommen. Der hier behandelte Gasbeton enthält in den meisten Fällen 

Portlandzement, selten auch Hochofenzement. Für den Transport vom Zementwerk zum 

Betonwerk wurde ein Transportweg von 104 km zugrunde gelegt /HEB 95/,/IÖW 96/. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Bereitstellung des Wassers, das zur Herstellung von Gas- und 

Leichtbeton benötigt wird, ist sehr gering und kann daher vernachlässigt werden. 

Zuschlagstoffe für Gasbeton 


Diese beiden Stoffe werden entsprechend dem Kap. A Bausand, Baukies (Pkt. 3) 

bilanziert. In der Energiebilanz wird die Herstellung von Brechsand und Splitt 

berücksichtigt, die aus Naturstein gebrochen, 15 % der Gesamtmenge des Zuschlags 

Sand und Kies ausmachen. Als Transportweg vom Kieswerk bis zum Werk wird eine 

Strecke von 10 km veranschlagt /LIE 97/. 

Anhydrit 

Der natürliche Anhydrit wird im Tagebau gewonnen, der synthetische fällt als 

Reaktionsprodukt an. Die Energieaufwendung zur Bereitstellung von Anhydrit sind im 

Kapitel B Gips (Pkt. 2) dargestellt. Der Anhydrit wird fein gemahlen und dann 

abgepackt. Er wird im Mittel 280 km zum Gasbetonwerk transportiert. 


Die Daten zur Herstellung von Aluminium sind dem Teil III (Teil B, Kap. 4.4 bis 4.6) 

entnommen. Für das Mahlen des Aluminiums zu Pulver werden 6,11 kWh pro Tonne 

Aluminium angegeben. Für den Transport sind 292 km angesetzt /HEB 95/,/IWÖ 96/. 

Feinkalk 

Die Angaben über den Energieverbrauch und die Emissionen sind dem Kap. C Kalk 

(Pkt. 5) entnommen. Als Transportentfernung wird mit einem Weg von 104 km 

gerechnet /HEB 95/,/IWÖ 96/. 

Baustahl 

Die energetischen Angaben über Baustahl sind der Bilanzierung von Stahl /COR 97/ 

entnommen. Als Entfernung, über die der Stahl transportiert wird, ist eine Strecke von 

270 km veranschlagt worden /HEB 95/,/IÖW 96/. 






ENERGIEWIRTSCHAFT

68 F Gasbeton 

Tabelle E-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung 

von Rohstoffen für die Betonherstellung 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Sand und Kies 44 28 4 24 3 3 3 0 2 


Baustahl 27.690 2.255 1.778 4.163 10.885 9.562 293 283 682 

Anhydrit 72 5 8 46 5 5 6 0 3 

Aluminiumpulver 305 21 44 257 25 15 31 1 19 

Feinkalk 4.663 1.059 297 453 304 1.003 22 59 190

Gasbetonsteine, Montagebauteile 69 

3 Gasbetonsteine, Montagebauteile 


Die einzelnen Einsatzstoffe, die zur Gasbetonherstellung notwendig sind, werden dosiert 

und mit Wasser vermischt. Kurz bevor der Beton in die vorbereitete Form gegossen 

wird, gibt man das, als Treibmittel wirkende, Aluminiumpulver zu. Dieses setzt 

Wasserstoff frei, der im Gasbeton Kugelporen mit 2 bis 3 mm Durchmesser bildet. Bei 

Montagebauteilen wird vor dem Gießen die Bewehrung in die Form eingebracht. Nach 

dem Ansteifen wird der Block aus der Form genommen und in das gewünschte Format 

zugeschnitten. Dann erfolgt die Dampfhärtung bei einem Druck von 12 bar und einer 

Temperatur von 190°C. 

Rohmaterialien 

Aufbereitung, Dosierung 

und Mischung 

Betonmischung 

Zugabe des Aluminiumpulvers 

kurz vor dem Gießen 

Gießen, Treiben, Ansteifen 

Rohblock 

Schneiden 

Dampfhärten 

Gasbetonstein 

4. 

Montagebauteil 

Abbildung E-1: Herstellungsprozeß von Gasbetonprodukten 


ENERGIEWIRTSCHAFT

70 F Gasbeton 

Die Rezeptur der Gasbetonmischung unterscheidet sich etwas von den anderen 

Betonsorten, da zusätzlich zu Zement, Zuschlägen (Sand und Splitt) und Wasser der 

Mischung noch Kalk, Anhydrit und Aluminiumpulver beigegeben wird. Die Mischungsverhältnisse 

für Gasbetonblöcke und Montagebauteile unterscheiden sich ferner, da 

letztere eine größere Dichte erreichen müssen, (s. Tabelle E-2). Zu beachten ist auch, 

daß Montagebauteile üblicherweise eine Bewehrung erhalten. 

Tabelle E-2: Rezepturen zur Mischung von Gasbeton unterschiedlicher Dichte 

Rohstoffe 




Gasbetonstein 

Dichte 0,4 kg/dm 3 

[kg] 

Gasbetonstein 


[kg] 

Gasbetonstein 


[kg] 



[kg] 



Sand, Kies 507,5 504 595 564 586,7 

Feinkalk 102,5 104 175 122 168,3 

Portlandzement 305 260 153 246 168,3 

Anhydrit 35 44 40 38 40 

Aluminiumpulver 1,25 0,7 0,33 0,7 0,48 

Wasser 682,5 648 625 648 625 

Bewehrung keine keine keine 54,4 45,3 


Es muß zwischen Gasbetonblöcken und Montagebauteilen unterschieden werden. 

Montagebauteile verursachen bedingt durch die Bewehrung und ihre größeren Abmaße, 

einen höheren Gas- und Stromverbrauch. Weiter sind die energetischen Daten für den 

Herstellungsprozeß von Gasbetonblöcken und Montagebauteilen von der Dichte 

abhängig. 

Tabelle E-3: Energiedaten für die Herstellung der verschiedenen Gasbetonsteine 

/HEB 95/ 

Prozeßschritte bzw. Verbrauchsart 

Gasbetonblöcke Dichte: Montagebauteile Dichte: 

Alle Werte je Tonne 0,4 kg/dm 3 

0,5 kg/dm 3 

0,6 kg/dm 3 

0,5 kg/dm 3 

0,6 kg/dm 3 

Mahlen der Grundstoffe: 6,9 kWh 6,6 kWh 6,3 kWh 6,6 kWh 6,3 kWh 

Dosieren, Wasserzuleitung, Mischen, Gießen, Schneiden, Reststoffrückführung, Dampferzeugung, Beladen, Härten, 

Entladen, Verpacken, (Stahlverarbeitung, Korrosionsschutz): 

Erdgasverbrauch: 22,3 m 3 

17,8 m 3 

14,9 m 3 

19,6 m 3 

[kg] 

16,3 m 3 

Stromverbrauch: 71,9 kWh 57,5 kWh 47,9 kWh 91,8 kWh 76,5 kWh 

Staplertransporte: 

Dieselverbrauch: 0,8 l 0,7 l 0,6 l 0,7 l 0,6 l

Gasbetonsteine, Montagebauteile 71 


In Abbildung E-2 ist das Primärenergieflußbild von Gasbeton dargestellt. 

Herstellung Gasbetonsteine 

Gasbetonsteine 

3618 MJ (100,0 %) 

Sand, Kies 

19 MJ (0,5 %) 


5 MJ (0,1 %) 


1310 MJ (36,2 %) 

Naturanhydrit 

3 MJ (0,1 %) 

Wasser 

0,1 MJ (0,0 %) 


0,1 MJ (0,0 %) 


903 MJ (25,0 %) 

Erdgas 

791 MJ (21,9 %) 

Diesel 

34 MJ (0,9 %) 


476 MJ (13,1 %) 


18 MJ (0,5 %) 

LKW-Transport 

61 MJ (1,7 %) 

Abbildung E-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Gasbeton 

(0,4 kg/dm 3 ) 

Die bei der Herstellung von Gasbeton anfallenden Emissionen sind gering, sie werden 

zum Großteil beim Dampfhärten durch die Verbrennung von Erdgas und indirekt durch 

die Bereitstellung von Strom verursacht. Die meisten Emissionen entstehen bei der 

Produktion der, für die Gasbetonherstellung benötigten, Rohstoffe. 

Ergebnisse 

Tabelle E-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Gasbetonprodukten 

Produkt 


Gasbetonblock 0,4 kg/dm 3 



Montagebauteil 0,5 kg/dm 3 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

/COR 97/, /LIE 97/, /HEB 95/, /IÖW 96/ 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

3.619 471 176 849 259 559 30 47 48 

3.103 417 156 757 227 484 29 40 46 

2.753 388 146 563 180 446 26 31 53 

5.119 651 212 898 804 1.059 53 43 60 

4.419 551 239 803 688 925 42 46 85 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

G Leichtbetonmauersteine 

Die verschiedenen Leichtbetonmauersteine werden vor allem im Hausbau als 

Alternative zu Ziegeln verwendet. Sie enthalten poröse Zuschläge wie Bims oder Blähton 

und weisen dadurch gute Wärmedämmeigenschaften auf. Man zählt die Leichtbetonmauersteine 

zu den Betonwaren. Sie werden, im Gegensatz zu den im Kap. E Beton 

(Pkt. 5) beschriebenen Normalbetonwaren, nicht nach den gängigen Betonrezepturen 

gemischt. Durch einen größeren Anteil an Leichtzuschlägen verringert sich der Wärmedurchgangskoeffizient 

(d.h. die Wärmedämmfähigkeit der Bauteile verbessert sich). 

Zusätzlich sind noch Leichtbetonplatten erfaßt, die z.B. für Leichtbauwände und 

abgehängte Decken verwendet werden können. 

2 Rohstoffe 

Zement 

Der Zement bildet zusammen mit dem Wasser den sogenannten Zementleim, der die 



Beständigkeit des Betons. 

Wasser 

Das Wasser ermöglicht die Erhärtung des Bindemittels und dient als Gleitmittel, das 

eine Verdichtung der Zuschlagstoffe ermöglicht. 


Zur Produktion von Leichtbeton wird der Mischung aus Zement und Wasser, ein 

Grobzuschlag, mit geringer Dichte und großer Festigkeit z.B. Bims oder Blähton 

zugegeben. 


Zement 

Für die Herstellung der verschiedenen Leichtbetonsteine wird im Normalfall Portlandzement 

verwendet. Der Zement wird per LKW zum Werk transportiert. 


Bims 

In Deutschland wird Bims nur im Bereich des Neuwieder Beckens abgebaut. Je 

nachdem welche Dichte das fertige Bimsprodukt erreichen soll, wird der Bims vor der 

Weiterverarbeitung noch gewaschen. Im Waschvorgang werden Sand und Kies, sowie 

73 


ENERGIEWIRTSCHAFT

74 G Leichtbetonmauersteine 

abschlämmbare Bestandteile abgeschieden, der Bims erreicht dadurch eine mittlere 

Dichte von 0,5 kg/dm 3 . Da 74 % des in Deutschland verarbeiteten Bimses aus dem 

Neuwieder Becken stammen, wird im folgenden aus dem Ausland importierter Bims 

vernachlässigt. 

Blähton 

Der im Tagebau gewonnene Ton wird aufbereitet und dann granuliert. Die Tongranalien 

durchlaufen ein Drehrohrofensystem (in manchen Fällen auch einen Wirbelschichtofen). 

Sie werden dabei zuerst vorgewärmt und dann schnell auf 1.200°C erhitzt, dadurch 

verdampft das im Ton gebundene Wasser und bläht die Granalien auf das ca. fünffache 

ihrer Größe auf. 


Zur Abschätzung der Transportwege der einzelnen Einsatzstoffe bis zum Herstellungsbetrieb 

existieren Werte in der angegebenen Literatur. Als Hauptquelle wird /LIE 97/ 

verwendet. An Stellen an denen es sinnvoll erschien wurden auch Werte aus dem Kap. 

F Gasbeton entsprechend /HEB 95/,/IÖW 96/ übernommen. Die dort nicht angegebenen 

Werte wurden abgeschätzt. 

Zement 

Die Daten zur Zementherstellung sind dem Kap. D Zement (Pkt. 4 bis 6) entnommen. 

Der hier behandelte Leichtbeton enthält in den meisten Fällen Portlandzement, selten 

auch Hochofenzement. Für den Transport vom Zementwerk zum Betonwerk wurde ein 

Transportweg von durchschnittlich 150 km zugrunde gelegt /LIE 97/. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Bereitstellung des Wassers, das zur Herstellung von Gas- und 

Leichtbeton benötigt wird, ist sehr gering und kann daher vernachlässigt werden. 


Blähton 

Über den Abbau von Rohton liegen Daten im Kap. I Ziegel (Pkt. 2) vor, die Herstellung 

des Blähtons ist entsprechend der Angaben von /FES 95/ bilanziert. Die Herstellung von 

einer Tonne Blähton erfordert folgende Energieaufwendungen: 

Abbau von 1,1 t Rohton 1 : 0,6 l Diesel 

Transport zum Werk: 50 tkm 

Blähprozeß: 75 l schweres Heizöl 



35,0 kWh Strom 

Es wird davon ausgegangen, daß der Blähton über eine Strecke von 100 km transportiert 

wird /ÖKO 95/. 

1 Zur Herstellung von 1 Tonne Blähton benötigt man 1,1 Tonnen Rohton

Rohstoffe 75 

Bims 

Für den Abbau von Naturbims wird ein Dieselverbrauch von 0,9 Liter pro Kubikmeter 

für das Betreiben der Baumaschinen angesetzt, als Transportentfernung 10 km 

/MAU 95/. Der Bims wird nach dem Abbau, je nachdem welche Dichte der fertige 

Bimsstein haben soll, gesiebt oder gewaschen. Durch den Waschvorgang werden 

leichtere von schwereren Fraktionen getrennt. Zur Bereitstellung von 1.000 kg 

Waschbims sind ca. 1.840 kg Grubenbims erforderlich, zur Bereitstellung von 1.000 kg 

Bims (gesiebt) werden ca. 1.180 kg Grubenbims benötigt. 





Tabelle E-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung 

von Rohstoffen für die Leichtbetonherstellung 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 


Blähton 3.694 288 230 544 1.589 126 66 8 86 

Grubenbims 67 5 10 59 6 3 7 0 4 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3 Leichtbetonmauersteine 

Bimssteine werden nach zwei unterschiedlichen Rezepturen gemischt. Für Steine 

höherer Dichte wird der Mischung gesiebter Grubenbims, für leichte Steine Waschbims 

beigegeben. Die Rezepturen für Porentonmauersteine und Bimssteine sind in der 

Tabelle E-2 aufgeführt. 

Tabelle E-2: Rezepturen zur Herstellung von einer Tonne Leichtbetonmauersteinen 

Steinart 

Zuschlag 

Portlandzement Wasser 


[kg] 

[kg] 

[kg] 

Porentonmauerstein Blähton 900 100 50 

Bimsstein Dichte 0,5 bis 0,6 kg/dm 3 




Waschbims 1 

Bims 1 

1.397 222 50 

1.125 125 50 

1 Im Bims ist noch Wasser enthalten, das beim Härten verdunstet, so daß man 1 Tonne trockenen Bimsstein 

erhält 


Abbildung E-1 zeigt den Herstellungsprozeß von Betonwaren. 

Zement 

und 

Wasser 

Dampfhärtung 

Kammer-, Pistenhärtung 

evtl. Waschen 

Dosieren und Mischen 

Formfester Beton 

Formgebung - Pressen 

Umstapeln - Gabelstapler 

Leichtbetonmauerstein 

Lufthärtung 

Zuschläge: 

Bims 

Blähton 

Abbildung E-1: Betonwarenherstellung nach /MAR 80/ (überarbeitet). 

4.

Leichtbetonmauersteine 77 

Das Herstellungsverfahren für die verschiedenen Leichtbetonsteine unterscheidet sich 

bis zum Trocknungsprozeß nicht. Nur bei der Produktion von Bimssteinen wird ein 

Waschprozeß vorgeschaltet, wenn man Bimssteine mit besonders niedriger Dichte 

zwischen 0,5 und 0,6 kg/dm 3 herstellen will. Bei der Trocknung muß zwischen 

Dampfhärtung und Lufthärtung unterschieden werden. 


Während die Porentonmauerblöcke im Normalfall luftgehärtet werden, ist bei der 

Bimssteinproduktion sowohl die Lufthärtung als auch die Dampfhärtung üblich. Es muß 

zwischen luft- und dampfgehärteten Steinen unterschieden werden, da die Aushärtung 

mittels Heißdampf ein energieintensiver Prozeß ist. Die nachfolgende Aufzählung 

enthält die Energieaufwendungen, die zur Produktion von einer Tonne des entsprechenden 

Leichtbausteins nötig sind: 

Porentonmauerblock (LB25): 6,5 kWh Strom für Mischen, Fördern, Formen 

0,44 l Diesel für innerbetrieblichen Transport 

Bimsstein Dichte 0,5 bis 0,6 kg/dm 3 : 3,12 kWh Strom für Waschen des Grubenbimses 

0,42 l Diesel für Waschen und Transport 

7,53 kWh Strom für weiteren Herstellungsprozeß 

8,64 l Leichtöl für Härtungsprozeß 

Bimsstein Dichte 0,7 bis 0,9 kg/dm 3 : 5,17 kWh Strom für Herstellungsprozeß 


0,15 l Diesel für innerbetrieblichen Transport 

5,83 l Leichtöl für Härtungsprozeß 

Beim eigentlichen Mischvorgang, bei der Verarbeitung und beim Trocknen von 

Betonwaren entstehen geringe Emissionen. Falls die Aushärtung mittels Dampf 

beschleunigt wird, erhöht sich der KEA und damit auch die Emissionen um mehr als das 

Doppelte. Ein großer Teil der Emissionen entsteht auch hier in vorgelagerten Prozessen. 

In Abbildung E-2 ist das Primärenergieflußbild von Leichtbetonmauersteinen dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Wasser 

0 MJ (0.0%) 

Herstellung Porentonmauerblöcke 

Porentonmauerblock 

3969 MJ (100.0%) 

Zement 

429 MJ (10.8%) 

Blähton 

3324 MJ (83.7%) 


123 MJ (3.1%) 


74 MJ (1.9%) 

Diesel 

18 MJ (0.4%) 

Abbildung E-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Porentonmauerblöcken 

Ergebnisse 

Tabelle E-3: KEA und Emissionen bei der Herstellung von verschiedenen Leichtbetonmauersteinen 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Porentonmauerblock 3.969 359 252 831 1.505 202 80 20 93 


mit Dampfhärtung 


ohne Dampfhärtung 


mit Dampfhärtung 


ohne Dampfhärtung 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

1.751 244 118 847 199 201 50 29 39 

1.412 219 99 752 165 194 44 28 34 

923 126 59 424 105 102 24 15 19 

690 109 46 358 81 97 20 14 16

Leichtbetonplatte 79 

4 Leichtbetonplatte 

Leichtbetonplatten können alternativ zu Gipskartonplatten verwendet werden. Sie 

haben eine Standardwandstärke von 12,5 mm und werden in verschiedenen Größen 

gefertigt. 


Zur Herstellung der Wandelemente wird Zement auf ein Förderband aufgebracht und 

auf den Zement ein Glasgittergewebe gelegt, das der Platte ihre Stabilität gibt. Auf das 

Gewebe wird der Beton aufgetragen, ein weiteres Glasgittergewebe auf den Beton gelegt 

und nochmals eine dünne Zementschicht aufgetragen. Zwischen den einzelnen 

Arbeitsschritten und am Schluß des Fertigungsprozesses wird die Platte gewalzt. Nach 

dem Schneiden werden die fertigen Platten zu Lagerkammern transportiert und härten 

dort an der Luft aus. 

Zement 

Aufbringen auf Förderband 

Glasgittergewebe Aufbringen auf die 

Zementschicht 

Mischen des Betons 

Formfester Beton Aufbringen auf das 

Glasgittergewebe 

Walzen 

Glasgittergewebe Aufbringen auf die 

Betonschicht 

Zement Aufbringen auf das 


Walzen, Schneiden 

Lufthärten in 

Trockenkammern 

Leichtbetonwandelement 

Abbildung E-3: Herstellung von Leichtbetonplatten 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Der Energieverbrauch wird anhand der Werte, die über die Herstellung von Betonwaren 

vorliegen, abgeschätzt. Auf die energetisch aufwendige Dampfhärtung wird verzichtet, 

die Elemente härten in Lagerkammern an der Luft. Energieaufwendungen pro Tonne 

Leichtbetonplatten: 

Dosieren: 6,0 kWh Strom 

Mischen: 2,6 kWh Strom 

Walzen: 6,0 kWh Strom 

Die Energieaufwendungen zur Herstellung der Glasgittergewebe werden mit Hilfe von 

Teil IV (Kunststoffe) abgeschätzt, sie betragen 32 MJ pro Quadratmeter Glasgittergewebe. 


In Abbildung E-2 ist das Primärenergieflußbild von Leichtbetonplatten dargestellt. 



Herstellung Leichtbetonplatte 

Leichtbetonplatte 

3832 MJ (100.0%) 


551 MJ (14.4%) 

Zement 

1503 MJ (39.2%) 

Blähton 

1662 MJ (43.4%) 

Wasser 

0 MJ (0.0%) 


116 MJ (3.0%) 

Abbildung E-4: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Leichtbetonplatten

Leichtbetonplatte 81 

Wie bei allen anderen Betonfertigteilen entstehen auch hier die meisten Emissionen 

nicht bei der Produktion von Leichtbetonplatten, sondern vorgelagert durch die 

Bereitstellung der Rohstoffe. 

Ergebnisse 

Tabelle E-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Leichtbetonplatten 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtbetonplatte 3.832 458 202 1.056 955 390 122 46 66 

/LIE 97/, /HEB 95/, /IÖW 96/, /FES 95/, /ÖKO 95/, /MAU 95/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

H Mörtel, Putz, Estrich 

Mörtel und Putze sind Gemische aus verschiedenen Bindemitteln, z.B. Kalk, Gips, Zement 

oder Anhydrit sowie Zuschlägen mit Korngrößen bis zu 8 mm. Das Mengenverhältnis 

der Zuschläge zum Bindemittel hat Einfluß auf Raumbeständigkeit und Festigkeit 

des Mörtels. Bindemittelarme (magere) Mörtel erreichen nur geringe Festigkeit, dagegen 

schwinden bindemittelreiche (fette) Mörtel und es besteht die Gefahr der Rißbildung. 

Die Zuschläge haben Einfluß auf die Dichtigkeit und damit auf die Wärmedämmfähigkeit 

des Mörtels. Als Zuschlag für Normalmauermörtel kommt Sand zum Einsatz. 

Für Leichtmauermörtel und Wärmedämmputze werden Bims, Blähton oder Perlite, sowie 

Polystyrol verwendet. Wie beim Beton wird auch beim Mörtel zwischen direkt auf 

der Baustelle und im Werk hergestelltem Mörtel unterschieden. 

2 Rohstoffe 

Mörtel und Putze werden je nach Art des Bindemittels in verschiedene Mörtel- und 

Putzgruppen eingeteilt. Bei Mörteln unterscheidet man drei Gruppen, Mörtel die nur 

Kalk enthalten, Mörtel die Zement und Kalk enthalten und reine Zementmörtel. Letztere 

erreichen die größte Festigkeit. Bei Putzen kommt als Bindemittel zusätzlich zu Zement 

und Kalk noch Anhydrit und Gips zum Einsatz. Beim Estrich unterscheidet man 

den Zement- und den Anhydritestrich, die zusammen 90 % des in Deutschland produzierten 

Estrichs ausmachen. 

Kalkhydrat 

Kalkhydrat wird aus Branntkalk hergestellt. Dieser wird dosiert und mit einer festgelegten 

Menge Wasser abgelöscht. Beim Trockenlöschverfahren erhält man den pulverförmigen 

Löschkalk, beim Naßlöschverfahren, mit Wasserüberschuß, einen Kalkteig. Zu 

beachten ist, daß für die Herstellung von einer Tonne pulverförmigem Kalkhydrat nur 

757 kg Kalk notwendig sind. 

Zement 

Der Zement bildet, mit Wasser vermischt, den sogenannten Zementleim, der die Zuschlagstoffe 

umhüllt und beim Erhärten fest miteinander verkittet. 

Gips 

Gips wird aus Naturgips, der nach dem Abbau durch Brechen und Mahlen aufbereitet 

wird, oder REA-Gips durch verschiedene Brennprozesse hergestellt. Dabei wird dem 

Gipsstein das in ihm gebundene Kristallwasser teilweise ausgetrieben. 

Anhydrit 

Anhydrit ist ein, in der Natur vorkommender, wasserfreier Gips. Dieser hat durch geologische 

Vorgänge sein Kristallwasser verloren. Die Qualität des natürlich gewonnenen 

83 


ENERGIEWIRTSCHAFT

84 H Mörtel, Putz, Estrich 

Anhydrit schwankt. Aus diesem Grund wird oft auch synthetischer Anhydrit verwendet, 

der bei der Herstellung von Flußsäure aus Flußspat als Reaktionsprodukt anfällt. 

CaF2 + H2SO4 = CaSO4 + 2 HF 

Flußspat Schwefelsäure Anhydrit Flußsäure 

Weiter kann Anhydrit durch Brennen aus Gipsstein bei Temperaturen um die 500 bis 

700°C gewonnen werden, wobei dem Gipsstein das gesamte Kristallwasser ausgetrieben 

wird. 

Wasser 

Das Wasser ermöglicht das Erhärten des Bindemittels und dient als Gleitmittel, welches 

ein gutes Zusammenrutschen und damit eine Verdichtung der Zuschlagstoffe ermöglicht. 


Mörteln wird im Normalfall nur Sand (ohne Kiesanteile) als Zuschlag beigemischt, dabei 

ist die Korngröße je nach Verwendungsart unterschiedlich. Als Obergrenze sind 8 mm 

angegeben. Um Leichtmauermörtel oder Putze mit guten Wärmedämmeigenschaften zu 

erhalten, gibt man Bims, Blähton oder Blähperlite als Grobzuschlag bei. Jedoch wird 

z.T. auch noch Sand (10 bis 30 Gew%) als Feinzuschlag zugegeben. Um Wärmedämmputze 

zu erhalten werden Polystyrolschaumkugeln (EPS-Granulat) oder Blähperlite 

verwendet. 


Kalkhydrat 

Wird nach der Herstellung in den entsprechenden Betrieben zur Weiterverarbeitung in 

das Mörtelwerk verbracht. 

Zement 

Die am häufigsten zur Mörtel- und Putzherstellung verwendete Zementart ist der Portlandhüttenzement, 

er wird aus den entsprechenden Betrieben ins Mörtelwerk geliefert. 

Gips 

Durch den verstärkten Einsatz von Rauchgasentschwefelungsanlagen hat sich der Anteil 

des REA-Gips zur Herstellung von Mörtel in den letzten Jahren stetig erhöht. Im 

Moment werden 50 % des in der Mörtelherstellung verwendeten Gipses aus REA-Gips, 

die anderen 50 % aus Naturgips gebrannt. 

Anhydritbinder 

Anhydrit selbst reagiert sehr langsam mit Wasser, deswegen werden ihm Anreger beigemischt, 

die die Reaktion beschleunigen. Die Anreger, z.B. 5 Gew% Zement, werden 

dem Anhydrit beigemischt. Der Anhydritbinder wird in Säcke abgepackt und zum Mörtelwerk 


Bausand 

Natürlich vorkommender Sand wird im Tagebau gewonnen, gewaschen und gesiebt. 

Brechsand wird aus Naturstein gebrochen und gemahlen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 85 

Bims 

Bei Bims kommt Naturbims oder auch Recyclingbims zur Anwendung. 

Blähton 

Der Blähton wird aus granuliertem Rohton, in einem Ofenprozeß bei 1.200°C hergestellt. 

Blähperlit 

Das Blähperlit wird aus Rohperlit, das sich auf dem Sinterband bei Temperaturen von 

1.000°C aufbläht, hergestellt. 

EPS-Granulat 

Wird aus Styrol gewonnen, das zu Granulat aufgeschäumt wird. 


Über die Transportwege, die das Rohmaterial von den einzelnen Herstellern zum Mörtelwerk 

zurücklegt, gibt es keine Angaben in der Literatur. Da jedoch über Beton sehr 

genaue Angaben vorliegen und die Mörtelherstellung mit der Betonherstellung verglichen 

werden kann, werden die Transportentfernungen aus den Kapiteln über Beton 

(E Beton, F Gasbeton und G Leichtbetonmauersteine) zugrunde gelegt. 

Kalkhydrat 

Die Angaben über den Energieverbrauch und die Emissionsmengen sind dem Kap. 

C Kalk (Pkt. 6) entnommen. Bei der Transportentfernung wird mit einer Strecke von 

100 km gerechnet. 

Zement 


(Pkt. 4 bis 6) entnommen. Die gängigen Mörtelsorten enthalten Portlandhüttenzement. 

Für den Transport vom Zementwerk zum Betonwerk oder zur Baustelle wurde ein 

Transportweg von durchschnittlich 180 km zugrunde gelegt. 

Gips 

Der Energieaufwand zur Bereitstellung von Gips kann Kap. B Gips (Pkt. 3.3) entnommen 

werden, als Transportentfernung wurden entsprechend den Angaben über Anhydrit 

280 km angesetzt. 

Anhydritbinder 

Der natürliche Anhydrit wird im Tagebau gewonnen, der synthetische Anhydrit fällt als 

Reaktionsprodukt an, die Energieaufwendungen für die Breitstellung beider Stoffe sind 

gering. Der Anhydrit wird fein gemahlen, mit Zement vermischt und dann abgepackt. Er 

wird 280 km zum Mörtelwerk oder zur Estrichherstellung auf die Baustelle transportiert. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Bereitstellung des Wassers, das zur Mörtelherstellung benötigt 

wird, ist sehr gering und wird daher vernachlässigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Bausand 

Sand wird entsprechend dem Kap. A Bausand, Baukies (Pkt. 3) bilanziert. In der Energiebilanz 

wird auch die Herstellung von Brechsand berücksichtigt, der aus Naturstein 

gebrochen wird und 15 % der Gesamtmenge des Zuschlags Sand ausmacht. Als Transportweg 

vom Kieswerk bis zum Mörtelwerk oder der Baustelle wird eine Strecke von 

10 km veranschlagt /LIE 97/. 

Blähton, Blähperlit 

Die Energieaufwendungen zur Herstellung des Blähtons werden in Kapitel G Leichtbetonmauersteine 

(Pkt. 2) angegeben, die Aufwendungen für Blähperlit werden anhand 

von Blähton veranschlagt. Es wird davon ausgegangen, daß der Blähton bzw. das Blähperlit 

über eine Strecke von 100 km transportiert wird /ÖKO 95/. 

Bims 

Die Angaben über den Energieeintrag für den Abbau von Naturbims sind dem Kap. 

G Leichtbetonmauersteine (Pkt. 2) entnommen. Als Transportentfernung sind 10 km 

angegeben. Der in Deutschland abgebaute Bims stammt ausschließlich aus dem Gebiet 

des Neuwieder Beckens, er macht mit 74 % den größten Teil des in Deutschland verarbeiteten 

Bims aus, daher wird der importierte Bims in dieser Studie nicht berücksichtigt 

/EYE 98/, /MAU 95/. 

EPS-Granulat 

Expandiertes Polystyrol ist entsprechend dem Kap. D Polystyrol (Teil VI, Kunststoffe) 

bilanziert. Die Transportentfernung für das Polystyrol wird mit 50 km abgeschätzt. 




Werten für LKW-Transporte. 

Tabelle N-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung 

von Rohstoffen für die Mörtelerzeugung 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Sand 44 28 4 24 3 3 3 0 2 

Portlandhüttenzement (Zem II) 3.769 727 162 1.588 503 652 17 100 39 

Kalkhydrat 3.553 804 225 344 231 763 17 45 144 

Putzgips 1.513 87 75 171 44 179 13 2 10 

Blähton, Blähperlit 3.694 288 230 544 1.589 126 66 80 86 

Bims 67 5 10 59 6 3 7 0 4 

EPS-Granulat 71.000 1.541 1.200 3.500 2.100 6.100 8.200 10 300 

Anhydrit 72 5 8 46 5 5 6 0 3 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Mörtel 87 

3 Mörtel 

Der Mörtel wird in drei Mörtelarten unterteilt, den Normalmörtel, den Leichtmörtel und 

den Dünnbettmörtel. Er stellt eine kraftschlüssige Verbindung zwischen den Mauersteinen 

her und muß ausreichend tragfähig, dicht und beständig gegenüber Witterungseinflüssen 

sein. 

Normalmörtel wird aufgrund seiner Zusammensetzung und Druckfestigkeit in die Mörtelgruppen 

I (Kalkmörtel), ΙΙ und ΙΙa (Kalk-Zement-Mörtel) sowie ΙΙΙ und ΙΙΙa (Zementmörtel) 

eingeteilt. Je nach Mörtelgruppe muß der Mörtel bestimmte Anforderungen an 

die Druckfestigkeit erfüllen. Tabelle N-2 gibt die wichtigsten Mörtelmischungen wieder. 

Tabelle N-2: Rezepturen für Normalmörtel in Raum- und Mengenteilen 

Mörtelgruppe 

Mischungsverhältnis in 

Raumteilen 

Mischungsverhältnis in Mengenteilen 

Mengenangaben in kg pro Tonne Mörtel 

Kalk Zement Sand Kalkhydrat Zement 

1 Zement bindet die 0,4-fache Menge seines Gewichts an Wasser 

2 Hier ist nur die vom Zement gebundene Wassermenge angegeben 

1 

Sand Wasser 2 

MG Ι 1 0 3 115 0 885 - 

MG ΙΙ 2 1 8 70 150 720 60 

MG ΙΙa 1 1 6 45 191 688 76 

MG ΙΙΙ 0 1 4 - 263 632 105 

Dünnbettmörtel sind Mörtel für Plansteinmauerwerk aus Gasbeton- oder Kalksandsteinplanelementen, 

mit etwa 1 bis 3 mm dicken Fugen, sowie plangeschliffene Leichthochlochziegel. 

Dünnbettmörtel entspricht der Mörtelgruppe III und besteht damit aus 

Zement und Feinsand mit Korngrößen kleiner 1 mm (Mischung nach Tab. N-2). Außerdem 

werden organische Zusätze zur Verbesserung der Verarbeitbarkeit und des Wasserrückhaltevermögens 

beigegeben. Aufgrund der unterschiedlichen Saugwirkung der 

Mauersteine können bestimmte Dünnbettmörtel nur mit bestimmten Mauersteinarten 

kombiniert werden /HÄR 94/. 

Leichtmauermörtel wird zur Verbesserung der Wärmedämmqualitäten von Mauerwerk 

aus hochwärmedämmenden Wandbausteinen eingesetzt. Er wird für die Mörtelgruppen 

II, IIa und III geliefert und enthält statt des Sandes Leichtzuschläge aus Bims, Blähton 

(Dichte zwischen 0,6 und 0,8 kg/dm 3 ) oder Blähperlit (Dichte um 0,1 kg/dm 3 ) sowie organische 

Zuschläge, die plastifizierende oder verzögernde Wirkung haben und das Wasserrückhaltevermögen 

verbessern. Die Mischung des Leichtmauermörtels erfolgt nach denselben 

Mischungsverhältnissen in Raumteilen wie beim Normalmauermörtel /IKM 99/. 

Durch die unterschiedlichen Dichten der Zuschläge verändern sich die Mengen der einzelnen 

Rohstoffe, die für eine Tonne Fertigmörtel benötigt werden. In der Tabellen N-3 

sind sie exemplarisch für Bims und Blähperlit angegeben. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle N- 3: Rezepturen für Leichtmauermörtel in Mengenteilen 

Mörtelgruppe 


MG ΙΙ 117 250 533 100 219 468 125 187 

MG ΙΙa 72 309 495 124 128 545 109 218 

MG ΙΙΙ - 405 432 162 - 652 87 261 

1 Hier ist nur die vom Zement gebundene Wassermasse angegeben, Zement bindet die 0,4-fache Menge seines Gewichts 

an Wasser 


Die Ermittlung der Massenzusammensetzungen verschiedener Mörtelgruppen erfolgt 

über die oben angegebenen Mischungsverhältnisse in Raumteilen. Die Umrechnung der 

Volumenverhältnisse in Massenprozent wird über die Dichte des jeweiligen Einsatzstoffes 

durchgeführt. Normalmörtel wird als Werkmörtel geliefert oder auf der Baustelle 

selbst hergestellt, Dünnbett- und Leichtmörtel darf nur als Werkmörtel geliefert werden. 

Der von den Mörtelwerken gelieferte Mörtel wird in drei verschiedene Arten eingeteilt, 

den Werk-Frischmörtel, den Werk-Trockenmörtel und den Werk-Vormörtel. Der Werk- 

Frischmörtel wird gebrauchsfertig auf die Baustelle geliefert, der Werk-Trockenmörtel 

in Silos oder als Sackware. Er wird nach Herstellerangaben mit Wasser vermischt und 

damit verarbeitbar gemacht. 


Der Energieaufwand für die Herstellung von Mörtel ist relativ gering. Da über die Herstellung 

von Mörtel selbst keine Daten vorliegen, wurden die oben angegebenen Werte 

mit Hilfe des Kapitels E Beton und der Angaben aus /ÖKO 95/ abgeschätzt. Für das Dosieren, 

Fördern und Mischen des Mörtels fallen im Durchschnitt 2 kWh Strom pro Tonne 

Mörtel an. Handelt es sich um Werk-Trockenmörtel, so werden noch einmal 3 kWh 

Strom pro Tonne für das Abfüllen und Verpacken (Absackerei) verbraucht. 


Der größte Anteil der Energieaufwendungen für die Mörtelherstellung fällt bereits bei 

der Bereitstellung der Rohstoffe, die für die verschiedenen Mörtelarten verwendet werden, 

an. Der Zement und der Kalk haben mit einem Anteil von zusammen über 70 % den 

größten Anteil am KEA von Mörtel. Der KEA von Leichtmauermörtel ist je nach den 

verwendeten Zuschlägen sehr unterschiedlich. Werden die in der Herstellung energieintensiven 

Zuschläge Blähton oder Blähperlit verwendet, so liegt der KEA um das 3- bis 4fache 

über dem KEA von einem Leichtmauermörtel, der Bims als Zuschlag enthält. In 

Abbildung N-1 ist das Primärenergieflußbild von Mörtel dargestellt. 



Kalkhydrat 

[kg] 

Zement 

[kg] 

Bims 

[kg] 

Wasser 1 

[kg] 

Kalkhydrat 

[kg] 

Zement 

[kg] 

Blähperlit 

[kg] 

Wasser 1 

[kg]

Mörtel 89 

Mischen des Mörtels 

Mörtel 

962 MJ (100.0%) 

Sand, Kies 

31 MJ (3.3%) 

Zement 

565 MJ (58.7%) 

Kalkhydrat 

249 MJ (25.8%) 

Wasser 

0 MJ (0.0%) 


25 MJ (2.6%) 

LKW-Transport 

35 MJ (3.6%) 


57 MJ (6.0%) 

Abbildung N-1: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Mörtel 

Wie bei den Energieaufwendungen werden auch die Emissionen der Mörtelherstellung 

von den eingesetzten Rohstoffen bestimmt. Diese vorgelagerten Emissionen machen ungefähr 

2/3 der Gesamtemissionen aus. 

Das Abbinden des Mörtels am Baukörper erfolgt chemisch durch die Aufnahme von 

Kohlendioxid aus der Luft, so daß die prozeßbedingten CO2-Emissionen beim Kalkbrennen 

wieder kompensiert werden. Da bei diesem Vorgang Wasser frei wird, sind Neubauten 

zunächst feucht /SRÖ 84/. 

Ergebnisse 

Tabelle N-4: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Normalmörtel 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalmörtel MG I 549 101 39 111 35 98 10 6 22 

Normalmörtel MG II 962 175 55 347 101 162 14 19 22 

Normalmörtel MG IIa 1.029 184 56 409 116 169 14 22 20 

Normalmörtel MG III bzw. IIIa 1.143 200 59 514 143 182 15 27 17 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle N-5: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Leichtmörtel mit 

Bims als Leichtzuschlag 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtmörtel MG II 1.038 194 64 353 103 179 16 19 28 

Leichtmörtel MG IIa 3.699 425 239 860 1.152 300 73 28 96 

Leichtmörtel MG III bzw. IIIa 3.680 585 203 1.071 424 587 38 59 70 


Blähton als Leichtzuschlag 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 





Blähperlit als Leichtzuschlag 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 





Wie im Allgemeinen Teil, Kap. 3 beschrieben, werden im Rahmen der Prozeßkettenanalyse 

nur energiebedingte Emissionen ermittelt. Um auch relevante prozeßbedingte 

Emissionen zu erfassen, werden die Ergebnisse der Prozesskettenanalyse mit Gesamtemissionen 

aus der Fachliteratur abgeglichen, etwaige Abweichungen detailliert untersucht 

und die so ermittelten Gesamtemissionen als stoffspezifische Basisdaten ausgewiesen. 

Die so ermittelten Werte werden dann in der Datenbank abgelegt. 

Der größte Teil der Emissionen für Mörtel wird durch die Bereitstellung der verwendeten 

Rohstoffe und Zwischenprodukte verursacht. Für diese Stoffe wurden auf die oben 

beschriebene Art und Weise die Gesamtemissionen in den vorangegangenen Kapiteln 

ermittelt und bei der Betonbilanzierung berücksichtigt. Zusammen mit den energiebedingten 

Emissionen bei der Herstellung von Mörtel ist es somit möglich, die im Kapitel 

Mörtel errechneten Emissionen als Gesamtemissionen auszuweisen, da hierbei keine 

prozeßbedingten Emissionen anfallen. 

Lediglich zu Vergleichszwecken werden in Tabelle N-8 Emissionswerte aus der Fachliteratur 

aufgeführt. Die oberste Zeile der Tabelle enthält die ausgewiesenen Emissionen 

(vgl. Tabelle N-4). Bei /GEM/ gibt es einen Datensatz zu Zementmörtel, dieser entspricht 

der Mörtelgruppe MG III. Aus /ÖKO 95/ wird der Datensatz für Mauermörtel MG 3 angegeben. 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g]

Mörtel 91 

Tabelle N- 8: Vergleich der Gesamtemissionen für Beton nach Tabelle N-4, 

/GEM/ und /ÖKO 95/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalmörtel MG III bzw. IIIa 1.143 200 59 514 143 182 15 27 17 

Mauermörtel MG 3 /ÖKO 95/ - 223 131 458 160 114 163 2 - 

Zementmörtel /GEM/ - 200 80 490 50 210 20 1 70 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4 Putz 

Putzmörtel dient zur Herstellung von ein- oder mehrlagigem mineralischen Putz auf 

Wänden oder Decken. Außer der ästhetischen Gestaltung der Oberfläche von Baukörpern 

übernehmen Putze bauphysikalische Aufgaben wie das Abhalten von Witterungseinflüssen. 

Sie dienen weiterhin als ebenflächige Unterlage in Innenräumen, als Brandoder 

Wärmeschutz. 

Für die Herstellung von Putz gilt DIN 18 550. Putze werden je nach Bindemittelart in 

die Mörtelgruppen PΙ bis PV eingeordnet. Sie sind entsprechend Tabelle N-9 nach 

Raumteilen zusammengesetzt. Mit Hilfe der Dichte der einzelnen Einsatzstoffe können 

die Mengenanteile der verschiedenen Normalputze, bezogen auf eine Tonne, berechnet 

werden. 

Tabelle N-9: Mischungsverhältnisse verschiedener Putzarten in Raum- und Mengenteilen 

nach DIN 18 550 

Putzart 




Kalk 

[RT] [kg] 

Bindemittel 

[RT] [kg] 

Sand 

[RT] [kg] 

P I Kalkhydrat 1 115 - - 3 885 - 

Wasser 1 

P IIb Kalkhydrat 2 64 Zement 1 138 9 743 55 

P IIIa 

Kalkhydrat 0,5 18 Zement 

2 307 6 552 123 

P IIIb 

- - Zement 

1 313 3 563 125 

P IVc 

Kalkhydrat 1 85 Stuck-, Putzgips 1,5 217 3 652 46 

P IVd 

Kalkhydrat 1 110 Stuck-, Putzgips 0,2 38 3 845 8 

P Va 

- - Anhydritbinder 1 277 2 665 58 

P Vb Kalkhydrat 1,5 38 Anhydritbinder 3 160 12 769 34 

1 Hier ist nur der Teil des Beigabewassers berücksichtigt, der chemisch an Zement, Gips oder Anhydrit 

gebunden wird 

Zusätzlich zu den Normalputzen kommen noch Wärmedämmputze und Kunstharzputze 

zur Anwendung. 

Wärmedämmputze werden nach den selben Raumteilen gemischt wie die Normalputze. 

Durch die unterschiedlichen Dichten der Zuschlagstoffe ergeben sich jedoch unterschiedliche 

Mengenanteile für die einzelnen Putze. Als Zuschläge für Wärmedämmputze 

werden normalerweise expandiertes Polystyrol (EPS-Granulat) oder Blähperlite verwendet. 

Der Zuschlag sollte gemischtkörnig sein und einen Anteil von 10 bis 30 Gew% 

mit einer Korngröße < 0,25 mm besitzen. Dieser Teil des Zuschlages besteht oft aus 

Sand. Wärmedämmputze müssen eine Wärmeleitzahl λ ≤ 0,2 W/mK haben. Sie müssen 

bauaufsichtlich zugelassen werden und bestehen in der Regel aus einem wärmedämmenden 

leichten Unterputz und einem wasserabweisenden Oberputz. In Tabelle N-10 

sind die Mischungsverhältnisse der verschiedenen Putze nach Mengenteilen für EPS- 

Granulat und Blähperlit als Leichtzuschlag aufgeführt. 

[kg]

Putz 93 

Tabelle N-10: Mischungsverhältnisse verschiedener Wärmedämmputze in 

Mengenteilen mit Blähperlit als Leichtzuschlag 

Putzart 


Kalk 

[kg] 

Bindemittel 

[kg] 

Blähperlit 

[kg] 

Sand 

[kg] 

P I Kalkhydrat 636 - 266 98 - 

Wasser 1 

P IIb Kalkhydrat 207 Zement 442 130 45 177 

P IIIa 

Kalkhydrat 37 Zement 

629 62 

21 252 

P IIIb 

- Zement 

652 64 

23 261 

P IVc 

Kalkhydrat 214 Stuck-, Putzgips 548 90 

33 115 

P IVd 

Kalkhydrat 504 Stuck-, Putzgips 172 211 77 36 

P Va 

- Anhydritbinder 720 94 

35 151 

P Vb Kalkhydrat 130 Anhydritbinder 556 145 51 117 

1 Hier ist nur der Teil des Beigabewassers berücksichtigt, der chemisch an Zement, Gips oder Anhydrit gebunden 

wird 

Tabelle N-11: Mischungsverhältnisse verschiedener Wärmedämmputze in 

Mengenteilen mit EPS-Granulat als Leichtzuschlag 

Putzart 


Kalk 

[kg] 

Bindemittel 

[kg] 

EPS 

[kg] 

Sand 

[kg] 

P I Kalkhydrat 819 - 139 42 - 

[kg] 

Wasser 1 

P IIb Kalkhydrat 231 Zement 493 59 21 197 

P IIIa 

Kalkhydrat 39 Zement 

661 26 

10 264 

P IIIb 

- Zement 

689 27 

8 276 

P IVc 

Kalkhydrat 231 Stuck-, Putzgips 593 39 

12 125 

P IVd 

Kalkhydrat 612 Stuck-, Putzgips 209 104 31 44 

P Va 

- Anhydritbinder 761 61 

18 160 

P Vb Kalkhydrat 148 Anhydritbinder 631 67 

23 132 

1 Hier ist nur der Teil des Beigabewassers berücksichtigt, der chemisch an Zement, Gips oder Anhydrit gebunden 

wird 


Die Herstellung von Putzmörtel entspricht der Herstellung von Mörtel, die einzelnen 

Einsatzstoffe werden über Fördereinrichtungen zum Mischer transportiert, dosiert und 

gemischt. Wie beim Mörtel wird Sackware, die auf der Baustelle mit Wasser angemacht 

wird und Fertigputz, der sofort verarbeitet werden kann, unterschieden. 


Auch über die Energieverbräuche bei der Herstellung von Putz liegen keine Daten vor. 

Es kann jedoch davon ausgegangen werden, daß sie sich in derselben Größe wie die 

Energieverbräuche bei der Mörtelherstellung bewegen. Daher werden die, in diesem Kapitel 

unter Punkt 3.2 aufgeführten Werte verwendet. 

[kg] 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Zur Herstellung von Putzmörtel werden nur geringe Energiemengen benötigt, der größte 

Teil der erforderlichen Energie fällt bei der Produktion und Gewinnung der Einsatzstoffe, 

die zur Putzherstellung verwendet werden, an. Zement und Kalk haben den größten 

Anteil am Gesamtenergieaufwand. Je nach Putzart liegt dieser Anteil bei 57 % bis über 

80 %. Die für die Herstellung von Wärmedämmputz benötigten Zuschläge aus EPS- 

Granulat und Blähperlit haben einen Anteil von 25 bis 88 % am Energieverbrauch. In 

Abbildung N-2 ist das Primärenergieflußbild von Putz dargestellt. 



Mischen Wärmedämmputz 

Wärmedämmputz 

3152 MJ (100.0%) 

Kalkhydrat 

131 MJ (4.2%) 

Zement 

2367 MJ (75.1%) 

Blähperlit 

472 MJ (15.0%) 

Sand 

1 MJ (0.0%) 

Wasser 

0 MJ (0.0%) 


57 MJ (1.8%) 


1 MJ (0.0%) 

LKW-Transport 

122 MJ (3.9%) 

Abbildung N-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Putz 

Auch hier ist der größte Teil der Emissionen vorgelagert und entsteht damit schon bei 

der Herstellung der Einsatzstoffe für die verschiedenen Putzarten. Der prozentuale Anteil 

der verschiedenen Einsatzstoffe an den Gesamtemissionen bewegen sich ungefähr in 

der selben Größe wie der prozentuale Anteil der Einsatzstoffe am Gesamtenergieverbrauch.

Putz 95 

Ergebnisse 

Tabelle N-12: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung von 

Normalputz mit Sand als Zuschlag 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalputz P I 545 101 39 111 35 98 10 6 22 

Normalputz P IIb 705 126 43 235 67 118 12 12 19 

Normalputz P IIIa 1.377 248 71 591 169 225 17 32 22 

Normalputz P IIIb 959 165 50 432 118 150 14 22 15 

Normalputz P IVc 677 91 46 140 36 103 13 5 20 

Normalputz P IVd 570 99 40 117 35 99 11 5 21 

Normalputz P Va 220 15 27 155 16 14 19 1 11 

Normalputz P Vb 330 43 31 141 22 42 16 2 15 


Wärmedämmputz mit Blähperlit als Zuschlag 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Wärmedämmputz P I 4.772 628 298 610 477 728 52 30 119 

Wärmedämmputz P IIb 4.081 561 235 930 463 612 45 47 79 

Wärmedämmputz P IIIa 3.149 525 160 1.211 399 499 33 66 45 

Wärmedämmputz P IIIb 3.471 502 180 1.197 449 510 38 61 44 

Wärmedämmputz P IVc 2.628 291 165 400 213 369 36 13 57 

Wärmedämmputz P IVd 4.166 533 261 551 402 627 48 26 101 

Wärmedämmputz P Va 1.436 91 119 470 167 132 54 3 37 

Wärmedämmputz P Vb 2.344 221 168 513 257 284 54 10 57 


Wärmedämmputz mit EPS-Granulat als Zuschlag 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Wärmedämmputz P I 20.713 634 194 382 191 601 27 36 120 

Wärmedämmputz P IIb 13.721 547 156 853 280 504 27 54 70 

Wärmedämmputz P IIIa 8.581 507 136 1.139 337 458 27 65 43 

Wärmedämmputz P IIIb 8.905 488 129 1.188 344 438 27 66 35 

Wärmedämmputz P IVc 7.558 255 117 303 91 287 26 13 50 

Wärmedämmputz P IVd 16.404 511 169 357 159 500 27 28 98 

Wärmedämmputz P Va 6.299 30 63 376 36 20 45 2 28 

Wärmedämmputz P Vb 10.150 148 88 374 66 134 41 9 45 


Die in diesem Kapitel unter Pkt. 3.3 gemachten Anmerkungen zu den Emissionen von 

Mörtel gelten analog auch für Putze. Zu Vergleichszwecken werden in Tabelle N-15 

Emissionswerte aus der Fachliteratur aufgeführt. Die Tabelle enthält drei der oben ausgewiesen 

Datensätze (vgl. Tabelle N-12, N-13) und ihre Vergleichswerte. Bei /GEM/ und 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT


auch bei /ÖKO 95/ werden Datensätze für Kalkputz, Zementputz und Wärmedämmputz 

angegeben. 

Tabelle N-15: Vergleich der Gesamtemissionen für verschiedene Putze nach Tabelle 

N-12, N-13, /GEM/ und /ÖKO 95/ 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalputz P I 545 101 39 111 35 98 10 6 22 

Kalk-Maschinenputz /ÖKO 95/ - 163 130 449 146 108 163 1 - 

Kalkputz /GEM/ - 144 930 300 30 150 10 1 50 

Normalputz P IIIb 959 165 50 432 118 150 14 22 15 

Zement-Maschinenputz /ÖKO 95/ - 224 175 623 225 165 223 2 - 

Zementaußenputz /GEM/ - 211 100 540 50 260 30 10 70 

Wärmedämmputz (mit Blähperlit) 

P IIIa 

Wärmedämmputz, Perlitherm 

/ÖKO 95/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

3.149 525 160 1.211 399 499 33 66 45 

- 596 402 2.188 1.826 614 533 6 - 

Wärmedämmputz /GEM/ - 1298 175 7.930 12.640 5.220 220 50 790

Estrich 97 

5 Estrich 

Estrich ist ein auf einem tragenden Untergrund oder auf einer zwischenliegenden 

Trenn- und Dämmschicht hergestelltes Bauteil, das unmittelbar nutzfähig oder mit einem 

Belag versehen werden kann. Je nach Verbindung zum tragenden Untergrund unterscheidet 

man: 

• Verbundestriche 

• Estriche auf Trennschicht 

• Schwimmende Estriche 

Estriche werden außerdem nach dem verwendeten Bindemittel als Zementestrich, 

Anhydritestrich, Magnesiaestrich, Gußasphaltestrich oder Kunststoffestrich bezeichnet. 

Im folgenden sollen nur Zement- und Anhydritestrich behandelt werden. Zementestrich 

hat in etwa einen Marktanteil von 70%, Anhydritestrich von ca. 20%. Der Marktanteil 

des Anhydritestrichs ist derzeit steigend, da er bzgl. Verarbeitbarkeit und Eigenschaften 

des fertigen Estrichs wesentliche Vorteile gegenüber dem Zementestrich bietet. /KOL 96/ 

Zementestrich besteht aus Zement, Zuschlag und gegebenenfalls Zusatzstoffen oder Zusatzmitteln. 

Als Zuschlag wird, wie beim Beton, Sand oder ein Leichtzuschlag, wie z.B. 

Bims, Blähton oder Blähperlit, verwendet. 

Je nach der erforderlichen Festigkeitsklasse und dem Größtkorn des Zuschlags liegt der 

Zementgehalt meist zwischen 340 und 480 kg je Kubikmeter fertigen Estrichs, bei 

schwimmend verlegten Estrichen soll er 400 kg/m 3 , bei Verbundestrichen und Estrichen 

auf Trennschichten 450 kg/m 3 nicht überschreiten (Schwinden) /SLZ 91/. In Tabelle N-16 

werden die verschiedenen Estrichzusammensetzungen für einen Zementgehalt von 340 

und 480 kg/m 3 für die verschiedenen Zuschlagstoffe angegeben. Bei der Mischung von 

Zementestrich mit Blähperlit als Zuschlag wird nach Angaben von /PER 99/ weniger 

Zement pro Kubikmeter zugegeben. 

Tabelle N-16: Rezepturen der verschiedenen Estrichsorten bezogen auf eine 

Tonne 

Estrichart 

Zement 

Zuschlag Wasser 


[kg] 

[kg] 

[kg] 

Zementestrich I (340 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 186 Sand 740 74 

Zementestrich I (340 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 316 Bims 558 126 

Zementestrich I (340 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 367 Blähton 487 147 

Zementestrich II (480 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 261 Sand 634 104 

Zementestrich II (480 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 403 Bims 435 161 

Zementestrich II (480 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 452 Blähton 367 181 

Zementestrich I (110 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 433 Blähperlit 394 173 

Zementestrich II (170 kg Zement/m 3 ) Portlandhüttenzement 502 Blähperlit 296 201 

Anhydritestrich ( 1 Teil AB, 2,5 Teile Sand) Portlandhüttenzement 228 Sand 742 30 

Anhydritestrich besteht aus Anhydrit (CaSO4) und Sand im Mischungsverhältnis 1 zu 

max. 2,5 Raumteile bzw. mind. 450 kg Anhydrit je Kubikmeter fertigen Estrichs. Durch 

Anreger (z.B. Zement) wird Anhydrit zur Reaktion mit Wasser und somit zur Bildung 

von CaSO4⋅2 H2O (Gips) gebracht. Durch diese Reaktion erhöht sich die Masse des Anhydrits 

um 21 %. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Die Herstellung von Estrich erfolgt entweder im Werk oder auf der Baustelle. Der im 

Werk gemischte Estrich wird meist als Sackware auf die Baustelle geliefert und dort mit 

Wasser verlegefertig gemacht. Wenn dem Estrich keine Fließmittel beigegeben sind muß 

er durch Rütteln oder Stampfen verdichtet werden. 


Über die Energieverbräuche bei der Herstellung von Estrich liegen keine Daten vor. Es 

kann jedoch davon ausgegangen werden, daß sie sich in derselben Größe bewegen wie 

die Energieverbräuche bei der Mörtelherstellung. Daher werden die, unter Punkt 3.2 

angegebenen Werte verwendet. 


Auch zur Herstellung von Estrich werden nur geringe Energiemengen benötigt, der 

größte Teil der erforderlichen Energie fällt bei der Produktion und Gewinnung der 

Einsatzstoffe, die zur Estrichherstellung notwendig sind, an. In Abbildung N-3 ist das 

Primärenergieflußbild von Estrich dargestellt. 



Estrichmischen 

Blähperlit 

2253 MJ (52.1%) 

Zement 

1892 MJ (43.7%) 

Wasser 

0 MJ (0.0%) 


57 MJ (1.3%) 

LKW-Transport 

123 MJ (2.8%) 

Abbildung N-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Estrich

Estrich 99 

Bei der Estrichherstellung entsteht der größte Teil der Emissionen schon bei der Herstellung 

der Einsatzstoffe für die verschiedenen Estricharten. 

Ergebnisse 

Tabelle N-17: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung der verschiedenen 

Estrichsorten 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Zementestrich I, Zuschlag Sand 849 145 45 379 103 132 13 19 13 

Zementestrich II, Zuschlag Sand 1.136 199 58 511 141 180 15 27 17 

Zementestrich I, Zuschlag Bims 1.348 239 70 619 170 215 19 32 20 

Zementestrich II, Zuschlag Bims 1.681 303 85 765 215 272 21 41 24 

Zementestrich I, Zuschlag Blähton 3.415 422 204 1.047 977 312 62 41 70 

Zementestrich II, Zuschlag Blähton 3.279 448 188 1.105 828 352 54 49 62 

Zementestrich I, Zuschlag Blähperlit 4.809 508 266 1.169 619 621 56 49 58 

Zementestrich II, Zuschlag Blähperlit 4.326 514 235 1.187 558 585 49 55 53 

Anhydritestrich, Zuschlag Sand 207 14 24 140 15 13 17 1 10 

/HEB 95/, /IWÖ 96/, /LIE 97/, /EYE 98/, /MAU 95/, /HÄR 94/, /IKM 99/, /GEM/, /PER 99/, 

/KOL 96/, /SLZ 91/, /SRÖ 84/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

I Ziegel 

Ziegel ist ein poröser Scherben, der bei 900 bis 1.200°C gebrannt wird und nur ein 

geringes Schwinden des Volumens aufweist. Ziegel werden hauptsächlich als Hintermauer- 

und Dachziegel eingesetzt. Hintermauerziegel werden für verputztes oder 

verblendetes Mauerwerk verwendet. Nach der Form unterscheidet man Vollziegel, Hochbzw. 

Langlochziegel. Bei Zusatz von Porosierungsmittel spricht man von Leichtziegeln. 

Dachziegel werden nach dem Herstellungsverfahren eingeteilt in Strang- bzw. 

Preßdachziegel. Des weiteren gibt es Deckenziegel, die jedoch nur vereinzelt Anwendung 

finden. 

Bei Klinker (Vormauerziegel) liegt die Brenntemperatur im Vergleich zu Hintermauerund 

Dachziegel etwas höher, so daß infolge von Sinterungsprozessen die Kristallstruktur 

glasartig wird. Auf diese Weise entsteht ein frostbeständiger Scherben, dessen 

Wasseraufnahme gering ist. Klinker findet als Mauerziegel sowie im Kanal- und 

Straßenbau Anwendung 1 . Klinker kann als Mauerwerk ohne Verputz verwendet werden. 

Im folgenden werden Prozeßketten zur Herstellung der Mauerziegel Leichthochlochziegel 

und Klinker sowie Dachziegel energetisch analysiert. Die Verfahren zur 

Herstellung verschiedener Ziegelarten aus tonigen Massen weisen weitgehende 

Übereinstimmung auf. Unterschiede treten in erster Linie bei der Zusammensetzung des 

Rohlings und den Prozeßbedingungen auf. 

2 Rohstoffe 

Hauptbestandteil von Ziegeln ist Ton. In geringen Mengen werden weitere Rohstoffe 

benötigt. 

Ton 

Unter Ton ist ein Gemenge aus Tonmineralen zu verstehen, deren Korngröße kleiner als 

0,002 mm ist. Hauptbestandteil des Tons sind Tonerde-Kieselsäure-Verbindungen 

(Aluminiumsilikate Al2O3*2SiO2*2H2O). Ton entsteht als Verwitterungsprodukt des 

Feldspats, welcher durch Beimengung von z.B. Quarzsand gemagert ist. Sandhaltiger 

Ton wird als Lehm bezeichnet, kalkhaltiger Ton als (Ton-)Mergel. Eisenverbindungen 

wirken als Flußmittel und verursachen eine rötliche Färbung. Im folgenden wird der zur 

Ziegelherstellung eingesetzte Rohstoff ohne Differenzierung der speziellen Zusammensetzung 

als Ton bezeichnet. 

Sandhaltiger Ton wird als Grundstoff der Baustoffindustrie für die Ziegel- und 

Klinkerherstellung (Mauerziegel, Dachziegel) eingesetzt. Neben dem Einsatzgebiet für 

1 Klinker als Einsatzstoff für die Zementherstellung (Portlandzementklinker) s. Kap. D Zement 

101 


ENERGIEWIRTSCHAFT

102 I Ziegel 

keramische Produkte wird Ton mit hohem Anteil an Tonerde (z.B. Bauxit) als Rohstoff 

für die Aluminiumgewinnung verwendet (vgl. Teil III B Aluminium). 

Porosierungsmittel 

Bei der Produktion von Leichtziegeln werden dem Rohmaterial Ton Porosierungsmittel 

zugesetzt, die beim Brennprozeß verbrennen, so daß kleine Luftporen entstehen. 

Verwendung findet Sägemehl oder feingemahlenes Styropor sowie Kohlestaub, 

Holzfaserstoffe und ähnliches. 

Magerungsmittel 

Je nach Tonzusammensetzung werden z.T. geringe Mengen an Granitsand oder Asche 

zugegeben. Diese verringern das Schwinden des Ziegelrohlings beim Brennprozeß. 

Aufgrund des geringen Masseneinsatzes (0 - 4 Gew.% des Leichtziegelrohlings) und des 

geringen spezifischen Kumulierten Energieaufwandes dieser Stoffe werden Transport 

und Energieinhalt vernachlässigt. 


Ton 

Ton wird im Tagebau mit Schaufelbaggern abgebaut. Von dort wird der gewonnene Ton 

zum meist nahegelegenen Verarbeitungswerk transportiert. Abraum entsteht hierbei 

nicht. 


Hier werden vor allem Reststoffe eingesetzt, die von den jeweiligen Betrieben zum 

Ziegelwerk transportiert werden (z.B. Sägemehl aus Sägewerk, Styropormehl aus 

Recyclingfirmen). 


Ton 

Bilanziert werden der Kraftstoffverbrauch der Abbaumaschinen beim Tonabbau im 

Tagebau und der Transport zum Werk. Die Transportstrecke zwischen Abbaustelle und 

Tongrube zur vorrätigen Lagerung wird mit 5 km angesetzt. Für den Abbau von 1 m 3 

Ton, den Transport von der werkseigenen Grube zum Werk und die Aufgabe in den 

Beschicker wird durchschnittlich 1 l Diesel benötigt. Dies entspricht bei einer Dichte des 

erdfeuchten Tons von 1,7 t/m 3 einem Dieselverbrauch von 0,5 kg pro bereitgestellter 

Tonne Ton /HAN 95/. 


Im folgenden werden die Porosierungsmittel Sägemehl, Papierfangstoffe 2 und Styropor 

energetisch bewertet. Für alle Porosierungsmittel wird eine Transportdistanz von 50 km 

angesetzt. 

2 auch als Papierbrei bezeichnet: Sowohl bei der Papierherstellung aus Rohstoffen als auch aus Altpapier werden zu 

kurze Fasern aus dem Faserbrei ausgeschleust, welche dann als Reststoffe anfallen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Mauerziegel (Leichthochlochziegel) 103 

Porosierungsmittel tragen durch ihren Heizwert als zusätzlicher Brennstoff im Ziegel 

zum Brennprozeß bei und ersetzen dabei konventionelle Brennstoffe wie Erdgas oder 

Heizöl. Aus diesem Grund wird der Heizwert der Porosierungsmittel bei der Ermittlung 

des KEA berücksichtigt, auch wenn es sich um Reststoffe handelt, die üblicherweise 

energiefrei bewertet werden (s. I. Allgemeiner Teil). 

Der Heizwert des (feuchten) Sägemehls beträgt 8 MJ/kg (3) , der Heizwert von Papierfaserreststoffen 

3,1 MJ/kg (3) und von fein gemahlenem Styropor 31 MJ/kg /HAN 95/. 


Die Berechnung der primärenergetischen Aufwendungen erfolgt mit den in Tabelle 3-6 

Teil I (Allgemeiner Teil) angegeben Basisdaten. 

Tabelle I-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung 

von Rohstoffen für die Ziegelproduktion 

Produkt 

alle Werte je Tonne Rohstoff 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Ton 24 2 4 26 2 1 3 0 2 

Sägemehl 8.173 13 31 186 16 5 23 1 14 

Papierfaserreststoffe 3.313 13 31 186 16 5 23 1 14 

Styropor (gemahlen) 31.373 13 31 186 16 5 23 1 14 

3 Mauerziegel (Leichthochlochziegel) 

Nach DIN 105 unterscheidet man Vollziegel und Hochlochziegel. Vollziegel haben keine 

Lochung oder einen maximalen Lochanteil von 15 % der Lagerfläche. Dagegen haben 

Hochlochziegel einen Lochanteil von bis zu 50 % der Lagerfläche. 

Bei Mauerziegeln findet der Leichthochlochziegel weite Verbreitung, da er aufgrund 

seiner Porosierung sehr gute Wärmedämmeigenschaften besitzt. Die Porosierung des 

Ziegels entsteht durch Zugabe eines feinkörnigen Porosierungsmittels zum Rohmaterial, 

wodurch beim Brennprozeß kleine Luftporen entstehen. Leichthochlochziegel kommen 

vielfach unter den Markennamen unipor (Porosierungsmittel Sägemehl) und poroton 

(Porosierungsmittel Polystyrol) in den Handel. Eine typische Rohdichte von 

Leichthochlochziegeln ist 0,8 kg/dm 3 . 


Im folgenden wird ein Verfahren zur Herstellung von Leichthochlochziegeln beschrieben, 

welches den Stand der Technik zweier moderner automatisierter Ziegelwerke mit einer 

Jahresproduktion von ca. 150.000 – 300.000 t Ziegeln widerspiegelt. Zudem wurden die 

Werte in einer Literaturrecherche verglichen. Das eine der untersuchten Ziegelwerke 

verwendet Sägemehl und Papierfaserreststoffe als Porosierungsmittel, das andere 

3 vgl. Tabelle 4, I. Allgemeiner Teil 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

104 I Ziegel 

Styropor, Kohleton, Rohbraunkohle und Sägemehl. Eine schematische Darstellung des 

Herstellungsprozesses zeigt Abbildung I-1. 



Ton 

Porosierungsmittel, 

evtl. Granitsand 

Wasserdampf 

therm. Rauchgasnachverbrennung 

Gewinnung 

(Bagger) 

Transport 

(LKW) 

Beschicken 

(Beschicker) 

Zerkleinern 

(Kollergang, Walzwerk) 

Mischen 

(Beschicker, Mischer) 

Formen 

(Strangpresse) 

Trocknen 

(Durchlauftrockner) 

Abgas Brennen 

(Tunnelofen) 

Abwärme 

Entstapeln 

(Palletten) 

Ziegel 

Abbildung I-1: Schematische Darstellung des Herstellungsprozesses von Mauerziegeln 

Der Ton wird von Baggern im Tagebau abgebaut. Pro Tonne Ziegel wird ungefähr 1 m 3 

Ton benötigt. Der abgebaute Ton wird von einem LKW zum nahegelegenen Werk 

transportiert und in einen Beschicker aufgegeben. 

Über den Beschicker gelangt der evtl. mit Granitsand gemagerte Ton, dem 

Porosierungsmittel zugesetzt werden, in den Kollergang und zwei Walzwerke, in denen 

der Rohstoff zerkleinert und vermischt wird. Außerdem wird z.T. etwas Wasser zum 

Erreichen der richtigen Zähigkeit zugesetzt. Das Rohmaterial wird im 

Großraumbeschicker eingelagert. Über den Siebrundbeschicker, in dem der Rohstoff mit 

Wasserdampf behandelt wird, gelangt die Masse in den Mischer. 

Das Formen des Rohlings erfolgt durch die kontinuierlich laufende Schneckenpresse mit 

einem dem jeweiligen Produkt entsprechenden Mundstück. Von dem so entstandenen 

Strang werden dann mit dem Drahtabschneider Ziegelrohlinge abgeschnitten, welche 

auf Trocknerwagen plaziert werden. 

Für Leichtziegel mit Sägemehl und Papierfaserreststoffe als Porosierungsmittel kann 

die Rohmasse (im trockenen Zustand) z.B. folgendermaßen zusammengesetzt sein:


Sägemehl, Papierfaserreststoffe: 10 Gew.% 

Granitsand: 0 (- 4) Gew.% 

Ton: Rest 

Anstatt der 10 Gew. % Sägemehl werden z.B. auch 0,5 - 1,5 Gew. % Styropor eingesetzt. 

In einem Durchlauftrockner wird dem Rohling die Feuchtigkeit entzogen. In der 

vorderen Zone herrscht eine Temperatur von 50 - 60 °C, in der hinteren Zone beträgt die 

Lufttemperatur 120°C. Die Verweildauer im Trockner beträgt durchschnittlich 24 h. Der 

Rohling wird nun entweder zwischengelagert oder dem Tunnelofen zugeführt. Der 

Brennvorgang erfolgt bei ca. 950 °C und dauert 6 h. Aufgrund der Vorwärm- und 

Abkühlphase beträgt die Verweildauer im Brennofen 15 h. Die Abwärme des Ofens 

liefert einen Teil der im Trockner benötigten Energie. Beim Brennprozeß entweicht 

durch die Dekarbonatisierung von Calciumcarbonat Kohlendioxid aus dem Formling. 

Das Porosierungsmittel verbrennt rückstandsfrei. Anschließend wird der fertige Ziegel 

auf Paletten gepackt und auf dem Werksgelände zwischengelagert. 

In Abbildung I-2 ist das Massenflußbild bei der Produktion von Mauerziegeln 

dargestellt. Hiebei ist zu beachten, daß die Porosierungsmittel im Rahmen dieser 

Untersuchung den Energieträgern zugeordnet wurde und daher im Energieflußbild 

nicht aber im Massenflußbild bilanziert werden. 

Ton bereitgestellt 

im Ziegelwerk 

Herstellung 

Mauerziegel (LHZ) 

1000 kg (100,0 %) 

Ton 

1400 kg (140,0 %) 

CO -Emissionen 

2 

(Dekarbonatisierung) 

120 kg (12,0 %) 

Wasser 

280 kg (28,0 %) 

Abbildung I-2: Massenflußbild der Leichthochlochziegel-Herstellung 


ENERGIEWIRTSCHAFT

106 I Ziegel 


Im folgenden wird der Energieeinsatz für die Herstellung von Leichthochlochziegeln 

aufgezeigt. 

Aufbereitung, Formgebung, Trocknen und Brennen 

Der gesamte Endenergiebedarf eines der untersuchten Ziegelwerke, der sich im 

wesentlichen auf die Prozeßabschnitte Aufbereitung, Formgebung, Trocknen 4 und 

Brennen bezieht, setzt sich pro Tonne Ziegel wie folgt zusammen: 

Strom: 34 kWh/t 

schweres Heizöl: 16 kg/t 

leichtes Heizöl: 6-8 kg/t 

Diese Werte können nur als Richtwerte dienen, da der Energieverbrauch u.a. von der 

Tonzusammmensetzung, der Betriebsweise und dem Zusatz von Porosierungsmittel 

abhängt. Letztere können einen Beitrag von bis zu 50 % beim Brennstoffeinsatz leisten. 

Eine Auswertung des Instituts für Ziegelforschung für den Brennstoffeinsatz (incl. 

Porosierungsmittel) ergab in Abhängigkeit der Deckungsrate der Trocknerwärme mit 

Ofenabwärme durchschnittlich 1.700 bis 2.100 MJ Endenergie 5 je Tonne gebranntem 

Ziegel /JUN 98/. Der untere Bereich dieses Endenergieeinsatzes für Brennstoffe 

korreliert gut mit den hier zugrunde gelegten Daten der beiden untersuchten modernen 

Ziegelwerke. Im bundesdeutschen Durchschnitt werden beim Prozeßabschnitt Trocknen 

und Brennen von Ziegeln zu 88 % Erdgas, 11 % Heizöl bzw. Schweröl und zu 1 % Kohle 

eingesetzt /BVZ 98/. Da die untersuchten Ziegelwerke in der Brennstoffwahl nicht 

repräsentativ sind, wurde bei der Ermittlung des KEA und der Emissionen der 

bundesdurchschnittliche Brennstoffmix zugrunde gelegt. 

Für die Aufbereitung werden ca. 30 % des Gesamtstromverbrauchs benötigt. Zu den 

Hauptstromverbrauchern bei der Aufbereitung gehören der Kollergang sowie die zwei 

Walzwerke. Rund 0,3 kg/t leichtes Heizöl werden zur Erzeugung des Wasserdampfs für 

den Siebrundbeschicker verbraucht. 

Für die Formgebung wird ein anteiliger Energieverbrauch von ca. 22 % am Gesamtstromverbrauch 

eingesetzt. 

Beim Trocknen und Brennen werden 1,1 kg/t leichtes Heizöl im ersten Teil des 

Tunnelofens (Aufheizzone) eingesetzt, 0,5 kg/t werden für die thermische Rauchgasnachverbrennungsanlage 

benötigt und ca. 5 kg/t dienen zur weiteren Erhitzung der 

Ofenabluft, die anschließend im Trockner eingesetzt wird 6 . Schweres Heizöl wird 

ausschließlich im zweiten Teil des Tunnelofens (Brennzone) eingesetzt. Zur Absenkung 

der Viskosität wird das schwere Heizöl mit Ofenabwärme erwärmt. 

Der Stromverbrauch beim Prozeßschritt Trocknen und Brennen der Ziegel beträgt ca. 

46 % des Gesamtverbrauchs an elektrischer Energie. Er wird zu einem hohen Anteil für 

den Antrieb der Ventilatoren zur Umwälzung der Warmluft, Heißluft, Verbrennungsluft 

und des Rauchgases benötigt. 

4 Die Energie zur Trocknung der Ziegelrohlinge wird ganz oder größtenteils mit Ofenabwärme gedeckt. 

5 Untersuchung von 60 Ziegelwerken 

6 Ziegelwerke mit durchgängiger Produktion (7-Tage-Woche) können den Trockner zumeist ohne zusätzlichen 

Energieeinsatz allein durch Ofenabwärme betreiben. /JUN 98/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Indirekter Stromverbrauch 

Der indirekte Stromverbrauch (Beleuchtung, Bürogeräte u.ä.) ist im Gesamtstromverbrauch 

enthalten und hat einen Anteil von ca. 2 %. 


In Abbildung I-3 ist das Primärenergieflußbild von Leichthochlochziegeln dargestellt. 

Der Primärenergieeinsatz für Brennstoffe stellt den energieintensivsten Anteil bei der 

Ziegelherstellung dar. 

Mauerziegel (LHZ) 

2468 MJ (100,0 %) 

Ton 

33 MJ (1,3 %) 

Papierfaserreststoff 

60 MJ (2,4 %) 

Sägemehl 

371 MJ (15,0 %) 

Styropor 

235 MJ (9,5 %) 

Leichtöl 

72 MJ (2,9 %) 

Erdgas 

1211 MJ (49,1 %) 

Schweröl 

71 MJ (2,9 %) 

Steinkohle 

11 MJ (0,5 %) 


404 MJ (16,4 %) 

Abbildung I-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne 

Leichthochlochziegeln 

Da die Porosierungsmittel vollständig und rückstandslos verbrennen muß deren 

Heizwert dem Brennprozeß voll zugerechnet werden. Auf diese Weise errechnet sich ein 

Primärenergieeinsatz für die eingesetzten Brennstoffe (Erdgas, Heizöl, Porosierungsmittel) 

von rund 2.030 MJ/t Ziegel. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

108 I Ziegel 

Anmerkung: Für die Porosierung der Ziegel werden Reststoffe bzw. Kuppelprodukte 

anderer Prozeßketten eingesetzt. Da die Reststoffe im Gegensatz zu dieser Bilanzierung 7 

häufig energiefrei bewertet werden, finden sich in der Literatur zum Teil deutlich 

niedrigere Werte für den KEA von Ziegeln. Die Hauptargumente, diese Vorgehensweise 

in diesem Fall nicht anzuwenden, sind der hohe Anteil der Porosierungsmittel am 

Endenergieverbrauch (ca. 35 %) und die Alternative ihrer thermischen Nutzung z.B. in 

Heizkraftwerken. Ohne Bewertung des Heizwertes der Porosierungsmittel würde der 

KEA rund 1.800 MJ je Tonne gebrannter Ziegel betragen. 

Bei der Ziegelherstellung haben die Emissionen beim Brennprozeß den größten Anteil. 

Aus diesem Grund werden die im Ofen freigesetzten Emissionen im folgenden näher 

erläutert. 

Anorganische Schadstoffemissionen, die vor allem beim Brennprozeß aus dem 

Rohmaterial oder dem Brennstoff freigesetzt werden, sind z.B. SO2, NOx, CO, Staub und 

Fluor- bzw. Chlorwasserstoff. In Abhängigkeit der Rohmaterialzusammensetzung des 

Tons (Schwefel-, Fluor-, Kalkgehalt) kann z.B. die SO2- und HF- Emissionen im Rohgas 

um Größenordnungen variieren. 

Prozeßbedingt können durch die Zuschlagsstoffe z.B. folgende organische Substanzen 

entstehen: Benzol, Phenole, Toluol und Formaldehyd. 

Die Zusammensetzung der Emissionen beim Brennprozeß ist von einer Vielzahl von 

Faktoren abhängig: 

• Brennstoff (Erdgas/Flüssiggas, Heizöl, Kohle) 

• Ofentyp bzw. -betriebsweise 

• Tonzusammensetzung 

• Porosierungsmittel (organisch z.B. Sägemehl, Styropor, anorganisch z.B. Perlit) 

Beim Brennprozeß werden unterschiedliche Arten der Abgasreinigung eingesetzt. Grob 

unterscheidet man zwischen: Nachverbrennung der Schwelgase und Einbau zusätzlicher 

Filter. In modernen Ziegelwerken werden Anlagen zur thermischen Nachverbrennung 

(z.B. Thermoreaktoren) sowie Schüttschichtfilter zur Fluorelimination eingesetzt 

/BVZ 98/. Die einzuhaltenden Grenzwerte für die keramische Industrie sind in der TA 

Luft aufgeführt. 

Energiebedingte Emissionen 

Bei der Berechnung der energiebedingten Emissionen, die durch das Verbrennen der 

Porosierungsmittel im Ziegel entstehen, wurden lediglich die CO2- und SO2-Emissionen 

berücksichtigt. 

Prozeßbedingte Emissionen 

Prozeßbedingte CO2-Emissionen entstehen aufgrund des Kalks (CaCO3), der beim 

Brennvorgang nahezu vollständig zu gebranntem Kalk (CaO) und Kohlendioxid (CO2) 

umgesetzt wird. 

Stickoxide stellen aufgrund der geringen Maximaltemperatur von 1.200°C keine 

Problematik dar (vgl. Kap. 3.9, I. Allgemeiner Teil). 

7 Die Methodik der Bilanzierung von Sekundärrohstoffen ist in Kap. 3, I. Allgemeiner Teil beschrieben. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Schwefeloxide entstehen durch Schwefelverbindungen im Rohmaterial und im 

Brennstoff. Der prozentuale Anteil der Schwefelverbindungen (Sulfide, Sulfate) im Ton 

ist stark vom Standort abhängig. Dieser schwankt zwischen 0 und 2 Gew.% 8 /IFZ 98/ 

entsprechend Rohgasmengen von 0 bis ca. 1 kg SO2 je Tonne gebranntem Ziegel. 

Grundsätzlich wird umso mehr Schwefel beim Brennprozeß aus dem Rohstoff 

ausgetrieben, je geringer der Kalkgehalt und je höher die Temperatur ist. Bei hohem 

Schwefelgehalt im Rohgas werden zusätzliche Filter zur Reduktion eingesetzt. 

Kohlenmonoxid entsteht vor allem durch die Verbrennung organischer Zuschlagstoffe 

und bituminöser Bestandteile des Tons. Diffundiert dabei nicht genügend Sauerstoff in 

den Scherben, kann die CO-Konzentration erheblich sein. Durch eine thermische 

Nachverbrennung werden die CO-Emissionen zu über 99 % zu CO2 oxidiert . 

Fluor ist im Rohmaterial Ton in bundesdeutschen Abbaugebieten mit durchschnittlich 

ca. 0,06 Gew % enthalten /IFZ 98/. Das Austriebsverhalten des als Pflanzengift 

wirkenden Fluors ist abhängig von der Brenntemperatur und dem Kalkgehalt des Tons. 

Daher weisen Hintermauerziegelwerke sehr geringe Emissionen an Fluorwasserstoff auf 

/IFZ 98/. Bei Vormauer- und Dachziegelwerken können hohe Rohgasemissionen (bis zu 

400 g je Tonne Ziegel) entstehen. In modernen Anlagen werden diese durch Schüttschichtfilter 

zurückgehalten. 

Die Chlorkonzentration hängt vom Salzgehalt der Rohmaterialien und der Art der 

Zuschlagstoffe ab. So enthalten z.B. Papierfaserreststoffe Chlor, das in Kombination mit 

Holz (Sägemehl) zur Dioxinbildung bei Temperaturen zwischen 250 und 400°C führen 

kann. 

Ergebnisse 

Tabelle I- 2 faßt den Primärenergieverbrauch und die energiebedingten Emissionen für 

die Herstellung einer Tonne Leichthochlochziegel zusammen. 

Aufgrund der diskutierten Einflußgrößen ergeben sich bei den Emissionen große 

Schwankungsbreiten. 

Der ermittelte KEA stellt einen Wert für ein modernes Ziegelwerk dar. Der Energiebedarf 

von Mauerziegeln ist u.a. abhängig von Einflußgrößen, wie z.B. der Rohmaterialzusammensetzung, 

den eingesetzten Energieträgern und der Betriebsführung. Für die 

beiden detailliert untersuchten modernen Ziegelwerke ergab sich eine Schwankungsbreite 

von 15 %. 

Tabelle I- 2: KEA und Emissionen für die Herstellung von Leichthochlochziegeln 

Produkt 



Emissionen (Ziegel) /GEM/ 2 

Emissionen (Backstein) /ÖKO 95/ 2 

Mauerziegel (LHZ) 3 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

2.468 171 96 180 107 236 14 3 11 - - 

- 226 470 420 130 230 0 0 40 0 10 

- 237 113 508 531 363 152 2 - 2 16 

2.468 291 113 420 107 236 14 3 40 2 10 




8 Schwefelhaltiges Rohmaterial stellt bis auf wenige Ausnahmen im norddeutschen Raum in den Abbaugebieten 

Deutschlands kein Problem dar. 

HF 

[g] 

HCl 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

110 I Ziegel 



CO2: Aufgrund des Brennens von kalkhaltigem Ton entstehen neben den energiebedingten 

auch prozeßbedingte Emissionen aus der Umsetzung des Kalks zu 

gebranntem Kalk und Kohlendioxid. Die Höhe dieser prozeßbedingten 

Emissionen steht im direkten Verhältnis zum Massenanteil an Kalk im 

Rohmaterial. Bei 20 bis 30 Gew.% Kalk /IZF 98/ im Rohling entstehen z.B. 120 

bis 180 kg CO2/t Ziegel. Somit entstehen unter Einbeziehung der energiebedingten 

CO2-Emissionen insgesamt 291 - 351 kg CO2 je Tonne produziertem 

Mauerziegel. Weil diese Werte über den Vergleichswerten aus der Literatur 

liegen und eine 100%ige Decarbonatisierung des Kalks nicht immer 

gewährleistet ist, wird die untere Grenze der berechneten CO2-Emissionen als 

Ergebnis zugrunde gelegt. 

CO: Die mit Hilfe der KEA-Datenbank errechneten CO-Emissionen beinhalten alle 

vorgelagerten und brennstoffbedingten Emissionen. Nicht berücksichtigt ist 

der durch das Rohmaterial (v.a. Porosierungsmittel) entstehende Anteil. Der 

errechnete Wert spiegelt die Gegebenheiten der Brennführung und thermischen 

Nachverbrennung der Rauchgase in einem Ziegelwerk nur bedingt 

wider. Aus diesem Grund wird der (gemessene) Wert nach /ÖKO 95/ angesetzt. 

NOx: Die berechnete NOx-Emission beinhaltet die vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen 9 . Da die NOx-Entstehung beim Brennvorgang vor allem 

von der Prozeßführung abhängt, sind die berechneten Emissionen nur bedingt 

realitätsnah 10 . Daher wird der Wert nach /GEM/ übernommen. 

SO2: Die SO2-Emissionen entstehen durch Schwefelverbindungen des Brennstoffs, 

des Rohmaterials und der Porosierungsmittel. Der Schwefelgehalt des für 

Hintermauerziegel eingesetzten Tons ist grundsätzlich niedrig. Zudem ist die 

Brenntemperatur relativ niedrig und durch den hohen Kalkgehalt des 

Rohstoffs bleibt der Schwefel im Scherben eingebunden, so daß die SO2- 

Emissionen aus dem Rohmaterial vernachlässigbar sind /IZF 98/. Die 

errechnete, energiebedingte SO2-Emission entspricht den emittierten SO2- 

Emissionen bei dem eingesetzten Brennstoffmix (incl. Porosierungsmittel) und 

kann als praxisnah angesehen werden. 

CH4: Die CH4-Emissionen beruhen v.a. auf dem Einsatz von Erdgas durch 

vorgelagerte und in einem weit geringeren Umfang feuerungsbedingte 

Emissionen, die im errechneten Wert der KEA-Datenbank enthalten sind. Der 

errechnete Wert kann als praxisnah angesetzt werden. 

NMVOC: Die NMVOC-Emissionen entstehen beim Transport und durch vorgelagerte 

Prozesse des Brennstoffeinsatzes. Da der Hauptenergieträger Erdgas 

überwiegend aus Methan besteht, können keine höheren Kohlenstoffverbindungen, 

die als NMVOC zusammengefaßt werden, emittiert werden. 

Daher wird der im Vergleich zu den Literaturwerten niedrige, berechnete Wert 

für die gewählten Randbedingungen als realistisch angesehen. 

9 Nicht berücksichtigt sind evtl. durch Porosierungsmittel verursachte NOx-Emissionen. 

10 Einflußgrößen der Stickoxidbildung bei Brennprozessen s. Kap. X, Allgemeiner Teil (I) 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Vormauerziegel (Klinker) 111 

N2O: Die N2O-Emissionen entstehen beim Brennprozeß. Es werden die mit Hilfe der 

KEA-Datenbank berechneten, energiebedingten N2O-Emissionen zugrunde 

gelegt. 

Staub: Die Staub-Emissionen entstehen brennprozeßbedingt und aus vorgelagerten 

Prozeßketten. Aufgrund des Hauptenergieträgers Erdgas ist der brennprozeßbedingte 

Wert relativ niedrig. Es wird der Wert nach /GEM/ zugrunde gelegt. 

HF: Nach /LFU 93/ lag die maximale Schadstoffmenge für HF bei 10 g je Tonne 

Ziegel. Bei der Herstellung von Hintermauerziegeln ist die Problematik von 

Fluorwasserstoffemissionen gering. Es wird der Wert nach /ÖKO 95/ angesetzt. 

HCl: Da die HCl-Emissionen vom Rohmaterial und den Zuschlagstoffen (bei Einsatz 

von Papierreststoffen) abhängen, variieren diese Werte je nach Standort stark. 

Die maximale Schadstoffmenge für HCl lag nach /LFU 93/ bei 60 g je Tonne 

Ziegel. Angesetzt wird der Wert nach /GEM/. 

4 Vormauerziegel (Klinker) 

Vormauerziegel (Klinker) sind frostbeständige Ziegel aus Ton 11 , deren Wasseraufnahme 

gering ist. Klinker kann als Mauerwerk ohne Verputz verwendet werden. Bei Klinker 

liegt die Brenntemperatur bei ca. 1.050 bis 1.100 °C, so daß infolge von Sinterungsprozessen 

die Kristallstruktur glasartig wird. 


Die Herstellung erfolgt analog der Mauerziegelproduktion (vgl. Kapitel I 3.1). Es werden 

jedoch keine Porosierungsmittel eingesetzt. Die Rohdichte des Scherbens beträgt je nach 

Rohmaterialzusammensetzung 1,2 bis 2,2 kg/dm 3 . 


Grundlage der energetischen Daten von Vormauerziegeln ist die Produktion von Leichthochlochziegeln 

(s. Kapitel I 3.2). Im folgenden werden nur die Besonderheiten 

herausgestellt. 

Aufgrund der höheren Brenntemperatur ergeben sich energetische Unterschiede 

gegenüber der Mauerziegelfertigung beim Brennprozeß. Die Auswertung der Meßdaten 

von 34 Vormauerziegelwerken zum Brennnstoffeinsatz für den Prozeßschritt Brennen 

/JUN 98/, ergab einen im Vergleich zum Mauerziegel (incl. Porosierungsmittel) um rund 

35 % höheren Endenergiebedarf 12 . 

11 Klinker als Einsatzstoff für die Zementherstellung (Portlandzementklinker) s. Kap. D Zement 

12 Es werden durchschnittlich 2.310 MJ je Tonne Klinker eingesetzt. /JUN 98/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

112 I Ziegel 


Der Primärenergieeinsatz für die Brennstoffe beträgt rund 2.700 MJ/t und stellt den 

energieintensivsten Anteil der Herstellung dar. In Abbildung I-4 ist das 

Primärenergieflußbild von Vormauerziegeln dargestellt. 



3130 MJ (100,0 %) 

Ton 

33 MJ (1,1 %) 

Erdgas 

2389 MJ (76,3 %) 

Leichtöl 

143 MJ (4,6 %) 

Schweröl 

140 MJ (4,5 %) 

Steinkohle 

23 MJ (0,7 %) 

404 MJ (12,9 %) 

Abbildung I-4: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne 

Leichthochlochziegeln 

Für die Emissionen gelten die gleichen Anmerkungen, wie in Kapitel I 3.3 erläutert, 

allerdings entstehen nicht die von den Porosierungsmitteln verursachten Emissionen. 

Ergebnisse 

In Tabelle I- 3 sind der KEA und die errechneten, energiebedingten Emissionen für die 

Herstellung einer Tonne Klinker sowie das in der KEA-Datenbank abgelegte 

Endergebnis angeben. 

Tabelle I- 3: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Vormauerziegeln 

(Klinker) 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

3.130 175 171 272 112 420 19 5 16 - - 

3.130 175 171 420 531 420 19 5 40 2 10 

HF 

[g] 

HCl 

[g]






Im folgenden werden nur die Besonderheiten im Vergleich zum Mauerziegel diskutiert. 

CO2: Aufgrund des Brennens von kalkhaltigen Bestandteilen im Ton entstehen 

neben den energiebedingten auch prozeßbedingten Emissionen aus der 

Umsetzung des Kalks zu gebranntem Kalk und Kohlendioxid. Für Klinker 

wird jedoch sehr kalkarmer Ton mit einem Kalkgehalt von annähernd 

0 Gew.% verwendet /IZF 98/. Aus diesem Grund wird bei Klinker der 

errechnete Wert (KEA-Datenbank) zugrunde gelegt. 

CO: Die errechnete CO-Emission beinhaltet alle vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Da keine Porosierungsmittel eingesetzt werden, sind 

die CO-Emissionen aus dem Rohmaterial gering. Daher wird der berechnete 

Wert angesetzt. 

NOx: Die errechnete NOx-Emission enthält alle vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Da die NOx-Entstehung beim Brennen von der 

Prozeßführung abhängt, sind die berechneten Emissionen nur bedingt 

realitätsnah. Die NOx-Emission werden aufgrund der etwas höheren 

Brenntemperatur mit dem Wert für Dachziegel nach /ÖKO 95/ abgeschätzt 

(vgl. Tabelle I- 4). 

SO2: Die SO2-Emissionen bei der Klinkerherstellung entstehen vor allem durch 

Schwefelverbindungen (Pyrit) im Rohstoff. Der Schwefelgehalt im Rohmaterial 

für Klinker (Abbaugebiet v.a. im norddeutschen Raum) beträgt bis zu 2 Gew.% 

/IFZ 98/. Bei hohen Schwefelgehalten im Rohstoff werden Schwefelemissionen 

mittels geeigneter Rauchgasreinigungsverfahren gering gehalten. Aussagen 

über emittierte SO2-Emissionen sind somit mit einer äußerst großen 

Schwankungsbreite behaftet. Die errechnete SO2-Emission entspricht den 

emittierten SO2-Emissionen bei einem sehr schwefelarmen Ton 

(Schwefelgehalt 0 %). Diese Randbedingung entspricht nicht den 

Gegebenheiten der deutschen Klinkerherstellung. Aus diesem Grund wird der 

Wert nach /ÖKO 95/ für Mauerziegel, der größtenteils prozeßspezifisch bedingt 

ist, als Ergebnis für Vormauerziegel angesetzt. 

HF: Aufgrund der im Vergleich zu Hintermauerziegeln höheren Brenntemperatur 

und dem geringeren Kalkgehalt des Rohstoffs, treten z.T. hohe Fluorwasserstoffemissionen 

im Rohgas auf. Moderne Ziegelproduktionsstätten sind mit 

Schüttschichtfiltern zur Minimierung der Fluoremissionen eingesetzt, so daß 

die Emissionen auf unter 2 g/t werden können /LFU 93/. Daher werden die HF- 

Emissionen mit dem Wert für „Backstein“ nach /ÖKO 95/ abgeschätzt (vgl. 

Tabelle I- 2). 

Die Staub, - und HCl-Emissionen werden mit dem Wert für Mauerziegel (vgl. Tabelle I- 

2) abgeschätzt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

114 I Ziegel 

5 Dachziegel (Ton) 

Dachziegel sind flächige, keramische Bauteile zur Deckung von geneigten Dachflächen 

(DIN 456). Sie werden nach dem Herstellungsverfahren eingeteilt in Strang- bzw. 

Preßdachziegel. Strangdachziegel werden ohne oder mit Seitenverfalzung hergestellt 

z.B. Biberschwanzziegel, Hohlpfannen und Strangfalzziegel. Preßdachziegel haben 

entweder einen oder mehrere Kopf-, Fuß-, und Seitenfalze (z.B. Falzziegel, 

Flachdachpfannen) oder sind konisch geformt ohne Verfalzung (z.B. Mönch, Nonne). 

Dachziegel werden in natürlicher Brennfarbe, gefärbt, engobiert 13 , glasiert oder 

gedämpft hergestellt. Ca. 80 % der Dachziegel sind in der natürlicher Brennfarbe 

gefertigt. /BVZ 98/ 


Dachziegel werden aus tonigen Massen geformt und gebrannt. Die Dachziegelherstellung 

erfolgt analog der Mauerziegelproduktion (vgl. Kapitel I 3.1). Es werden 

jedoch keine Porosierungsmittel eingesetzt. Auf diese Weise entsteht ein Scherben mit 

einer Dichte von 1,6 bis 1,8 kg/dm 3 . 

Strangdachziegel werden in Strangpressen hergestellt, Preßdachziegel direkt oder aus 

einem in der Strangpresse vorgezogenen Strang auf Spezialpressen (z.B. 

Revolverpresse). 

Die Herstellung von Dachziegeln erfolgt analog Abbildung I-1, jedoch ohne den Zusatz 

von Porosierungsmitteln, Frostbeständigkeit und Wasserundurchlässigkeit werden u.a. 

durch hohe Güte des Rohmaterials (z.B. geringer Kalkgehalt), gute Aufbereitung des 

Tons, eine gleichmäßige Temperaturverteilung beim Brennprozeß sowie eine im 

Vergleich zum Hintermauerziegel längere Brenndauer erreicht. 


Bei der Ermittlung der energetischen Daten zur Dachziegelherstellung wird auf das 

Kapitel I 3.2 (Energetische Daten der Mauerziegelproduktion) Bezug genommen. 

Aufbereitung, Formgebung, Trocknen und Brennen 

Für den Energieeinsatz bei der Aufbereitung und Formgebung des Rohmaterials kann 

näherungsweise der Energiebedarf der Mauerziegelaufbereitung und -formgebung 

zugrunde gelegt werden. Wegen der besonderen Anforderungen an das Material und an 

das Pressen von Dachziegeln wird für diese beiden Prozeßschritte beim Stromverbrauch 

ein Aufschlag von 10 % gegenüber dem Mauerziegel berücksichtigt. Bedeutsame energetische 

Unterschiede gegenüber der Mauerziegelfertigung treten beim Brennen auf. 

Ursache hierfür ist die (meist) längere Brenndauer und die spezielle Lagerung der 

Dachziegel auf Halterungen, um die Güte zu gewährleisten und Verformungen zu 

vermeiden. Dies bedingt einen hohen Masseneinsatz in den Tunnelofen und eine geringe 

13 Engobe nennt man eine gieß- bzw. spritzfähige Masse aus Ton, die vor dem Brennen von Dachziegeln durch Bestäuben, 

Begießen oder Besprühen aufgebracht wird. Die Engobe geht bei Brenntemperaturen um 1.000 °C, wie der Ziegelton 

selbst, eine verwitterungsbeständige Ummineralisierung ein und verbindet sich dabei untrennbar mit dem Ziegelmaterial. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Dachziegel (Ton) 115 

Anzahl an (Brand-)Lagen, die zu einem hohen spezifischen Brennstoffbedarf führen. Die 

Auswertung von Meßdaten zum Brennstoffeinsatz für den Prozeßschritt Brennen 14 

/JUN 98/, bei dem 12 Dachziegelwerke erfaßt wurden, ergab im Vergleich zum 

Endenergieeinsatz bei Mauerziegeln (incl. Porosierungsmittel) einen um rund 80 % 

höheren Energiebedarf, der auch hier zugrunde gelegt wird. Als Brennstoff wird bei der 

Dachziegelherstellung ausschließlich Erdgas eingesetzt, um eine gleichmäßige 

Farbgebung (keine Brandflecken) zu erzielen. Aus diesen Angaben sowie der Annahme, 

daß der Durchlauftrockner analog dem Mauerziegel zum größten Teil mit Ofenabwärme 

beheizt wird, ergibt sich ein Brennstoffeinsatz von 105 m 3 Erdgas je Tonne Dachziegel. 

Allen weiteren Prozessen liegen die Daten des Mauerziegels zugrunde. 


In Abbildung I-5 ist das Primärenergieflußbild für die Dachziegelproduktion dargestellt. 

Der Primärenergieeinsatz für den Brennstoff Erdgas beträgt 3.710 MJ/t Dachziegel und 

stellt den energieintensivsten Anteil der Herstellung dar. 

Herstellung von Dachziegeln 

Dachziegel aus Ton 

4168 MJ (100,0 %) 

Ton 

33 MJ (0,8 %) 

425 MJ (10,2 %) 

Erdgas 

3710 MJ (89,0 %) 

Abbildung I-5: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Dachziegeln 

Für die Emissionen gelten die gleichen Anmerkungen wie in Kapitel I 3.3., jedoch ohne 

die von den Porosierungsmitteln verursachten Emissionen. 

Ergebnisse 

Tabelle I- 4 faßt den Primärenergieverbrauch und die energiebedingten Emissionen für 

die Herstellung einer Tonne Dachziegel zusammen. 

14 Es werden rund 3.230 MJ je Tonne Dachziegel eingesetzt. /JUN 98/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

116 I Ziegel 

Der KEA von Dachziegeln unterliegt Einflußfaktoren, wie der Rohmaterialzusammensetzung 

und der Betriebsführung. Die Schwankungsbreite wird auf 30 % geschätzt. 

Aufgrund der Abschätzung und der ohnehin großen Schwankungsbreite bei den 

Emissionen von Ziegelwerken können die Emissionen nur als Richtwerte dienen. Im 

folgenden werden die energiebedingten Emissionen mit Hilfe der KEA-Datenbank 

berechnet und als Vergleichswert die Gesamtemissionen nach /ÖKO 95/ 15 für Dachziegel 

angegeben. 

Tabelle I- 4: KEA und energiebedingte Emissionen bei der Herstellung von 

Dachziegeln sowie die Gesamtemissionen für Dachziegel nach /ÖKO 95/ 

Produkt 



Emissionen /ÖKO 95/ 2 

Dachziegel 3 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

4.168 222 227 288 35 603 17 5 14 - - 

- 338 137 634 763 453 168 2 - 2 16 

4.168 282 227 634 35 603 17 5 40 2 16 






CO2: Aufgrund des Brennens von kalkhaltigen Bestandteilen im Ton entstehen 

neben den energiebedingten auch prozeßbedingte CO2-Emissionen aus der 

Umsetzung des Kalks zu gebranntem Kalk und Kohlendioxid. Für Dachziegel 

jedoch wird kalkarmer Ton (max. 10 Gew.% /IZF 98/) verwendet. Aus den 

energiebedingten und prozeßbedingten CO2-Emissionen ergeben sich damit 

282 kg je Tonne Ziegel. Der Wert nach /ÖKO 95/ wurde auf Basis des 

Mauerziegels (mit höherem Kalkanteil) abgeschätzt, so daß die CO2- 

Emissionen zu hoch liegen dürften. Daher wird der aus energiebedingten und 

prozeßbedingten Emissionen errechnete Wert zugrunde gelegt. 

CO: Die errechnete CO-Emission beinhaltet die vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Der errechnete Wert (KEA-Datenbank) und die von 

/ÖKO 95/ angegebene CO-Emission stimmen gut überein. Aus diesem Grund 

wird der berechnete Wert angesetzt. 

NOx: Die errechnete NOx-Emission beinhaltet die vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Da die Entstehung beim Brennen von der 

Prozeßführung abhängt, sind die berechneten Emissionen nur bedingt 

realitätsnah. Daher wird der Wert nach /ÖKO 95/ übernommen. 

SO2: Die SO2-Emissionen bei der Dachziegelherstellung entstehen durch 

Schwefelverbindungen des Rohstoffs und des Brennstoffs sowie durch 

vorgelagerte Prozesse. Brennstoffbedingte SO2-Emissionen spielen bei Erdgas 

nur eine untergeordnete Rolle. Die Angabe von SO2-Emissionen kann mit einer 

erheblichen Schwankungsbreite behaftet sein, da der Schwefelgehalt im 

Rohmaterial je nach Abbaugebiet variiert. Innerhalb Deutschlands werden die 

15 Hier werden Werte für Dachziegel durch Multiplikation des Energieverbrauchs und der feuerungsbedingten Prozeßemissionen 

von Mauerziegeln mit dem Faktor 1,5 abgeschätzt. 

HF 

[g] 

HCl 

[g]

Dachziegel (Ton) 117 

Dachziegel ebenso wie die Hintermauerziegel größtenteils aus einem schwefelarmen 

Ton hergestellt /IFZ 98/. Die errechnete SO2-Emission entspricht den 

emittierten gesamten SO2-Emissionen bei dem eingesetzten Brennstoffmix und 

einem schwefelarmen Rohstoff, aus dem keine SO2-Emissionen freigesetzt 

werden. Dies stellt den unteren Grenzwert der Schwefelemission bei der 

Dachziegelherstellung dar. 

CH4: Die CH4-Emissionen beruhen v.a. auf vorgelagerten Prozessen durch den 

Einsatz von Erdgas. Der errechnete Wert (KEA-Datenbank) wird als praxisnah 

angesetzt. 


Prozesse des Brennstoffeinsatzes. Da der Energieträger Erdgas überwiegend 

aus Methan besteht, werden keine höheren Kohlenstoffverbindungen, die als 

NMVOC zusammengefaßt werden, emittiert. Daher wird der errechnete Wert 

(KEA-Datenbank) für die gewählten Randbedingungen als realistisch 

angesehen. 

N2O: Die errechneten, energiebedingten N2O-Emissionen werden zugrunde gelegt. 

Staub: Die Staub-Emissionen werden mit dem Wert für Mauerziegel nach /GEM/ (vgl. 

Tabelle I- 2) abgeschätzt. 

HF: In modernen Dachziegelwerken werden Filter zur Fluorreduktion eingesetzt, 

so daß die Fluorwasserstoffemissionen auf unter 4 g/t gesenkt werden. Es wird 

der Wert von Mauerziegeln nach /ÖKO 95/ angesetzt. 

HCl: Auch die HCl-Emissionen hängen vom Rohmaterial ab und variieren je nach 

Standort stark. Es wird der Wert nach /ÖKO 95/ angesetzt. 

/HAN 95/, /BVZ 98/, /IFZ 98/, /JUN 98/, /LAY 98/, /LFU 93/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

K Kalksandstein 

Kalksandsteine sind Mauersteine, die aus den Rohstoffen Kalk, Quarzsand und Wasser 

hergestellt werden. Kalksandsteine werden als Mauersteine (Loch- und Vollsteine bzw. 

Block-, Hohlblocksteine und Plansteine) sowie Vormauersteine und Verblender gefertigt. 

Die Rohdichte beträgt zwischen 1,0 und 2,2 kg/dm 3 . 

2 Rohstoffe 


Hauptbestandteil von Kalksandstein ist quarzhaltiger Sand sowie gebrannter Kalk und 

in geringen Mengen Zuschlagstoffe. 

Quarzsand 

Sandgruben mit besonders quarzhaltigem Material (SiO2) liefern den Rohstoff für 

Kalksandsteine. 

Branntkalk 

In Kalkwerken wird abgebauter Kalkstein für den Einsatz in der Kalksandstein- 

Industrie aufbereitet. Durch Brennen von Kalkstein (Weißkalk) bzw. Dolomit (Graukalk) 

bei Temperaturen zwischen 1.000°C und 1.200°C entsteht Branntkalk (CaO), der 

anschließend feingemahlen wird. Die Herstellung und energetische Untersuchung von 

Branntkalk wird in Kapitel C Kalk erläutert. 

Wasser 

Wasser als Rohstoff für die Herstellung von Kalksandstein wird hauptsächlich für die 

Dampfhärtung und zum Ablöschen des Branntkalks eingesetzt. Es werden keine hohen 

Anforderungen an die Reinheit gestellt. Das für die Produktion von Kalksandstein 

benötigte Wasser wird großteils aus betriebseigenen Brunnen bzw. Oberflächengewässern 

entnommen. 


Zuschlagstoffe (z.B. Steinmehl) werden in geringen Mengen beigemischt. Steinmehl wird 

aus Kalkwerken angeliefert. 


Die der energetischen Untersuchung der Rohstoffe zugrundeliegenden Daten basieren 

auf /KUH 92/, /BRE 94/ und der „Ökobilanz für den Baustoff Kalksandstein“ /KAL 95/. 

119 


ENERGIEWIRTSCHAFT

120 K Kalksandstein 

Die Untersuchungen umfassen eine Analyse von acht repräsentativen Kalksandsteinwerken 

und einem Abgleich der Ergebnisse durch eine anschließende Befragung 

von 74 Werken. Es kann davon ausgegangen werden, daß die angegebenen Werte dem 

derzeitigen bundesdeutschen Durchschnitt entsprechen. 

Quarzsand 

Bilanziert werden der Kraftstoffverbrauch der Abbaumaschinen beim Sandabbau im 

Tagebau, der mit 0,2 kg Diesel je Tonne Quarzsand angesetzt wird sowie der Transport 

zum Werk. Der Sand stammt zu 60 % aus Werksgruben. Der Rest ist Fremdsand und 

muß durchschnittlich 29 km weit zum Produktionsgelände transportiert werden. 

Branntkalk 

Der Energieinput zur Bereitstellung von Branntkalk basiert auf dem Datensatz 

Feinkalk (s. C Kalk, Kap. 5). Weißfeinkalk wird durchschnittlich 116 km und Graukalk 

107 km bis zum Produktionsgelände transportiert. Der eingesetzte Branntkalk besteht 

zu 83 % aus Weißfeinkalk und 17 % Graukalk. 

Wasser 

Der Energieaufwand zur Förderung von Brunnenwasser bzw. zur Bereitstellung von 

Oberflächenwasser ist in der Energiebilanz des Kalksandsteinwerkes enthalten. 


Der Zuschlagstoff Steinmehl wird mit dem Datensatz Kalksteinmehl (s. C Kalk, Kap. 4) 

energetisch bewertet. Die Transportdistanz zum Kalksandsteinwerk beträgt durchschnittlich 

47,5 km. 


Die Berechnung der primärenergetischen Aufwendungen und der Emissionen erfolgt mit 

den in Tabelle 3 bis 6 Teil I (Allgemeiner Teil) enthaltenen Basisdaten. 

Tabelle K- 1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen für die Kalksandsteinproduktion 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Quarzsand 22 2 4 24 2 1 3 0 2 

Feinkalk 4.797 1.068 320 597 316 1.007 40 60 201 

Zuschlagstoff (Steinmehl) 713 42 31 114 29 75 12 2 8 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Kalksandstein 121 

3 Kalksandstein 


In Deutschland liegt die Jahresproduktion von Kalksandsteinen bei rund 13 Mio. 

Tonnen. Der im folgende untersuchte Herstellungsprozeß von Kalksandsteinen bezieht 

sich auf den bundesdeutschen Durchschnitt. Eine schematische Darstellung des 

Herstellungsprozesses zeigt Abbildung K-1. 

Wasser 

Dampf 

Quarzsand Branntkalk 

Mischen 

(Intensivmischer) 

Löschen 

(Löschsilos/Reakoren) 

Nachmischen 

(Doppelwellenmischer) 

Klassieren und Lagern 

(Siebe, Silos) 

Pressen 

(hydraul. Presse ) 

Härten 

(Härtekessel) 

Kalksandstein 

Kondensat 

Abbildung K-1: Schematische Darstellung des Herstellungsprozesses von Kalksandsteinen 

Die in Silos gelagerten Rohstoffe Kalk und Sand werden in dem Gewichtsverhältnis 1 zu 

12 miteinander vermischt und dann in Reaktionsbehältern 2 bis 3 Stunden 

zwischengelagert. In dieser Zeit löscht der Branntkalk in einer exothermen Reaktion zu 

Kalkhydrat (Ca(OH)2) ab. 

Das im Nachmischer auf Preßfeuchte gebrachte Mischgut (Feuchtegehalt ca. 6 %) wird 

in vollautomatisch arbeitenden Pressen bei Drücken zwischen 100 und 250 bar zu 

Rohlingen unterschiedlicher Formate geformt, die auf Transportwagen gestapelt 

werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Die Rohlinge werden nun in den Härtekesseln unter Sattdampfdruck bei ca. 16 bar und 

Temperaturen von 160 bis 220°C etwa vier bis acht Stunden lang gehärtet. Dabei ist der 

Quarzsand aktiv an der Erhärtung beteiligt, da die heiße Dampfatmosphäre Kieselsäure 

von der Sandkornoberfläche anlöst. Die Kieselsäure bildet mit dem Kalkhydrat 

kristalline Bindemittelphasen, wobei neue Kristalle hoher Festigkeit entstehen 

(Hydrothermalsynthese). Um den energieintensiven Härteprozeß rationell zu betreiben, 

werden zumeist mehrere Autoklaven (Autoklav-Verbundanlage) aufgestellt, so daß 

durch eine zentrale Steuerung eine Dampfführung zwischen den Kesseln ermöglicht 

wird. Nach dem Abkühlen wird der fertige Kalksandstein verpackt und verladen. 

Die Rohstoffe zur Herstellung von 1 t Kalksandstein sind /KAL 96/: 

85,5 kg Kalk 

947,5 kg Sand (erdfeucht) 

33,3 kg Zuschlagstoffe (z.B. Steinmehl) 

224,9 kg Wasser 

In Abbildung K-2 ist das Massenflußbild für die Erzeugung von Kalksandsteinen 

dargestellt, wobei der Einsatz von Wasser nicht berücksichtigt wurde. 



Kalksandstein 

1000 kg (100,0 %) 

Quarzsand 

948 kg (94,8 %) 

Feinkalk 

86 kg (8,6 %) 

Steinmehl 

33 kg (3,3 %) 

Produktionsabfall 

66 kg (6,6 %) 

Abbildung K-2: Massenflußbild der Kalksandstein-Herstellung 

Produktionsabfälle aus Kalksandstein-Material (z.B. Ausschußware) werden entweder 

in die Produktion zurückgegeben oder zur Wegbefestigung von werkseigenen Sandgruben 

wiederverwendet.



Im folgenden wird der Endenergieeinsatz für die Herstellung von Kalksandsteinen 

aufgezeigt. Die energetischen Daten beruhen auf meßtechnischen Untersuchungen 

zweier Kalksandstein-Werke und Auswertungen statistischen Datenmaterials der 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft /BRE 94/, /KUH 92/, /FIS 82/ und der „Ökobilanz 

für den Baustoff Kalksandstein“ /KAL 95/. 

Der durchschnittliche Endenergieverbrauch für die Herstellung einer Tonne Kalksandstein 

in Deutschland setzt sich wie folgt zusammen: 

Strom: 9,6 kWh 

Erdgas: 3,9 m 3 

Heizöl EL: 4,0 kg 

Heizöl S: 1,5 kg 

Zusätzlich werden 0,4 kg Diesel für die Aufgabe von Sand mit einem Radlader benötigt. 

Endenergetisch betrachtet hat der Brennstoffeinsatz, der allein der Dampferzeugung 

dient, einen Anteil von 87 % bei der Herstellung von Kalksandstein. 

Mischen und Pressen 

Für den Prozeßabschnitt Mischen werden 2,8 kWh und für die Formgebung 4,3 kWh 

elektrische Energie eingesetzt. 

Dampfhärten 

Beim Verfahrensschritt der Dampfhärtung werden durchschnittlich rund 350 MJ 

Endenergie (Brennstoffe: Erdgas und Heizöl) für die Dampferzeugung eingesetzt. 

Einflußgrößen auf den Energieverbrauch sind die Dichte und das Format der 

produzierten Steine, die erreichte Speisewasservorwärmung, der Dampfdruck und die 

Größe des Härtekessels. Zwei im Detail untersuchte Kalksandsteinwerke wiesen einen 

Endenergieverbrauch für die Dampferzeugung von 403 bzw. 212 MJ je Tonne 

Kalksandstein /FIS 82/ auf. Dies verdeutlicht die große Schwankungsbreite des hier 

zugrundeliegenden, als Durchschnittswert ermittelten, Brennstoffeinsatzes. Der 

niedrige Wirkungsgrad des einen Werkes konnte auf hohe Abschlämm- und 

Entsalzungsverluste, den Einsatz von Frischdampf für die Speisewasserentgasung sowie 

das Fehlen einer Wärmerückgewinnung aus den Abgasen zurückgeführt werden. 

Voraussetzung für einen guten Wirkungsgrad ist eine optimale Anpassung der 

Kesselleistung an den Bedarf, eine Vorwärmung des Speisewassers und die Reduktion 

der Oberflächenverluste durch Wärmedämmung der Dampferzeugungs- und - 

verteilungsanlage. 

Des weiteren werden durchschnittlich in diesem Prozeßschritt 0,7 kWh Strom 

eingesetzt. 

Indirekter Stromverbrauch 

Zusätzlich werden 1,8 kWh Strom verbraucht, die sich nicht den einzelnen 

Prozeßschritten zuordnen lassen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



In Abbildung K-3 ist das Primärenergieflußbild von Kalksandstein dargestellt. Der 

Primärenergieeinsatz für die Bereitstellung der Rohstoffe hat aufgrund der 

energieintensiven Erzeugung des Branntkalks einen Anteil von rund 50 % bei der Herstellung 

von Kalksandstein. Der Kalkeinsatz hat somit großen Einfluß auf den KEA der 

Herstellung von Kalksandstein. Da der Anteil des Branntkalks im wesentlichen von der 

gewünschten Dichte des Kalksandsteins abhängt und ein Qualitätskriterium darstellt, 

kann diese Größe nicht im Hinblick auf eine Senkung des Primärenergieverbrauchs 

verändert werden. 



Herstellung Kalksandstein 

Kalksandstein 

976 MJ (100,0 %) 

Quarzsand 

21 MJ (2,1 %) 

Feinkalk 

410 MJ (42,0 %) 

Steinmehl 

24 MJ (2,4 %) 

Diesel 

19 MJ (1,9 %) 


110 MJ (11,3 %) 

Erdgas 

137 MJ (14,0 %) 

Leichtöl 

189 MJ (19,4 %) 

Schweröl 

67 MJ (6,9 %) 

Abbildung K-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne 

Kalksandstein 

Bei der Herstellung von Kalksandsteinen entstehen vor allem energiebedingte Emissionen; 

prozeßbedingte Emissionen sind aufgrund der geringen Maximaltemperatur von 

220 °C vernachlässigbar. Zu bilanzierende prozeßbedingte Emissionen treten jedoch 

vorgelagert bei der Bereitstellung von Branntkalk auf.


Ergebnisse 

Tabelle K- 2: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Kalksandsteinen 

Produkt 



Emissionen (Kalksandstein) /GEM/ 2 

Emissionen (Kalksandstein) /ÖKO 95/ 2 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

976 128 61 176 87 128 15 6 26 

- 129 1.870 250 40 130 10 0 30 

- 84 224 224 167 126 165 1 - 

976 108 61 176 87 128 15 6 26 






CO2: An den errechneten CO2-Emissionen hat der Einsatzstoff Feinkalk 

(Branntkalk) aufgrund der beim Kalkbrennen stattfindenden Decarbonatisierung 

und dem hohen Energiebedarf mit rund 70 % den größten Anteil. 

Durch die prozeßbedingte Umsetzung von Kalkstein zu Branntkalk und CO2 

werden 64 kg CO2 je Tonne Kalksandstein freigesetzt. Da durch die Aufnahme 

von Luftkohlensäure in den gebrauchsfertigen Kalksandstein wiederum ein 

Karbonatisierungsprozeß stattfindet, vermindert sich dieser Wert während der 

Nutzung um rund 20 kg CO2 /KAL 95/. Diese negativen Emissionen während 

der Nutzungsphase werden dem Kumulierten Energieaufwand der Herstellung 

gutgeschrieben. Die errechneten CO2-Emissionen der Prozeßkettenanalyse 

reduzieren sich deshalb im Vergleich um diesen Wert. Die resultierenden CO2 

Emissionen stimmen annähernd mit den in /GEM/ ermittelten Werten überein. 

Es wird der errechnete Wert unter Berücksichtigung der negativen CO2- 

Emissionen für Kalksandstein angesetzt. 

CO: Die errechneten CO-Emissionen beruhen zu einem Großteil auf Emissionen 

beim Transport der Einsatzstoffe. Wie auch schon bei Branntkalk diskutiert, 

scheinen die in /GEM/ ermittelten CO-Emissionen zu hoch. In /ÖKO 95/ ist des 

weiteren ein Wert von 36 g CO je Tonne Kalksandstein (HAB Weimar) 

angegeben. Aufgrund der großen Schwankungsbreite wird daher der 

nachvollziehbare, errechnete Wert der Prozeßkettenanalyse übernommen. 

NOx: Der errechnete Wert beinhaltet die vorgelagerten und brennstoffbedingten 

Emissionen. Da prozeßbedingt keine zusätzlichen NOx-Emission entstehen, 

wird der errechnete Wert für Kalksandstein übernommen. 

SO2: Die SO2-Emissionen entstehen durch Schwefelverbindungen des Brennstoffs. 

Die errechnete SO2-Emission entspricht den emittierten SO2-Emissionen bei 

dem eingesetzten Brennstoffmix und wird zugrunde gelegt. 

CH4: Die CH4-Emissionen beruhen v.a. auf dem Einsatz von Erdgas durch 

vorgelagerte Emissionen, die im errechneten Wert enthalten sind. Hier spielt 

weniger der Erdgaseinsatz für das Dampfhärten, als vielmehr das beim 

Brennen von Kalk eingesetzte Erdgas eine Rolle. Der errechnete Wert kann als 

praxisnah angesetzt werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Prozesse des Brennstoffeinsatzes. Der errechnete Wert wird für die gewählten 

Randbedingungen als realistisch angesehen. 

N2O: Die N2O-Emissionen entstehen beim Brennprozeß. Die errechneten, energiebedingten 

N2O-Emissionen können zugrunde gelegt werden. 

Staub: Die Staub-Emissionen sind v.a. brennprozeßbedingt und stammen vorgelagert 

aus der Herstellung von Branntkalk. Da prozeßbedingt bei der Herstellung von 

Kalksandsteinen keine Staub-Emissionen entstehen, wird der errechnete 

Wert, in dem vorgelagerte Emissionen berücksichtigt sind, angesetzt. 

/BRE 94/, /KUH 92/, /FIS 82/, /KAL 95/, /KAL 96/, /KAL 97/, /LIE 97/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

L Flachglas 

Glas ist ein aus der Schmelze amorph erstarrtes Gemisch, das überwiegend aus 

Siliziumoxid besteht. Amorphe Stoffe weisen im Gegensatz zu kristallinen Stoffen keine 

oder nur eine geringe innere Ordnung der Moleküle oder Ionen auf. Infolge der 

Viskositätsabnahme bei der Abkühlung nehmen sie die mechanischen Eigenschaften 

fester Körper an, haben jedoch keinen festen Schmelzpunkt, so daß sie beim Erwärmen 

allmählich erweichen. 

Alle industriell in größeren Mengen hergestellten Gläser sind Silikatgläser, die 

überwiegend aus Oxiden bestehen und deren Hauptbestandteil SiO2 ist. Nach ihrer 

Zusammensetzung sowie den Bedingungen ihrer Herstellung und ihres Einsatzes lassen 

sich die vier Gruppen Alkali-Erdalkali-Silikatglas, Borosilikatglas, Bleisilikatglas und 

Alumosilikatglas unterscheiden. 

Nahezu alle in großen Mengen hergestellten Gläser sind Alkali-Erdalkali-Silikatgläser, 

so auch das zu betrachtende Flachglas. 

Im folgenden wird die Glasherstellung vom Abbau der eingesetzten Rohstoffe bis hin 

zum Flachglas bilanziert. 

2 Rohstoffe 

Hauptbestandteil von Glas ist Quarzsand mit einem SiO2-Gehalt von über 99 %. In 

geringeren Mengen werden weitere Rohstoffe wie Kalkstein, Dolomit, Natriumchlorid 

für die Sodaproduktion, Feldspat und Natriumsulfat benötigt. Gebräuchliche Rohstoffzusammensetzungen 

für Flachglas zeichnen sich durch ein Mengenverhältnis von 

70 - 75 % SiO2, einen etwa 15 %-igen Alkali-Anteil sowie einen etwa 10 %-igen Erdalkali- 

Anteil aus. 


Quarzsand 

Quarzsand wird im Tagebau z.B. mit Schaufelbaggern abgebaut. Von dort wird der 

gewonnene Sand per LKW zum meist nahegelegenen Verarbeitungswerk transportiert. 

Abraum entsteht hierbei nicht. Im Verarbeitungswerk sind noch diverse Aufbereitungsschritte 

nötig, um den Quarzsand schließlich der Weiterverarbeitung im Glaswerk 

zuführen zu können. Im einzelnen wird der Quarzsand in einem mechanischen 

Naßaufbereitungsverfahren für seinen möglichen Einsatz klassiert und anschließend 

entwässert /STR 98/. Der versandfertige Quarzsand wird schließlich ins Glaswerk 


127 


ENERGIEWIRTSCHAFT

128 L Flachglas 

Natriumcarbonat Na2CO3 (Soda) 

Soda als Einsatzstoff für die Glasindustrie wird in Europa hauptsächlich durch die 

chemische Industrie im Solvay-Verfahren zur Verfügung gestellt. Einsatzstoffe bei der 

Soda-Herstellung sind Kochsalz (NaCl), Kalkstein (CaCO3) und in kleinen Mengen Koks. 

Zum Ablauf des Solvay-Verfahrens sei auf die Fachliteratur verwiesen /ULL 77/. Im 

Solvay-Verfahren entsteht zunächst die sogenannte leichte Soda mit einer Schüttdichte 

von 0,5 - 0,6 g/cm 3 . In der Glasindustrie wird jedoch wegen der besseren Verarbeitungseigenschaften 

die sogenannte schwere oder kalzinierte Soda eingesetzt, welche eine 

Schüttdichte von ca. 1,1 g/cm 3 besitzt. Der Verfahrensschritt der Kalzinierung 

(Entwässerung) von leichter Soda bedingt einen hohen Energieeinsatz. Natriumchlorid 

wird als Einsatzstoff für die Sodaproduktion benötigt und kommt in natürlicher Form 

als Steinsalz vor, das im Untertagebau abgebaut und anschließend zum Hüttensalz 

aufbereitet wird, um es der Sodaproduktion zuführen zu können. 

Kalkstein 

Die Bereitstellung des Rohgesteins und der Transport zur Kalkindustrie sind in Abschnitt 

D Zement Kap. 2.2 erläutert, die Aufbereitung des Rohgesteins zum Kalkstein in 

Abschnitt C Kalk Kap. 3.2. Der versandfertige Kalkstein wird schließlich ins Glaswerk 


Dolomit 

Dolomit wird ähnlich wie Kalkstein abgebaut. Im Dolomitwerk entstehen jedoch im 

Vergleich zu Kalkstein noch zusätzliche Energieverbräuche im gasbefeuerten Trockner. 

Der versandfertige Dolomit wird schließlich ins Glaswerk transportiert. 

Feldspat 

Feldspate werden in der Glasindustrie als Al2O3-Rohstoffe eingesetzt. Man unterscheidet 

zwischen Kalifeldspat, Natronfeldspat und Kalkfeldspat. In natürlichen Lagerstätten 

treten die einzelnen Feldspate fast rein auf und sind meist nebeneinander vorhanden. 

Feldspate sind stark verbreitete gesteinsbildende Stoffe und nehmen 60 % am 

Vorkommen der Minerale ein. Als Bestandteil einiger Gesteine wie Granit, Basalt und 

Gneis kommen sie in allen Ländern vor. Reine Feldspatlagerstätten sind vor allem in 

Skandinavien anzutreffen, aber auch in der ehemaligen Sowjetunion, Frankreich und 

Nordamerika. Die Gewinnung erfolgt im Bergbaubetrieb /LAN 88/. 

Natriumsulfat 

Natriumsulfat wird bei der Glasherstellung als Läutermittel verwendet, um eine 

homogene Schmelze zu erhalten. Natriumsulfat wird in sehr geringem Maße eingesetzt. 

Es fällt als Abprodukt bei der Herstellung von z.B. Salzsäure aus Kochsalz und 

Schwefelsäure an. Gemäß der Definition von Reststoffen (vgl. Allgemeiner Teil) wird auf 

eine energetische Bewertung dieses Einsatzstoffes verzichtet, jedoch werden die 

Transportaufwendungen des Natriumsulfats zum Glashersteller berücksichtigt. 

Glasbruch 

Der bei der Flachglasproduktion entstehende Bruch kann nach einer geringfügigen 

Aufbereitung wieder der Schmelzwanne zugeführt werden. Durch diese Maßnahme 

werden Rohstoffe eingespart und der Energieverbrauch gesenkt. Laut /HOL 99/ beträgt 

der durchschnittliche Scherbeneinsatz bei der Flachglasherstellung 20 - 30 %. Dabei 

werden auch Scherben zugekauft, wobei an die Scherben Anforderungen bezüglich ihrer 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 129 

chemischen Zusammensetzung gestellt werden und deswegen Hohlglasscherben als 

Einsatzstoffe in der Flachglasindustrie ausscheiden. 


Für den Transport der Einsatzstoffe ins Glaswerk wird gemäß /HOL 99/ eine 

durchschnittliche Transportdistanz von 100 km angesetzt, wobei als Transportmittel zu 

90 % LKW und zu 10 % die Bahn eingesetzt werden. Pro Tonne Einsatzstoff und 100 km 

Transportdistanz ergibt sich ein Endenergieverbrauch von 165,8 MJ. 

Quarzsand 

Zu Abbau und Aufbereitung von Quarzsand waren keine energetischen Daten verfügbar, 

so daß Annahmen getroffen werden mußten, um den Energieaufwand abschätzen zu 

können. Der Dieselverbrauch der Abbaumaschinen wurde dabei aus Abschnitt 

K Kalksandstein Kap. 2.2 übernommen. Die Verbräuche für das Naßaufbereitungsverfahren 

und die Feuertrocknung wurden mit den Verbräuchen bei der 

Dolomitaufbereitung abgeschätzt. Somit ergeben sich bei Abbau und Aufbereitung von 

einer Tonne Quarzsand folgende Endenergieverbräuche: 

• Transport mit Baufahrzeug: 4 km bzw. 7,6 MJ 

• Stromverbrauch Naßaufbereitungsverfahren: 4,9 kWh 

• Butanverbrauch Sandtrocknung: 0,45 m 3 bzw. 55,7 MJ 

Soda 

Bei der Herstellung von einer Tonne schwerer Soda war lediglich der Gesamtenergieeinsatz 

bekannt, nicht aber der Anteil der eingesetzten Energieträger und ihre 

prozentualen Anteile am Gesamtenergieeinsatz. Hier wird als Energieträger der im 

allgemeinen Teil definierte Brennstoffmix angesetzt. Die Verbräuche ergeben sich wie 

folgt: 

• Einsatz von Koks: 62,4 kg 

• Energieeinsatz durch Brennstoffe (Mix): 16,84 GJ 

Für den Abbau und die Aufbereitung des Steinsalzes als Einsatzstoff für die 

Sodaproduktion ergibt sich pro Tonne Steinsalz ein elektrischer Energieeinsatz von 

41,67 kWh und ein Energieeinsatz in Form des Brennstoffmix von 7,64 GJ. 

Kalkstein 

Beim Abbau und der Aufbereitung von 1 t Kalkstein ergibt sich der Energieeinsatz 

gemäß Abschnitt C Kalk Kap. 3. 

Dolomit 

Beim Abbau von 1 t Dolomit wurde für folgende Posten der Endenergieeinsatz ermittelt 

/SCÖ 99/: 

• Dieselverbrauch des Raupenbohrgeräts: 0,03 kg bzw. 1,3 MJ 

• Stromverbrauch der Brecheranlage: 0,6 kWh 

• Transport zum Werk: 1 km bzw. 5,9 MJ 


ENERGIEWIRTSCHAFT


• Gesamtstromverbrauch im Werk: 4,9 kWh 

• Butanverbrauch für den Trockner: 0,45 m 3 bzw. 55,7 MJ 

Zusätzlich werden 100 Gramm Sprengstoff benötigt, was einem Primärenergieeinsatz 

von 1,8 MJ entspricht /ÖKO 95/. 

Feldspat 

Für den Abbau des Feldspats läßt sich ein Endenergieeinsatz von 1,02 GJ angeben 

/HAN 91/. Da dieser Energieeinsatz keinem Energieträger zugeordnet werden kann, 

wird ebenfalls der Brennstoffmix angesetzt. 

Natriumsulfat 

Der Einsatzstoff Natriumsulfat wird energiefrei bewertet, da es sich hierbei um ein 

Abprodukt aus anderer Produktion handelt und er zudem nur in geringen Mengen bei 

der Glasherstellung eingesetzt wird. Es wird jedoch eine Transportaufwendung 


Glasbruch 

Um den Glasbruch wieder der Schmelzwanne zuführen zu können, muß er zunächst in 

einer elektrisch betriebenen Mühle zerkleinert werden. Dafür wird nach /HAN 91/ ein 

elektrischer Energieaufwand von 0,43 kWh pro Tonne Glasbruch abgeschätzt. Der 

Glasbruch an sich wird energiefrei bewertet, wenn er als Abprodukt aus eigener 

Produktion entsteht. Handelt es sich um zugekaufte Scherben, erhöht sich der 

Energieaufwand um den Transportaufwand. 



Transport erfolgt mit den in Tabelle 6 Teil I (Allgemeiner Teil) enthaltenen Werten für 

LKW-Transporte bzw. Bahntransporte. Die ermittelten Werte für die Glaseinsatzstoffe 

finden sich in Tabelle L- 1. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Flachglas 131 

Tabelle L-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Rohstoffen für die Glasproduktion 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Quarzsand 340 26 91 283 39 63 108 0 2 

Soda 34.259 2.648 1.192 3.551 3.707 8.028 412 95 347 

Kalkstein 284 28 101 297 38 61 117 0 1 

Dolomit 347 26 96 292 39 65 112 0 1 

Feldspat 1.304 103 124 374 114 287 118 3 10 

Natriumsulfat 191 21 89 271 32 48 108 0 0 

Glasbruch 120 13 53 163 20 29 65 0 0 

3 Flachglas 

Etwa 25 % des in Deutschland produzierten Glases ist sogenanntes Flachglas, das als 

Basis für alle Verglasungen in der Bauindustrie dient und heute überwiegend im 

Floatglasverfahren hergestellt wird. 

In Tabelle L- 2 sind die chemische Zusammensetzung von Flachglas sowie die Gesteinsarten 

der Rohstoffe dargestellt. Soda wird dabei als Flußmittel zugesetzt, um den hohen 

Schmelzpunkt des Quarzsandes von über 1.600°C auf unter 1.500°C zu vermindern. Das 

nur in geringen Mengen zugesetzte Natriumsulfat dient zur Läuterung der 

Glasschmelze. Die Zugabe von Kalk und Dolomit beeinflussen die Festigkeitseigenschaften 

und Witterungsbeständigkeit des Glases. 

Tabelle L-2: Zusammensetzung von Flachglas /HÄR 94/ 

Substanz Gew.% molare Masse der Substanz 

in g/mol 


Rohstoff (Gesteinsart) 

SiO2 69 - 74 60,1 Quarzsand SiO2 

Na2O 12 - 16 62,0 Soda Na2CO3 und Natriumsulfat 

CaO 5 - 12 56,1 Kalkstein CaCO3 und Dolomit 

MgO 0 - 6 40,3 Dolomit CaCO3⋅MgCO3 

Al2O3 0 - 3 102,0 Feldspat KAlSi3O8 

Die Floatglasherstellung gliedert sich insgesamt in die drei Bereiche /LFU 93/: 

• Rohstoffanlieferung und Gemengeaufbereitung durch Mischen 

• Glasschmelze mit Formgebung 

Das Gemenge wird eingeschmolzen, die Primärschmelze geläutert und anschließend 

auf Verarbeitungstemperatur abgekühlt. Diese Verfahrensschritte sind in der 

Schmelzwanne räumlich getrennt. Bei der Flachglasherstellung haben sich 

regenerative Schmelzwannen mit elektrischer Zusatzheizung durchgesetzt. Durch die 

Elektrozusatzheizung wird die Glasqualität verbessert und die Schmelzleistung 

erhöht. Es werden bis zu max. 30 % der Schmelzwärme über Elektrowärme in das 

Glas eingeführt /LFU 85/, der Rest durch fossile Brennstoffe. Die Formgebung erfolgt 


ENERGIEWIRTSCHAFT


durch das kontinuierliche Gießen der Glasschmelze auf ein flüssiges Zinnbad in eine 

langgestreckte Wanne. 

• Glaskühlung und Kontrolle 

Im folgenden wird ein Verfahren zur Herstellung von Flachglas beschrieben. 

Abbildung L-1 verdeutlicht schematisch die einzelnen Schritte bei der Flachglasherstellung 

/VEG 99/. 

Gemengeeinfüllung 

Abbildung L-1: Schematische Darstellung der Floatglasherstellung 

Die angelieferten Rohstoffe werden dabei zunächst gemäß Rezeptur in einem Gemengebehälter 

vermischt. Anschließend gelangt das homogene Gemenge in die Floatwanne 

und wird bei einer Temperatur von ca. 1.600 °C zu Glas geschmolzen. Dieser Vorgang 

unterteilt sich in vier Abschnitte, die Silikatbildung, die Glasbildung, die Läuterung und 

die Konditionierung. 

Unmittelbar an den Schmelzprozeß schließt sich die Formgebung an. Bei der 

Floatglasherstellung läuft das geschmolzene Glas auf ein Bad aus geschmolzenem Zinn, 

wobei die leichtere Glasmasse auf der Zinnoberfläche schwimmt und sich planparallel 

ausbreitet. Um eine übermäßige Oxidation des heißen Zinns zu vermeiden, befindet sich 

das Zinnbad in einer Schutzgasatmosphäre. 

Die sich ausbreitende Endlosglasschicht läuft auf der anderen Seite des Zinnbades ab 

und einem Kühlofen zu, wobei sich die Glasdicke durch den von den Transportwalzen 

ausgeübten Zug verringert. Im Kühlofen wird das Glasband auf eine Verarbeitungstemperatur 

zwischen 1.050 und 1.250 °C spannungsfrei abgekühlt und kann 

anschließend in verarbeitungsgerechte Stücke geschnitten werden. 

Nach /HAN 91/ setzt sich das Gemenge pro Tonne Floatglas z.B. folgendermaßen 

zusammen: 

Quarzsand: 600 kg Feldspat: 77 kg 

Soda: 190 kg Natriumsulfat: 11 kg 

Kalkstein: 187 kg Glasbruch: 90 kg 

Dolomit: 56 kg Gesamt: 1.211 kg 

Diese Aufteilung geht auf eine Untersuchung einer Floatglashütte von 1979 zurück und 

kann heute nicht mehr als repräsentativ angesehen werden. Laut /HOL 99/ werden 



Floatwanne Überlauf Zinnbad Kühlung Schneiden Abstapeln 

Lager/Versand

Flachglas 133 

heutzutage 20 - 30 % des Gemenges durch Glasscherben bereitgestellt. Im folgenden 

wird davon ausgegangen, daß 303 kg bzw. 25 % der eingesetzten Menge Glasscherben 

sind (davon werden 60 % zugekauft). Die restlichen Einsatzstoffe verringern sich gemäß 

ihres prozentualen Anteils. Damit ergibt sich ein für den heutigen Stand der Technik 

repräsentatives Gemenge zu: 

Quarzsand: 486 kg Feldspat: 62 kg 

Soda: 154 kg Natriumsulfat: 9 kg 

Kalkstein: 152 kg Glasbruch: 303 kg 

Dolomit: 45 kg Gesamt: 1.211 kg 

Bruchglas 

302.6 kg (30.3%) 

Bereitstellung 

Bruchglas 

Glasbruch 

302.6 kg (30.3%) 

Natriumsulfat 

8.5 kg (0.9%) 


Natriumsulfat 

Natriumsulfat 

8.5 kg (0.9%) 

151.6 kg (15.2%) 


Kalkstein 

Abbildung L-2: Massenflußbild der Flachglas-Herstellung 


Der Energiemix der gesamten Glasindustrie (inkl. Behälterglas, Spezialglas etc.) läßt 

sich mit Hilfe von /BVG 95/ errechnen. Bei Heizöl handelt es sich um schweres Heizöl. 

Erdgas 47 % 

Heizöl, schwer 33 % 

Strom 20 % 

Kalkstein 

151.6 kg (15.2%) 

45.4 kg (4.5%) 


Dolomit 

Dolomit 

45.4 kg (4.5%) 

Flachglas 

62.4 kg (6.2%) 


Feldspat 

3.7 kg (0.4%) 

SO2-Emissionen 

3.1 kg (0.3%) 

NOx-Emissionen 

3.7 kg (0.4%) 

CO2-Emissionen 

200.0 kg (20.0%) 

Feldspat 

62.4 kg (6.2%) 

Quarzsand in 

der Lagerstätte 

486.0 kg (48.6%) 


Quarzsand 

Quarzsand 

486.0 kg (48.6%) 

NaCl 

234.9 kg (23.5%) 


Soda 

181.0 kg (18.1%) 

Reststoffe 

13.9 kg (1.4%) 

Natriumchlorid 

53.9 kg (5.4%) 

Calziumchlorid 

194.0 kg (19.4%) 

Soda schwer 

154.0 kg (15.4%) 

Gemäß /LFU 96/ beträgt bei der Flachglasherstellung der spezifische Endenergieverbrauch 

einer regenerativen Schmelzwanne mit Elektrozusatzheizung 5.400 bis 


ENERGIEWIRTSCHAFT


5.800 MJ/t, wobei für die weitere Berechnung von 5.600 MJ/t ausgegangen wird. Dieser 

Wert deckt sich mit aktuellen Angaben von /HOL 99/. Es wird von einer Anlage mit 

elektrischer Zusatzheizung ausgegangen, die fünf Prozent des Energiebedarfs der 

Schmelze deckt. Die restlichen 95 % werden gemäß ihrem prozentualen Anteil durch die 

Brennstoffe schweres Heizöl und Erdgas gedeckt. 

Laut /HOL 99/ machen die Verbräuche der Schmelzwanne durchschnittlich 90 % des 

gesamten Energieaufwandes in der Flachglashütte aus. Alle anderen Verbräuche 

(Gemengeherstellung, innerbetrieblicher Transport, Beleuchtung etc.) werden demnach 

mit rund 10 % des Schmelzwannenverbrauchs abgeschätzt. 


In Abbildung L-3 ist das Primärenergieflußbild von Flachglas dargestellt. 

1.5 MJ (0.0%) 

LKW-Transport 

33.7 MJ (0.2%) 

Bruchglas 

1.1 MJ (0.0%) 

Glasbruch 

36.3 MJ (0.3%) 

Abbildung L-3: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Flachglas 

Für die Emissionen gelten beim Glashersteller und auch bei den vorgelagerten Prozeßschritten 

zur Rohstoffbereitstellung gesetzlich vorgeschriebene Grenzwerte, die in der 

TA Luft von 1986 verankert sind. Diese Werte würden teilweise von den Rohgaswerten 

bei der Flachglasherstellung (siehe Tabelle L-3) überschritten, deswegen sind emissionsmindernde 

Maßnahmen durchzuführen. In der Regel werden zweistufige Abgasreinigungsanlagen 

eingesetzt, die aus einer Sorptionsstufe mit nachgeschalteter Staub- 



Natriumsulfat 

LKW-Transport 

1.6 MJ (0.0%) 

0.1 MJ (0.0%) 

Natriumsulfat 

1.6 MJ (0.0%) 

Kalkstein 

Kalkstein 

14.0 MJ (0.1%) 

LKW-Transport 

28.1 MJ (0.2%) 

0.9 MJ (0.0%) 

Kalkstein 

43.1 MJ (0.3%) 

Dolomit 

0.3 MJ (0.0%) 

Sprengstoff 

0.1 MJ (0.0%) 

Diesel 

0.1 MJ (0.0%) 

LKW-Transport 

8.4 MJ (0.1%) 

0.3 MJ (0.0%) 

Butangas 

3.8 MJ (0.0%) 

2.9 MJ (0.0%) 

Dolomit 

15.8 MJ (0.1%) 

Flachglas 

Erdgas 

Schweröl 

Feldspat 

Brennstoffmix 

69.4 MJ (0.5%) 

LKW-Transport 

11.6 MJ (0.1%) 

0.4 MJ (0.0%) 

Feldspat 

81.3 MJ (0.6%) 

Soda 

NaCl 

Kalkstein 

16.8 MJ (0.1%) 

Koks 

334.0 MJ (2.3%) 

Brennstoffmix 

LKW-Transport 

28.6 MJ (0.2%) 

0.9 MJ (0.0%) 

Quarzsand 

Diesel 

4.2 MJ (0.0%) 

Butangas 

40.7 MJ (0.3%) 

LKW-Transport 

90.1 MJ (0.6%) 

2.9 MJ (0.0%) 

27.3 MJ (0.2%) 

Soda schwer Quarzsand 

165.2 MJ (1.2%)

Flachglas 135 

abscheidung bestehen. Als Sorptionsmittel wird zumeist Ca(OH)2 eingesetzt, zur Staubabscheidung 

werden bei der Flachglasproduktion Elektrofilter verwendet /LFU 93/. 

Eine Umrechnung von Abgasmengen auf Tonne gute Ausbringung erfolgt über folgende 

Annahmen: 

Das spezifische Abgasvolumen ergibt sich bei stöchiometrischer Verbrennung für Erdgas 

zu 7,8 m 3 /m 3 und für schweres Heizöl zu 10 m 3 /kg /LFU 93/. Bei einem Brennstoffeinsatz 

von 3.126 MJ Erdgas und 2.194 MJ schwerem Heizöl im Schmelzprozeß ergibt sich eine 

Abgasmenge von 1.306 m 3 /Tonne mit 0 % O2. Durch die Umrechnung auf 8 % O2 ergeben 

sich 2.120 m 3 /Tonne. Dieser Wert wird im folgenden als Faktor für die Umrechnung 

herangezogen. 

Tabelle L-3: Prozeßbedingte Schadstoffmeßwerte aus der Schmelzwanne /LFU 93/ 

Schadstoff Menge in mg/m 3 Abgas Menge in g/tFlachglas 

Staub 70 - 350 148 - 742 

SOX bis 3.000 bis 6.360 

HF bis 30 64 

HCl 40 - 120 85 - 254 

Die gesetzlichen Grenzwerte und die korrespondierenden, auf das Produkt Flachglas 

bezogenen Werte sind in der Tabelle L- 4 angegeben. Dabei ist zu beachten, daß sich die 

Abluftmenge immer mit einem 8 %-igen Sauerstoffanteil versteht und beim NOx der 

Grenzwert von der Art des eingesetzten Schmelzaggregats und der Art der eingesetzten 

Brennstoffe abhängt. Ein Durchschnittswert für NOx von 2,2 g/m 3 erscheint 

repräsentativ. 

Tabelle L-4: Grenzwerte der TA Luft für die Glasherstellung 

Schadstoff Grenzwert in mg/m 3 

NOX 

SOX 

Aus den Einsatzstoffen Soda, Kalkstein und Dolomit entsteht bei einer Prozeßtemperatur 

von etwa 1.600 °C in Folge der Dekarbonatisierung dieser Einsatzstoffe 

prozeßspezifisches Kohlendioxid. Eine maximale CO2-Emission ergibt sich bei einer 

Zusammensetzung von 13 % Na2O, 12 % CaO und 6 % MgO. Das emittierte CO2 läßt sich 

dann berechnen zu: 

 

 

1,8 - 3,5 in g/m 3 

1,8 in g/m 3 

130g 

120g 

60g 

44g / mol( 

CO ) 

252 ( ) / ( ) 

2 + + = g CO kg Glas 

62, 

0g 

/ mol 56, 

1g 

/ mol 40, 

3g 

/ mol 

2 

Im folgenden wird von einer durchschnittlichen Zusammensetzung von 14 % Na2O, 

8,5 % CaO und 3 % MgO ausgegangen, wodurch sich CO2-Emissionen von 200 g pro kg 

Flachglas ergeben. 

 

 

Grenzwert in g/t 

3.816 - 7.420 

3.816 

Staub 50 106 

Cl 30 64 

F 5 11 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Ergebnisse 

Tabelle L-5 faßt den Primärenergieaufwand und die gesamten Emissionen für die 

Herstellung einer Tonne Flachglas zusammen. 

Tabelle L-5: KEA und Emissionen für die Herstellung von Flachglas 

Produkt 






Anmerkung zum KEA 

Für die Umwandlung von leichter Soda in schwere Soda wurde mangels weiterer 

Quellen der Wert von /HAN 91/ von 10,1 GJ pro Tonne schwere Soda angenommen. 

Dieser hohe Wert scheint insofern gerechtfertigt, als schwere Soda einen relativ hohen 

Preis hat und dies auf einen hohen Energieeinsatz bei der Herstellung schließen läßt. 


Bei der Flachglasherstellung haben nicht nur die beim Schmelzprozeß entstehenden 

Emissionen einen großen Anteil, auch die vorgelagerten Emissionen zur Rohstoff- und 

Strombereitstellung, vor allem für die Sodaproduktion, nehmen einen hohen Stellenwert 

ein. 

Zur Ermittlung der kumulierten Emissionen bei der Flachglasherstellung wurden 

immer die vorgelagerten Emissionen und mit Ausnahme der SOx-Emissionen auch die 

direkten Brennstoffemissionen berücksichtigt. Zusätzlich dazu wurden die prozeßspezifischen 

Emissionen bei der Flachglasherstellung addiert. Dies sind bei den CO2- 

Emissionen 200 kg/Tonne Flachglas und bei den SOx, NOx und Staub-Emissionen jeweils 

80 % der gesetzlichen Grenzwerte. 

CO2: Der durchschnittliche CO2-Wert infolge von Dekarbonatisierung ergibt 

sich bei einer mittleren Zusammensetzung von 14 % Na2O, 8,5 % CaO und 

3 % MgO zu 200 Gramm pro kg Flachglas. Dieser Wert deckt sich auch mit 

der Annahme bei /HAN 91/ und ist um die CO2-Emissionen bei der 

Rohstoffbereitstellung und die direkten Brennstoffemissionen zu ergänzen. 

CO: Beim CO-Wert werden neben den indirekten Emissionen zur Rohstoffbereitstellung 

die direkten Emissionen bei der Verbrennung von schwerem 

Heizöl betrachtet. Eine prozeßspezifische Kohlenmonoxid-Emission ist 

nicht ersichtlich. Daher wird der errechnete Wert zugrunde gelegt. 

NOx: Da im Schmelzofen Temperaturen bis zu 1.600 °C vorherrschen, entsteht 

thermisches NOx. Diese Emissionen würden die gesetzlichen Grenzwerte 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Prozeßkettenanalyse 1 14.360 984 553 1.510 1.059 2.206 247 32 100 

Flachglas /GEM/ 2 

- 1.024 5.650 4.260 2.480 2.250 30 10 510 

Flachglas /ÖKO 95/ 2 

- 1.083 1.851 1.409 1.237 2.619 457 5 - 

Flachglas /HAN 91/ 2 

- 620 200 245 1.460 - - - 5 

Flachglas 3 14.360 1.184 553 4.721 3.763 2.206 247 32 151

Flachglas 137 

übersteigen, weswegen stickstoffreduzierende Maßnahmen ergriffen 

werden müssen. Dabei wird z.B. im "3R"-Verfahren unter zusätzlichem 

Brennstoffeinsatz (Erdgas) das im Abgas vorhandene NOx weitgehend 

zersetzt. Es bildet sich vornehmlich CO, welches im weiteren Verlauf des 

Abgasweges unter Zugabe von Luft zu CO2 aufoxidiert wird /DGG 98/. Für 

die angegebenen NOx-Emissionen wird davon ausgegangen, daß nur die 

erforderlichen Maßnahmen zur Unterschreitung der Grenzwerte getroffen 

werden und eine theoretisch ausschöpfbare NOx-Minderung (z.B. aus 

Kostengründen) nicht erfolgt. Die vorgelagerten Emissionen werden voll 

berücksichtigt, die Emissionen im Glaswerk werden nach /HOL 99/ mit 

80 % des durchschnittlichen gesetzlichen Grenzwertes angenommen, so 

daß sich die gesamten NOx-Emissionen als Summe dieser beiden 

Komponenten ergeben. 

SOx: Die Gesamtemissionen sind abhängig vom Schwefelgehalt des Brennstoffs 

und vom Sulfatgehalt des Gemenges. Zu berücksichtigen ist jedoch, daß 

ein Teil des Schwefels im Glas eingebunden wird. Deshalb werden die 

energiebedingten SO2-Emissionen, die durch die Brennstoffe verursacht 

werden, zu null gesetzt. Berücksichtigt werden die vorgelagerten 

Emissionen sowie 80 % des gesetzlichen Grenzwertes im Glaswerk, so daß 

sich die gesamten SOx-Emissionen als Summe dieser beiden Komponenten 

ergeben. 

CH4: Die CH4-Emissionen beruhen vor allem auf dem Einsatz von Erdgas durch 

vorgelagerte und in einem weit geringeren Umfang feuerungsbedingte 

Emissionen, die im errechneten Wert der Gabie-Datenbank enthalten sind. 

Der errechnete Wert kann als praxisnah angesetzt werden und stimmt 

sehr gut mit den Werten aus /GEM/ und /ÖKO 95/ überein. 

NMVOC: Die NMVOC-Emissionen entstehen beim Transport und durch 

vorgelagerte Prozesse des Brennstoffeinsatzes. 

N2O: Es werden die energiebedingten Emissionen bei der Verbrennung 

zugrunde gelegt. 

Staub: Die Staubkomponenten sind im wesentlichen von der Oberofentemperatur, 

der spezifischen Schmelzleistung sowie von dem Anteil leichtverdampfender 

Komponenten im Gemenge abhängig. Es werden für die 

Gesamtemissionen in der Glashütte wieder 80 % des gesetzlichen 

Grenzwertes angesetzt sowie die vorgelagerten Staubemissionen berücksichtigt. 

/STR 98/, /ULL 77/, /LAN 88/, /HOL 99/, /SCÖ 99/, /HAN 91/, /ÖKO 95/, /HÄR 94/, 

/LFU 85/, /LFU 93/, /VEG 99/, /BVG 95/, /LFU 96/, /DGG 98/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

M Mineralwolle 

Mineralwollerzeugnisse stellen mit über 60 % den größten Anteil der in Deutschland 

verkauften Dämmstoffe. Sie werden aus geschmolzenen mineralischen Rohstoffen hergestellt, 

weisen eine wollartige Beschaffenheit auf und zählen zu den künstlichen Mineralfasern 

(KMF). 

Je nachdem welche Ausgangsstoffe zur Herstellung verwendet werden, spricht man von 

Steinwolle oder Glaswolle. Außerdem existieren neben diesen beiden Arten noch verschiedenen 

Mischformen, zu denen z.B. die keramischen Fasern, die Mikrofasern und 

die Textilglasfasern zählen. In dieser Studie werden jedoch nur Stein- und Glaswolle untersucht. 

2 Rohstoffe 

Die beiden Produkte Stein- und Glaswolle unterscheiden sich nach dem eingesetzten Gestein. 

Für die Herstellung von Steinwolle werden hauptsächlich Basalt und Diabas verwendet. 

Die Einsatzstoffe für die Glaswollproduktion sind neben verschiedenen Mineralien, 

wie Quarzsand, Dolomit, Borax und Feldspat auch Kalk, Soda und Altglas 


Quarzsand 

Quarzsand wird im Tagebau z.B. mit Schaufelbaggern abgebaut und von dort per LKW 

zum meist nahegelegenen Verarbeitungswerk transportiert. Abraum entsteht hierbei 

nicht. Im Verarbeitungswerk wird der Quarzsand in einem mechanischen Naßaufbereitungsverfahren 

für seinen möglichen Einsatz klassiert und anschließend entwässert 

/STR 98/. Der versandfertige Quarzsand wird schließlich ins Mineralwollwerk transportiert. 

Soda 

Soda als Einsatzstoff für die Mineralwollindustrie wird in Europa hauptsächlich durch 

die chemische Industrie im Solvay-Verfahren zur Verfügung gestellt. Einsatzstoffe bei 

der Soda-Herstellung sind Kochsalz (NaCl), Kalkstein (CaCO3) und in kleinen Mengen 

Koks. Zum Ablauf des Solvay-Verfahrens sei auf die Fachliteratur verwiesen /ULL 77/. 

Im Solvay-Verfahren entsteht zunächst die sogenannte leichte Soda mit einer Schüttdichte 

von 0,5 - 0,6 g/cm 3 . In der Mineralwollindustrie wird jedoch wegen der besseren 

Verarbeitungseigenschaften die sogenannte schwere oder kalzinierte Soda eingesetzt, 

welche eine Schüttdichte von ca. 1,1 g/cm 3 besitzt. Der Verfahrensschritt der Kalzinierung 

(Entwässerung) von leichter Soda bedingt einen hohen Energieeinsatz. Natriumchlorid 

wird als Einsatzstoff für die Sodaproduktion benötigt und kommt in natürlicher 

139 


ENERGIEWIRTSCHAFT

140 M Mineralwolle 

Form als Steinsalz vor, das im Untertagebau abgebaut und anschließend zum Hüttensalz 

aufbereitet wird, um es der Sodaproduktion zuführen zu können. 

Kalkstein 

Die Bereitstellung des Rohgesteins und der Transport zur Kalkindustrie sowie die Aufbereitung 

des Rohgesteins zum Kalkstein sind im Kapitel C Kalk (Pkt. 3.2) beschrieben. 

Der versandfertige Kalkstein wird schließlich ins Mineralwollwerk transportiert. 

Dolomit 

Dolomit wird ähnlich wie Kalkstein abgebaut. Im Dolomitwerk entstehen jedoch im Vergleich 

zu Kalkstein noch zusätzliche Energieverbräuche durch einen gasbefeuerten 

Trockner. Der versandfertige Dolomit wird schließlich in die Betriebe der Mineralwollindustrie 


Feldspat 

Man unterscheidet zwischen Kalifeldspat, Natronfeldspat und Kalkfeldspat. In natürlichen 

Lagerstätten treten die einzelnen Feldspate fast rein auf und sind meist nebeneinander 

vorhanden. Feldspate sind stark verbreitete gesteinsbildende Stoffe und nehmen 

60 % am Vorkommen der Minerale ein. 

Natriumsulfat 

Natriumsulfat wird bei der Glasherstellung als Läutermittel verwendet, um eine homogene 

Schmelze zu erhalten, es kommt z.T. auch bei der Glas- und Mineralwolleherstellung 

zum Einsatz. Es wird in sehr geringem Maße verwendet und fällt als Restprodukt 

z.B. bei der Herstellung von Salzsäure aus Kochsalz und Schwefelsäure an. 

Altglas 

Altglas kann zur Produktion von Glaswolle verwendet werden und bis zu 70 % der normalerweise 

benötigten Rohmaterialien ersetzen. Da es jedoch eine hohe Reinheit aufweisen 

muß, liegt der durchschnittliche Altglasanteil bei nur 30 %. 

Basalt, Diabas 

Basalt und Diabas sind Natursteine, die im Tagebau gewonnen werden. Das Gestein 

wird durch Sprengen gelockert und als sogenanntes Haufwerk in einer Vorbrechanlage 

auf die benötigte Größe zerkleinert und dann getrocknet. Das fertig verarbeitete Gestein 

wird dann in die Betriebe der Mineralwollindustrie transportiert. 

Harz 

Bei dem in der Mineralwollindustrie verwendeten Harz handelt es sich um ein Phenol- 

Formaldehyd-Harnstoffharz, das durch Hitzeeinwirkung ausgehärtet wird. 


Da es keine Angaben über die Entfernungen, die die verschiedenen Einsatzstoffe bis 

zum Mineralwollwerk zurücklegen, gibt, werden diese anhand des Berichtes L Flachglas 

geschätzt. Dort wird gemäß /HOL 99/ eine durchschnittliche Transportentfernung von 

100 km angesetzt, wobei als Transportmittel zu 90 % LKW und zu 10 % die Bahn eingesetzt 

werden. Pro Tonne Einsatzstoff und 100 km Transportdistanz ergibt sich ein Endenergieverbrauch 

von 112 MJ. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 141 

Quarzsand 

Zu Abbau und Aufbereitung von Quarzsand waren keine energetischen Daten verfügbar, 

so daß Annahmen getroffen werden mußten. Der Dieselverbrauch der Abbaumaschinen 

wurde dabei aus Kapitel G Kalksandstein (Pkt. 2.2) übernommen. Die Verbräuche für 

das Naßaufbereitungsverfahren und die Feuertrocknung wurden über die Verbräuche 

bei der Dolomitaufbereitung abgeschätzt. Somit ergeben sich bei Abbau und Aufbereitung 

von einer Tonne Quarzsand folgende Aufwendungen: 

Transport mit Baufahrzeug: 4 tkm 

Naßaufbereitungsverfahren: 4,9 kWh Strom 

Sandtrocknung: 0,45 m 3 Gas 

Soda 

Für den Abbau und die Aufbereitung des Steinsalzes als Einsatzstoff für die Sodaproduktion 

ergibt sich pro Tonne Steinsalz ein elektrischer Energieeinsatz von 41,67 kWh 

und ein Energieeinsatz in Form des Brennstoffmix von 7,64 GJ. Bei der Herstellung von 

einer Tonne schwerer Soda war lediglich der Gesamtenergieeinsatz bekannt, nicht aber 

der Anteil der eingesetzten Energieträger und ihre prozentualen Anteile am Gesamtenergieeinsatz. 

Hier wird als Energieträger der im allgemeinen Teil definierte Brennstoffmix 

angesetzt. Die Endverbräuche ergeben sich wie folgt: 

Einsatz von Koks: 62,4 kg 

Energieeinsatz durch Brennstoffe (Mix): 16,8 GJ 

Kalkstein 

Beim Abbau und der Aufbereitung von 1 t Kalkstein ergibt sich der Energieeinsatz gemäß 

Kapitel C Kalk (Pkt. 3). 

Dolomit 

Beim Abbau von 1 t Dolomit wurde für folgende Posten der Endenergieeinsatz ermittelt 

/SCÖ 99/: 

Dieselverbrauch des Raupenbohrgeräts: 0,03 kg Diesel 

Brecheranlage: 0,6 kWh Strom 

Transport zum Werk: 1 km 

Gesamtstromverbrauch im Werk: 4,9 kWh Strom 

Trockner: 0,45 m 3 Gas 

Zusätzlich werden 100 Gramm Sprengstoff benötigt, was einem Primärenergieeinsatz 

von 1,8 MJ entspricht /ÖKO 95/. 

Feldspat 

Für den Abbau des Feldspats läßt sich ein Endenergieeinsatz von 1,02 GJ angeben 

/HAN 91/. Da dieser Energieeinsatz keinem Energieträger zugeordnet werden kann, 

wird ebenfalls der Brennstoffmix angesetzt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Natriumsulfat 

Gemäß der Vorgehensweise bei der Bewertung von Reststoffen (vgl. Allgemeiner Teil, 

Kap. 4) wird Natriumsulfat nicht energetisch bewertet. Es werden jedoch die Transportaufwendungen 

des Natriumsulfats zu den Betrieben der Mineralwollindustrie berücksichtigt. 

Altglas 

Um den Glasbruch wieder der Schmelzwanne zuführen zu können, muß er zunächst in 

einer elektrisch betriebenen Mühle zerkleinert werden. Dafür wird nach /HAN 91/ ein 

elektrischer Energieaufwand von 0,43 kWh pro Tonne Glasbruch abgeschätzt. Die so 

aufbereiteten Scherben werden in die Betriebe der Mineralwollindustrie geliefert. 


Da keine Angaben über die Aufwendungen zum Abbau dieser beiden Natursteine vorhanden 

sind, wird der Wert anhand des Kapitels C Kalk und anhand von Angaben aus 

/MAR 80/ abgeschätzt. 

Harz 

Eine Prozeßkette zur Erzeugung von Harzen und Klebstoffen wurde in dieser Studie 

nicht untersucht. Der KEA für die Herstellung von dem hier verwendeten Phenol- 

Formaldehyd-Harnstoffharz wird anhand von /HAN 95/ mit 43,2 MJ pro Kilogramm 

Harz abgeschätzt. 



Transport erfolgt mit den in Tabelle 6 Teil I (Allgemeiner Teil) enthaltenen Werten für 

LKW-Transporte bzw. Bahntransporte. Die ermittelten Werte für die Rohstoffe, die für 

die Glas- und Steinwollherstellung benötigt werden, finden sich in Tabelle M-1. 

Tabelle M-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Rohstoffen für die Mineralwollherstellung 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Quarzsand 260 13 23 135 17 21 15 1 10 

Soda 34.170 2.600 2.327 4.111 6.846 7.674 277 471 535 

Kalkstein 199 14 26 133 15 14 16 1 10 

Dolomit 265 14 25 132 17 22 15 1 10 

Feldspat 1.225 90 98 247 206 234 22 17 24 

Natriumsulfat 112 9 20 115 11 6 14 1 9 

Altglas 72 6 12 69 7 4 8 0 5 

Basalt, Diabas 239 17 35 205 20 12 25 1 15 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Steinwolle 143 

3 Steinwolle 


Zur Herstellung von Steinwolle werden Basalt, Diabas und Recycling-Formsteine aus 

dem internen und externen Kreislauf in schachtartigen Schmelzöfen (Kupolöfen) bei ca. 

1600 °C mittels Heißluft geschmolzen. Als Energieträger dient Koks. Die flüssige 

Schmelze wird mittels rotierender Walzen zerfasert (sog. Walzenspinnverfahren). Dabei 

werden in Wasser gelöste Phenol-Formaldehyd-Harnstoffharze in den entstehenden Fasermasssenstrom 

eingeleitet. Das Wasser verdampft bis auf eine Restfeuchte von 1 bis 

2 Gew%, wobei die Fasern so rasch heruntergekühlt werden, daß sie glasig erstarren. 

Das zugegebene Mineralöl legt sich als ein wenige Nanometer dünner Film auf die Fasern 

und macht sie wasserabweisend. Die Fasermasse wird in einem Härteofen auf die 

gewünschte Dicke und Rohdichte komprimiert. Mittels hindurchgesaugter Heißluft werden 

die Restfeuchte entfernt und das duroplastische Harz irreversibel ausgehärtet. 

Unter Umständen wird je nach Produkt und Anwendungszweck eine Kaschierung (Aluminiumfolie, 

Papier) aufgebracht, diese wird in der hier vorliegenden Studie jedoch nicht 

berücksichtigt. Schließlich wird die Steinwolle in Form gesägt und verpackt. Abbildung 

M-1 gibt den vereinfachten Produktionsablauf wieder. 

Abbildung M-1: Schematische Darstellung der Steinwolleherstellung 


ENERGIEWIRTSCHAFT



In /KLO 94/ werden die Energieaufwendungen für die Produktion von Steinwolle angegeben. 

Den größten Anteil daran hat das Schmelzen der Rohstoffe im Kupolofen. Die für 

die Herstellung von Steinwolle nötigen Brennstoffmengen sind nachfolgend aufgelistet. 

Steinwollherstellung: 281,5 kWh Strom 



173,5 kg Koks 

45 l Heizöl EL 


Außerdem wird dem Ofen mit flüssigem Sauerstoff angereicherte Heißluft zugeführt. Es 

werden 20,5 Kubikmeter Sauerstoff pro Kubikmeter Steinwolle benötigt. Die Energieaufwendungen 

zur Erzeugung des flüssigen Sauerstoffes wurden anhand der Aufwendungen 

für die Bereitstellung von Sauerstoff (Tabelle 7, Allgemeiner Teil) mit 290 MJ 

pro Kubikmeter abgeschätzt. 


Die Herstellung von Steinwolle ist ein sehr energieintensiver Prozeß, wobei das Schmelzen 

der Rohstoffe im Kupolofen den größten Anteil am Prozeßenergiebedarf hat. Über 

85 % des KEA sind Prozeßenergieaufwendungen, die anderen 15 % sind in den bereitgestellten 

Rohstoffen kumuliert. In Abbildung M-2 ist das Primärenergieflußbild von 

Steinwolle dargestellt. 

Steinwolleherstellung 

Steinwolle 

14702 MJ (100,0%) 


227 MJ (1,5%) 

Recycling-Formsteine 

195 MJ (1,3%) 

Phenol-Formaldehyd-Harnstoffharz 

1598 MJ (10,9%) 

Koks 

6031 MJ (41,0%) 


3225 MJ (21,9%) 

Heizöl 

1799 MJ (12,2%) 

Erdgas 

1337 MJ (9,1%) 

Flüssiger Sauerstoff 

291 MJ (2,0%) 

Abbildung M-2: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Steinwolle

Steinwolle 145 

Auch bei den Emissionen entsteht der weitaus größte Teil bei der Steinwolleherstellung 

selbst. Aus vorgelagerten Prozessen stammen nur zwischen 5 und 15 % der emittierten 

Schadstoffe. 

Ergebnisse 

Tabelle M-2 faßt den Primärenergieaufwand und die gesamten Emissionen für die Herstellung 

einer Tonne Steinwolle zusammen. 


einer Tonne Steinwolle 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Steinwolle 14.702 1.280 619 2.014 4.176 4.241 131 44 272 

Steinwolle /GEM/ - 967 71.540 1.350 2.150 5.290 880 10 500 

Steinwolle /ÖKO/ - 1.095 71.482 2.066 3.641 3.939 2.506 14 - 

Steinwolle 14.702 1.280 619 2.014 4.176 4.241 131 44 272 


Ein Vergleich der in dieser Studie ermittelten Werte mit den Angaben aus /GEM/ und 

/ÖKO 95/ zeigt bei den CO-Emissionen sehr große Diskrepanzen. Die dort ausgewiesenen 

Werte lassen sich zum größten Teil auf die Annahme einer unvollständige Verbrennung 

von Koks beim Schmelzen der Rohstoffe zurückführen. Nach Angaben von /ROK 

99/ wird das Kohlenmonoxid jedoch nachverbrannt, um die darin gespeicherte Energie 

zu nutzen. Der in dieser Studie angegebene Wert für die CO-Emissionen geht von einer 

vollständigen Nachverbrennung des überschüssigen Kohlenmonoxides aus. In Tabelle 

M-2 sind die Datensätze aus /GEM/ und /ÖKO 95/ und die in dieser Studie ermittelten 

Werte angegeben. 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4 Glaswolle 


Die zur Glaswolleherstellung benötigten Rohstoffe gelangen aus der Gemengeanlage, 

entsprechend den unten angegebenen Rezepturen dosiert, in die Mischanlage. In /VIT 

93/ finden sich verschiedene Mischrezepturen, die in Tabelle M-3 wiedergegeben sind. 

Zur Bilanzierung wird in dieser Studie die Mischung 1 zugrunde gelegt. Dieser Mischung 

wird Altglas zugegeben. Im Idealfall können bis zu 70 % der Rohmaterialien 

durch Altglas ersetzt werden. Da dieses jedoch eine hohe Reinheit aufweisen muß, was 

in der Praxis selten der Fall ist, liegt der durchschnittliche Altglasanteil bei nur 30 %. 

Tabelle M-3: Mischrezepturen für Glaswolle /VIT 93/ 

Rohstoffe 

Alle Werte je Tonne Glaswolle 



Mischung 1 

[kg] 

Mischung 2 

[kg] 

Mischung 3 

[kg] 

Quarzsand 320 560 580 bis 650 

Soda 125 215 140 bis 170 

Dolomit 75 140 70 bis 120 

Borverbindungen (Borax) 82 82 20 bis 80 

Feldspat (Nephelin) 132 165 10 bis 40 

Kalk 19 50 - 1 

Natriumsulfat 4 4 3 

Altglas 310 - - 1 

1 Keine Angabe 

Nachdem dem Gemisch noch Recyclingstoffe aus dem internen Kreislauf zugegeben 

wurden, erfolgt die Verflüssigung in einer Schmelzwanne bei ca. 1.400°C. Die dabei entstehende 

Glasschmelze wird zu Glaswolle zerfasert. Dieser Vorgang kann mit verschiedenen 

Techniken realisiert werden, z.B. mit dem Walzenspinn-, dem Schleuder-, dem 

Düsenblas- oder Blas- und dem Düsen-Schleuderverfahren. Zur Bindung wird bei allen 

Verfahren ein Harz aus einem Gemisch von Phenol, Formaldehyd und Harnstoff eingesetzt, 

das einen Anteil von ca. 0,5 bis 9 Gew% am Endprodukt hat. In dieser Studie wird 

ein Harzverbrauch von 70 kg pro Tonne Glaswolle angesetzt.

Glaswolle 147 

Abbildung M-3: Schematische Darstellung der Glaswolleherstellung 


Über die Energieaufwendungen der einzelnen Herstellungsschritte in der Glaswolleproduktion 

gibt es keine Angaben, in /FES 95/ ist lediglich der Gesamtaufwand benannt. 

Als Brennstoff zum Betrieb der Glasschmelzwannen wird entweder Öl oder Gas eingesetzt, 

hier wird davon ausgegangen, daß Gas zum Einsatz kommt. Zur Herstellung von 

Glaswolle sind ca. 107 Kubikmeter Erdgas sowie 441 kWh elektrische Energie nötig. 

/FES 95/; /DGG 98/ 


Der KEA bei der Herstellung von Glaswolle liegt um rund 10 % über dem KEA von 

Steinwolle. Dies liegt sowohl an den höheren Aufwendungen zur Bereitstellung der Rohstoffe, 

als auch am energieaufwendigeren Herstellungsverfahren. 

Bei der Glaswolleherstellung machen die Prozeßenergieaufwendungen für ihre Herstellung 

rund 55 % des KEA aus. Der Anteil der elektrischen Energie beträgt mit 57 % über 

die Hälfte davon, der Brennstoffeinsatz verschlingt die anderen 43 %. 

Die restlichen 45 % des KEA sind in der Bereitstellung der einzelnen Rohstoffe kumuliert, 

wobei die Soda und das Harz mit 7.650 MJ allein 95 % davon ausmachen. In 

Abbildung M-4 ist das Primärenergieflußbild von Glaswolle dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Glaswolleherstellung 

Glaswolle 

16454 MJ (100,0%) 

Quarzsand 

83 MJ (0,5%) 

Soda schwer 

4271 MJ (26,0%) 

Dolomit, Borax 

42 MJ (0,3%) 

Feldspat 

162 MJ (1,0%) 

Kalkstein 

4 MJ (0,0%) 

Natriumsulfat 

0,4 MJ (0,0%) 

Altglas 

22 MJ (0,1%) 


3024 MJ (18,4%) 

Erdgas 

3794 MJ (23,1%) 


5052 MJ (30,7%) 

Abbildung M-4: Primärenergieflußbild für die Herstellung von einer Tonne Glaswolle 

Der größte Teil der Emissionen, die bei der Herstellung von Glaswolle freigesetzt werden, 

entsteht beim Verflüssigen der Rohstoffe in den Schmelzwannen. Dabei sind auch 

prozeßbedingte Emissionen zu berücksichtigen, die z.B. bei den NOx-Emissionen über 

80 % der gesamten Stickoxidemissionen ausmachen.

Glaswolle 149 

Ergebnisse 

Tabelle M-4 faßt den Primärenergieaufwand und die gesamten Emissionen für die Herstellung 

einer Tonne Glaswolle zusammen. 


einer Tonne Glaswolle 

Produkt 


Glaswolle 1 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

16.454 875 705 1.277 1.135 2.599 90 78 112 

Glaswolle /GEM/ 2 

- 2.236 1.610 6.330 1.440 6.330 10.400 70 3.420 

Glaswolle /ÖKO/ 2 

- 907 274 3.071 3.348 2.114 5.079 29 - 

Glaswolle 3 

16.454 1.011 705 1.277 1.135 2.599 90 78 203 

1 Ergebnis der Prozeßkettenanalyse (Erläuterung der Ermittlung von KEA und energiebedingten Emissionen siehe Allgemeiner 

Teil, Kap. 3) 


3 Endergebnis (Inputdaten für weitere Berechnungen; Grundstoffwerte sind in der Gabie-Datenbank angelegt) 


Neben den energiebedingten Emissionen entstehen bei der Herstellung von Glaswolle, 

beim Verflüssigen der Rohstoffe in den Schmelzwannen, zusätzliche prozeßbedingte 

Emissionen. Da diese zum Teil die in der TA Luft vorgeschriebenen Grenzwerte überschreiten, 

werden die Abgase gereinigt. Dies geschieht normalerweise in konventionellen 

oder elektrostatisch betriebenen Filteranlagen. 

CO2: Beim Schmelzvorgang wird durch die Dekarbonatisierung von Soda, Kalkstein 

und Dolomit prozeßbedingtes CO2 freigesetzt, es sind dies ca. 136 kg 

pro Tonne Glaswolle. 

NOx: Bei der Glaswolleproduktion entsteht thermisches NOx, das jedoch unterhalb 

der in der TA Luft vorgeschriebenen Grenzwerte bleibt. 

SO2: Die SO2-Emissionen bei der Glaswolleherstellung entstehen durch Freisetzung 

von SO2 aus den Rohstoffen (prozeßbedingt), dem Brennstoff und aus 

vorgelagerten Prozessen. Die SO2-Emissionen liegen unter den in der TA- 

Luft vorgeschriebenen Werten. 

Staub: Die beim Schmelzen entstehende Staubmenge liegt über den von der TA 

Luft vorgeschriebenen Emissionsgrenzwerten bei ca. 1000 g Staub pro 

Tonne Glaswolle. Daher wird das Abgas gefiltert und der in den Filteranlagen 

abgeschiedene Staub über einen internen Recyclingkreislauf wieder 

dem Gemenge zugeführt. Als Emissionswert wird der, in der TA Luft angegebene 

Wert zugrunde gelegt. 

/STR 98/, /ULL 77/, /LAN 88/, /HOL 99/, /SCÖ 99/, /HAN 91/, /ÖKO 95/, /HÄR 94/, 

/LFU 85/, /LFU 93/, /VEG 99/, /BVG 95/, /LFU 96/, /DGG 98/, /GEM/, /FES 95/, /KLO 94/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

N Holz 

Holz ist ein nachwachsender Rohstoff, der bei nachhaltiger Nutzung des Waldes praktisch 

unbegrenzt zur Verfügung steht. Während vor wenigen Jahrzehnten im Zuge von 

Aufforstungsmaßnahmen oft Nadelholz als Monokulturen gepflanzt wurden, werden 

heute Mischwälder angebaut. Die Forstwirtschaft greift im Gegensatz zu landwirtschaftlich 

genutzten Flächen wesentlich seltener und schwächer in den Wald ein. Durchforstungen 

werden ungefähr alle zehn Jahre vorgenommen. Ein Baum erreicht sein Erntealter, 

die sogenannte Umtriebszeit, je nach Sorte mit 80 bis 240 Jahren. 

Die geschlagenen Bäume werden entweder direkt als Rundholz an die entsprechenden 

Bearbeitungsbetriebe geliefert oder im Sägewerk zu Schnittholz verarbeitet. Das bei der 

Holzernte anfallende Restholz (Äste, Spitzen etc.) und auch das bei der Durchforstung 

geschlagene Schwachholz kann in der Papierindustrie oder zur Herstellung von Spanplatten 

verwendet werden. 

Die Holzindustrie wird in zwei Gewerbezweige aufgeteilt, die holzbearbeitende und die 

holzverarbeitende Industrie, wobei hier nur die Produkte der holzbearbeitenden Industrie 

untersucht werden. In diesem Gewerbezweig werden aus dem im Wald gewonnenen 

Rohstoff Holz Schnittholz, Furniere, Sperrholz, Spanplatten u.a. hergestellt. Diese 

werden dann in den Betrieben der holzverarbeitenden Industrie weiter veredelt und zu 

Endprodukten, wie z.B. Fenstern oder Möbeln, verarbeitet. 

2 Rohstoffe 


Industrieholz 

Neu aufgeforstete Waldflächen werden in der Regel alle zehn Jahre durchforstet, dabei 

wird ein Teil der Bäume geschlagen, um den übrigen mehr Raum für ein ungehindertes 

Wachstum zu schaffen. Das dabei anfallende Holz ist, gerade bei jungen Bäumen, relativ 

schwach und kann daher nicht zu Schnittholz verarbeitet werden. Es wird vielmehr als 

sogenanntes Industrieholz, beispielsweise zur Herstellung von Zellstoff oder Spanplatten, 

genutzt. Einen weiteren Teil des Industrieholzes machen die beim Rundholzeinschlag 

anfallenden Äste und Spitzen aus. 

Rundholz 

Hat ein Baum seine Umtriebszeit erreicht, so kann er geschlagen werden. Die Spitze des 

Baumes und die Äste werden gekappt, übrig bleibt der Stamm, das sogenannte Rundholz. 

Ein Teil der Stämme (in der Regel nur Nadelhölzer) wird direkt im Wald entrindet, 

151 


ENERGIEWIRTSCHAFT

152 N Holz 

der andere Teil in den Betrieben der holzbearbeitenden Industrie. Dort wird das Rundholz 

zu Schnittholz (Balken, Bretter etc.), Furnieren und Sperrholz verarbeitet. 

Leime und Klebstoffe 

Hier muß eine Unterscheidung zwischen den Leimen, die aus natürlichen organischen 

Stoffen bestehen, und den Klebstoffen, die auf synthetischer Basis hergestellt werden, 

getroffen werden. Im Normalfall werden in den Betrieben der holzbearbeitenden Industrie 

nur noch synthetische Klebstoffe verwendet. In den hier behandelten Industriezweigen 

(z.B. bei der Herstellung von Spanplatten, Brettschichtträgern und Sperrholz) 

werden meist Polykondensationsklebstoffe verwendet, die durch Hitzeeinwirkung härten. 

Hauptvertreter dieser Klebstoffgruppe sind Phenol-, Resorcin-, Harnstoff- und Melaminharze. 


Der Energieeinsatz, der für die Bereitstellung von Rohholz notwendig ist, teilt sich in 

den Einsatz zur Begründung und Pflege - hierzu zählt auch die Erschließung durch Wegebau 

-, den Einsatz zur Holzernte und zum Holztransport auf. Die Bäume werden mit 

Hilfe von Motorsägen gefällt, entastet und die Spitzen gekappt. Je nach Umgebungsverhältnissen 

werden sie mittels Schleppern oder Winden aus dem Wald geholt und dann 

mit LKW zu den holzbearbeitenden Betrieben gebracht. Als Transportentfernung für in 

Deutschland geschlagenes Holz werden im Mittel 50 km angegeben /IHD 97/. 

Ein Anteil von 24 % des in Deutschland verarbeiteten Holzes stammt aus Importen. Eine 

Klassifizierung nach Ländern ist hier schwierig, jedoch stammt nach Angaben von 

/BEL 98/ über 95 % des Importholzes aus Europa. Es wird geschätzt, daß dieses Holz 

durchschnittlich 250 km per Bahn, 1.000 km auf Hochseeschiffen und 250 km per Binnenschiff 

transportiert wird. 

Da der Transportaufwand für inländisches Holz und Importholz unterschiedlich ist, wird 

ein Mix aus beiden gebildet, der den prozentualen Anteil von 24 % ausländischem Holz 

berücksichtigt. Bei Industrieholz wird nur das in Deutschland erzeugte Holz betrachtet, 

da nur ein sehr geringer Anteil aus dem Ausland stammt. 

In Deutschland werden in langjährigen Forstkulturen aufgrund der zunehmenden Versauerung 

der Böden Erhaltungskalkungen zur Regulierung des Bodensäuregehaltes und 

zur Verbesserung der Bodenstruktur durchgeführt. Dies geschieht im Abstand von ca. 

fünf Jahren. Entsprechend /UBA 98/ wird davon ausgegangen, daß für einen Kubikmeter 

Holz bis zur Ernte 103 kg Kalk benötigt werden, wobei in nur 22 % der deutschen 

Waldgebiete Erhaltungskalkungen durchgeführt werden. Nachfolgend sind die Aufwendungen 

zur Erzeugung von einem Kubikmeter Rundholz bzw. Industrieholz angegeben. 

Bestandsbegründung, Pflege, Wegebau: 0,3 l Diesel 

Erhaltungskalkung: 23 kg Kalk (vgl. Kalksteinmehl, 

C Kalk, Pkt. 4) 

Holzernte: 0,8 l Diesel 

Holzbringung: 0,7 l Diesel 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffe 153 

Die Prozeßkette Leim und Klebstoffe wurde in dieser Studie nicht untersucht. Der KEA 

für die Herstellung der verschiedenen Leime und Klebstoffe wird in /HAN 95/ mit 

43,2 MJ pro Kilogramm Leim angegeben. Für die Spanplatten, Brettschichtträger und 

Sperrholzproduktion wird dieser Wert verwendet. 


Neben den Prozeßenergieverbräuchen ist der Heizwert des Holzes im kumulierten nichtenergetischen 

Verbrauch zu berücksichtigen. Je nach Feuchte des Holzes kann er stark 

schwanken, z.B. liegt er für frisches Stückholz (60 % Feuchte) bei 10,7 MJ/kg für lufttrockenes 

Stückholz (20 % Feuchte) bei 15,3 MJ/kg. Hier wird ein Heizwert von 

13,0 MJ/kg Rohholz angesetzt, dies entspricht einem Feuchtegehalt von ungefähr 40 %. 

In Tabelle N-1 wird als KEA für die Gewinnung von einem Kubikmeter Rundholz der 

Wert 6.660 MJ angegeben. Davon entfallen über 95 % (6.400 MJ) auf den Heizwert. Die 

Aufwendungen zur Bereitstellung der Prozeßenergie sind mit nur 264 MJ sehr gering. 

Bei der Betrachtung der Emissionen, die durch die Holzindustrie verursacht werden, ist 

ein besonderes Augenmerk auf die Kohlendioxidemissionen zu legen. Die Bäume binden 

während der Wachstumsphase durch die Photosynthese Kohlendioxid aus der Luft. Bei 

der Verbrennung wird dieses wieder freigesetzt und wird daher separat als CO2-neutral 

bzw. regenerativ ausgewiesen. Ein CO2-neutraler Kreislauf funktioniert allerdings nur 

bei einer nachhaltigen Forstwirtschaft, bei der die dem Wald entnommene Holzmenge 

durch Aufforstungen wieder nachwachsen kann. Bei Brandrodungen, wie diese beispielsweise 

in tropischen Regenwäldern durchgeführt werden, ist dies nicht der Fall. 

In Tabelle N-1 sind zunächst nur die Daten über den KEA und die Emissionen zur Bereitstellung 

von Rundholz und Industrieholz angegeben, die Diskussion der Emissionen 

wird untenstehend anhand von Tabelle N-2 fortgeführt. 

Über die Emissionen, die bei der Herstellung von Leim entstehen, finden sich keine Daten. 

In /GEM/ werden Werte für die Bereitstellung von Harnstoff und Formaldehyd angegeben. 

Da ein Teil der Polykondensationsklebstoffe aus Harnstoffharzen mit Formaldehyd 

als Härter hergestellt werden, können auf dieser Basis Emissionswerte für die 

Bereitstellung von Leim abgeschätzt werden. Sie sind in Tabelle N-1 angegeben. 

Tabelle N-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung 

von einem Kubikmeter Rundholz bzw. Industrieholz und 

einer Tonne Leim 

Produkt 

Alle Werte je Kubikmeter / Tonne Rohstoff 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Wird der übersäuerte Waldboden gekalkt, so reagiert der ausgebrachte Kalkstein (Ca- 

CO3) mit den im Boden angereicherten Säureprotonen zu Wasser und Kohlendioxid. Pro 

Kubikmeter Holz werden dabei im Zeitraum von ca. 5 Jahren 10 kg CO2 emittiert. Da 

aber durch den Kalk die Bodenqualität wesentlich verbessert wird und der Boden da- 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Rundholz (Mix) 6.660 19 33 177 47 12 21 1 14 

Industrieholz 6.542 10 24 142 13 6 17 1 10 

Leim (je Tonne) 43.200 598 670 1.330 650 6.560 95 30 85 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

154 N Holz 

durch wieder eine größere Menge Kohlendioxid speichern kann als im sauren Zustand, 

werden diese zusätzlichen Kohlendioxidemissionen nicht bilanziert. 

Bei der Gewinnung von Rundholz entstehen keine prozeßbedingten Emissionen. Daher 

handelt es sich bei den aus Tabelle N-1 ersichtlichen Werten um die Gesamtemissionen. 

Das im Holz gebundene Kohlendioxid wird von verschiedenen Autoren auf unterschiedliche 

Weise berücksichtigt. Dies zeigt in Tabelle N-2 ein Vergleich zwischen /GEM/, 

/ÖKO 95/ und den in dieser Studie ermittelten Werten. Der in /ÖKO 95/ angegebene 

Wert berücksichtigt die im Holz gespeicherte CO2-Menge (ca. 700 kg CO2/m 3 ) schon am 

Anfang der Prozeßkette und ist deshalb als negativer Wert ausgewiesen. Bei /GEM/ wiederum 

wird dieser gebundene Anteil nicht am Anfang der Prozeßkette angegeben, er 

wird dann im Fall der Verbrennung von Holz berücksichtigt. Bis auf diese beiden unterschiedlichen 

Auffassungen bei der Behandlung des gebundenen Kohlendioxid stimmen 

die in Tabelle N-2 angegebenen Werte gut überein. 

Tabelle N-2: Vergleich Gesamtemissionen zur Bereitstellung von einem Kubikmeter 

Rundholz nach Tabelle N-1, /GEM/ und /ÖKO 95/ 

Produkt 

Alle Werte je Kubikmeter Rohstoff 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Rundholz (Mix) 6.660 19 33 177 47 12 21 1 14 

Nadelrundholz /ÖKO 95/ - -1.287 152 151 121 104 83 1 - 

Stammholz Fichte /GEM/ - 16 200 130 10 10 90 0 10 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Schnittholz 155 

3 Schnittholz 

3.1 Verarbeitungsschritte 

Das im Wald geschlagene Rundholz wird per LKW beim Sägewerk angeliefert und dann 

entsprechend dem jeweiligen Einschnittprogramm zu den unterschiedlichen Schnittholzsorten 

verarbeitet. Gemäß Abbildung N-1 wird das Holz zunächst abgelängt und 

entrindet, dann geschnitten, die Enden gekappt, besäumt, sortiert und gestapelt. Zur 

Herstellung von einem Kubikmeter Schnittholz sind im Durchschnitt 1,6 Kubikmeter 

Rundholz erforderlich. Die im Sägewerk durchzuführenden Verarbeitungsschritte variieren 

abhängig vom Einschnittprogramm und der Anlagenausstattung. Zum Hauptschnitt 

werden nach /RES 86/ fünf Maschinentypen eingesetzt: 

• Vollgatter mit und ohne Nachschnittgatter 

• Block- und Trennbandsägen mit und ohne Nachschnittgatter 

• Zerspaner und (Nachschnitt-) Gatter 

• Zerspaner und Trennbandsäge 

• Zerspaner und Kreissäge. 

Das fertige Schnittholz wird z.T. noch getrocknet. Dieser Arbeitsschritt wird jedoch, da 

er energieintensiv ist und nicht immer durchgeführt wird, getrennt betrachtet (siehe 

Kap. 4). 

Rundholzlager 

Ablängen 

Zwischenlagern, 

Sortieren 

Entrinden 

Hauptschnitt 

Nachschnitt 

Kappen 

Besäumen 

Sortieren, Stapeln 

4. 

Schnittholzlager 

Bearbeitungsschritt 

wird immer durchgeführt 


wird optional 

durchgeführt 

Abbildung N-1: Schematischer Ablauf der Schnittholzbearbeitung 


ENERGIEWIRTSCHAFT

156 N Holz 



Kalksteinmehl 

28 kg (5.4%) 

Baum 

640 kg (123.1%) 

Baumschnitt Baumschnitt 

Kalk im Boden 

28 kg (5.4%) 

Inländisches Rundholz 

640 kg (123.1%) 

Holz-Mix 

Holz-Mix 

842 kg (162.0%) 

Schnittholzherstellung 

3 

1m Schnittholz 

520 kg (100.0%) 

Ausländisches Rundholz 

202 kg (38.9%) 

Hackschnitzel 

322 kg (62.0%) 

Abbildung N-2: Massenflußbild der Schnittholzbearbeitung 


Baum 

202 kg (38.9%) 

Die Angaben zum Energieaufwand für die Herstellung der verschiedenen Holzprodukte 

sind zum Großteil /RES 86/ entnommen. Die dort angegebenen Werte wurden durch Umfragen 

bei den verschiedenen holzbearbeitenden Betrieben gewonnen, wobei zum Teil 

große Schwankungsbreiten zwischen den einzelnen Angaben festgestellt wurden. Sie 

können jedoch (bei Berücksichtigung dieser Schwankungen) als für Deutschland repräsentativ 

angesehen werden. 

Der Energieeinsatz in einem Sägewerk hängt davon ab, welche der oben genannten fünf 

Maschinentypen eingesetzt sind und welche Art Holz (Nadel- oder Laubholz, Stark- oder 

Schwachholz) verarbeitet wird. In /RES 86/ sind zu jedem Maschinentyp Angaben zum 

Stromverbrauch für die Erzeugung von einem Kubikmeter Schnittholz gemacht. Im folgenden 

wird ein Mittelwert, der aus den Angaben zu den einzelnen Typen berechnet 

wurde, verwendet. 

Der Stromverbrauch für das Entrinden der Stämme, den Haupt- und Nachschnitt sowie 

das Absaugen von Staub wird voll dem Schnittholz zugeschlagen. Für einen Kubikmeter 

Schnittholz beträgt der Stromverbrauch:

Schnittholz 157 

Schnittholz: 

Entrinden: 4,3 kWh Strom 

Hauptschnitt: 14 kWh Strom 

Nachschnitt: 5,4 kWh Strom 

Absaugung: 2,8 kWh Strom 

Die bei der Schnittholzerzeugung anfallenden Reste werden in einem zusätzlichen Arbeitsschritt 

zu Hackschnitzeln zerkleinert. Der Stromverbrauch des dafür benötigten 

Hackers wird den Hackschnitzeln angerechnet. Er wird in /RES 86/ mit 5,9 kWh pro 

Kubikmeter angegeben. Die Entfernung, über die das Schnittholz und auch die Hackschnitzel 

zur Weiterverarbeitung transportiert werden, wird mit 50 km geschätzt. 


Da die Schnittholztrocknung separat betrachtet wird, kann der Heizwert, wie beim 

Rundholz, mit einem Wert von 6.400 MJ pro Kubikmeter angesetzt werden. Die nichtenergetischen 

Aufwendungen haben damit einen Anteil von fast 90 % am KEA. In 

Abbildung N-3 ist das Primärenergieflußbild von Schnittholz dargestellt. 

Schnittholzherstellung im Sägewerk 

3 

1m Schnittholz 

7184 MJ (100.0%) 


10789 MJ (150.2%) 


372 MJ (5.2%) 

LKW-Transport 

117 MJ (1.6%) 

Hackschnitzel 

4094 MJ (57.0%) 

Abbildung N-3: Primärenergieflußbild für die Bearbeitung von einem Kubikmeter 

Schnittholz 


ENERGIEWIRTSCHAFT

158 N Holz 

Es gibt keine Angaben darüber, wieviel Prozent der in Deutschland ansässigen Sägewerke 

ihren Strombedarf mit werkseigenen KWK-Anlagen decken und wieviel Prozent 

dieser Anlagen mit Holz als Brennstoff betrieben werden. Aus diesem Grund können die 

Kohlendioxidemissionen aus regenerativen Verbrennungsprozessen nicht ausgewiesen 

werden. Es wird ein Szenario mit Fremdstrombezug zugrunde gelegt. 

Tabelle N-3: KEA und Emissionen bei der Herstellung von Schnittholz und Hackschnitzel 

(ohne Trocknung) 

Produkt 

alle Werte je Kubikmeter Rohstoff 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Schnittholz 7.184 52 71 368 92 55 44 3 28 

Hackschnitzel 6.603 13 20 108 13 15 13 1 8 

Bei der Schnittholzerzeugung entstehen keine prozeßbedingten Emissionen. Bei den in 

Tabelle N-3 angegebenen energiebedingten Emissionen handelt es sich also um die Gesamtemissionen. 

In Tabelle N-4 wird ein Vergleich der in /ÖKO 95/ angegebenen mit den 

hier ermittelten Daten angestellt. Da in /GEM/ nur ein Datensatz für auf 12 % Restfeuchte 

getrocknetes Schnittholz existiert, wird hier nur der in /ÖKO 95/ angegebene 

Datensatz verwandt. Es sei wiederum auf die unterschiedliche Vorgehensweise bei der 

CO2-Bilanzierung von Holz verwiesen, die bei /ÖKO 95/ zu negativen Kohlendioxidemissionen 

führt. 

Die in /ÖKO 95/ ausgewiesenen wesentlich höheren CO-Emissionen könnten mit der 

dort getroffenen Annahme zusammenhängen, daß zur Erhaltungskalkung gebrannter 

Kalk (CaO) ausgebracht wird und beim Brennen des Kalkes hohe CO-Emissionen entstehen. 

In Deutschland wird jedoch in der Forstwirtschaft (im Gegensatz zur Landwirtschaft) 

normalerweise ungebrannter, gemahlener oder pelletierter Kalkstein (CaCO3) 

verwendet, da dieser schonender und über einen längeren Zeitraum wirkt /BML 99/. 

Tabelle N-4: Vergleich der Gesamtemissionen bei der Herstellung von einem 

Kubikmeter Schnittholz nach Tabelle N-3 und /ÖKO 95/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Schnittholz 7.184 52 71 368 92 55 44 3 28 

Schnittholz /ÖKO 95/ - -1.231 1.472 578 387 234 352 4 - 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g]

Technisch getrocknetes Schnittholz 159 

4 Technisch getrocknetes Schnittholz 

Frisch geschlagenes Holz hat einen Feuchtegehalt von 40 bis 200 % bezogen auf die 

Trockenmasse (Darrzustand). Um das Schnittholz zur Herstellung der verschiedenen 

Holzprodukte verwenden zu können, darf sein Wassergehalt 14 % nicht überschreiten, 

andernfalls kann es zu einem nachträglichen Schwinden des Holzes kommen. Schnittholz 

muß daher meistens vor der Verarbeitung getrocknet werden. 

Man unterscheidet zunächst einmal zwischen Freilufttrocknung und technischer Trocknung 

und unterteilt die letztere nach den verschiedenen Trocknungsverfahren. In Europa 

wird das Holz zum größten Teil technisch getrocknet, da dieses Verfahren einige Vorteile 

bietet, wie z.B. die genaue Einstellung der gewünschten Endfeuchte oder Reduzierung 

der Lagerhaltungskosten. Die Freilufttrocknung wird dagegen nur noch zur Vortrocknung 

angewendet. Schnittholz wird i.d.R. bei Temperaturen unter 100°C getrocknet, 

in Sonderfällen werden Werte bis max. 130°C erreicht /KRÖ 89/. 

4.1 Technische Trocknung 

Man unterscheidet vier verschiedene Verfahren zur technischen Holztrocknung: 

• Konvektionstrocknung 

• Kondensationstrocknung 

• Vakuumtrocknung 

• Spezialverfahren 

Das Verfahren der Konvektionstrocknung wird in Deutschland am häufigsten angewandt, 

nach Angaben von /RES 86/ umfaßt es zwischen 90 und 94 % der Trocknungskapazität. 

Bei diesem Verfahren wird das Holz in einer Kammer getrocknet, in die erwärmte 

Frischluft mittels Ventilatoren eingeblasen wird. Die warme Luft entzieht dem 

Trocknungsgut die Feuchtigkeit. Da sie sich dabei mit Wasserdampf anreichert muß ein 

Teil dieser Luft wieder durch Frischluft ersetzt werden. 

4.2 Energetische Daten der Trocknung 

Die Energieaufwendungen für die technische Trocknung können sehr unterschiedlich 

sein. Sie hängen z.B. davon ab welche Feuchte das Holz vor der Trocknung hat und auf 

welche Endfeuchte es getrocknet wird. Außerdem muß eine Unterscheidung zwischen 

Nadel- und Laubholz getroffen werden. Nadelholz benötigt im allgemeinen weniger 

Energie bei der Trocknung als Laubholz, da Nadelholz eine geringere Dichte aufweist. 

Im Folgenden werden für die einzelnen Verfahrensschritte Mittelwerte angegeben 

/RES 86/. 

Bei der Holztrocknung teilen sich die Energieaufwendungen in den Anteil der thermischen 

Energie zur Erwärmung der Trocknungsluft und den Anteil der elektrischen 

Energie für den Betrieb der Ventilatoren auf. Ein großer Teil der Sägewerke mit Trocknungsanlagen 

nutzt für die Bereitstellung der thermischen Energie das anfallende 

Restholz. Laut Angaben von /RES 86/ werden 75 % des Energiebedarfes zur Trocknung 


ENERGIEWIRTSCHAFT

160 N Holz 

auf diese Weise; 25 % mit Öl und Gas gedeckt. Zur Trocknung von einem Kubikmeter 

Nadel- bzw. Laubholz werden benötigt: 

Trocknung Laubholz: 

Ventilatoren: 33 kWh Strom 

Thermische Energie: 5,2 l Öl 

Trocknung Nadelholz: 



6,3 m 3 Gas 

129 kg Restholz 

Ventilatoren: 25 kWh Strom 

Thermische Energie: 3,8 l Öl 


4,7 m 3 Gas 


Die holzbearbeitende Industrie setzt zur Erzeugung von thermischer Energie z.T. Restholz 

(aus nachhaltiger Forstwirtschaft) als Brennstoff ein. Die damit verbundenen Energieaufwendungen 

und Kohlendioxidemissionen stammen aus der Verbrennung von Biomasse. 

Da diese Eigenschaft für eine Auswertung und Beurteilung des ermittelten KEA 

und der Kohlendioxidemissionen essentiell ist, werden der Kumulierte Nichtregenerative 

Aufwand als KNRA 1 und die fossilen Kohlendioxidemissionen separat ausgewiesen. 

Aus diesen Werten lassen sich auch der Kumulierte Regenerative Energieaufwand 

(KRA) und die regenerativen Kohlendioxidemissionen ermitteln. Hierbei ist zu beachten, 

daß der zugrunde gelegte Brennstoff-Mix (Restholzanteil) entscheidenden Einfluß auf 

diese Größen hat. 

Der KEA von getrocknetem Schnittholz beträgt zwischen 8.700 MJ und 9.300 MJ pro 

Kubikmeter Holz. Rund 16 % dieses Energieaufwandes stammen aus nicht regenerativen 

Energieträgern. Von den 7.360 MJ, die bei der Nadelholztrocknung aus regenerativen 

Energieträgern stammen, sind über 85 % im Heizwert des getrockneten Schnittholzes 

gebunden und damit bei einer späteren thermischen Entsorgung zurückgewinnbar. 

Die restlichen 15 % stammen aus der thermischen Verwertung von Restholz. 

1 Der KNRA und der KRA werden in Teil I Allg. Teil in Kapitel X erläutert. Der KRA enthält neben dem regenerativen 

Prozeßenergieaufwand auch den Heizwert der verarbeiteten Biomasse.

Technisch getrocknetes Schnittholz 161 


Schnittholz 

7184 MJ 

(77.3%) 

Technische Trocknung 

3 

1m Laubschnittholz 

9290 MJ (100.0%) 

Holz-Mix 

10789 MJ (116.1%) 


372 MJ (4.0%) 

LKW-Transport 

117 MJ (1.3%) 

Hackschnitzel 

4094 MJ (44.1%) 


378 MJ (4.1%) 

Leichtöl 

207 MJ (2.2%) 

Erdgas 

225 MJ (2.4%) 

Restholz 

1296 MJ (14.0%) 

Abbildung N-4: Primärenergieflußbild für einen Kubikmeter technisch getrocknetes 

Laubschnittholz 

Der größte Teil der Emissionen, die bei der Trocknung von Schnittholz entstehen, wird 

durch die Aufwendungen zur Bereitstellung der thermischen Energie verursacht, es 

handelt sich dabei in Abhängigkeit von der Holzart um einen Anteil von rund 60 bis 

70 %. Durch die Verbrennung von Holz werden 75 % der thermischen Energie und über 

50 % der Gesamtenergie erzeugt. Von den Kohlendioxidemissionen sind 50 % regenerativ, 

der Rest fossil. In der Tabelle N-5 sind die fossilen Kohlendioxidemissionen extra 

ausgewiesen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

162 N Holz 

Tabelle N-5: KEA und Emissionen für die Bereitstellung von einem Kubikmeter 

technisch getrocknetem Schnittholz, mit Angabe des fossilen Anteils 

Produkt 

alle Werte je Kubikmeter 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Getrocknetes Laubschnittholz 9.290 232 242 683 201 163 92 12 44 

Getrocknetes Nadelschnittholz 8.749 186 197 602 173 136 79 10 40 

Produkt 


KNRA 

[MJ] 

CO2 fossil 

[kg] 

Getrocknetes Laubschnittholz 1.593 86 

Getrocknetes Nadelschnittholz 1.390 77 

Nach /KRÖ 89/ beginnt der Prozeß der thermischen Zersetzung von Holz erst bei Temperaturen 

von über 180°C und bei längeren Einwirkungszeiten. Da die Trocknung des 

Schnittholzes bei Temperaturen unter 100°C erfolgt entstehen keine nennenswerten 

prozeßbedingten Emissionen, d.h. die in Tabelle N-5 angegebenen Werte sind die Gesamtemissionen. 

In /ÖKO 95/ existiert kein Datensatz über die Schnittholztrocknung, 

daher ist in der Tabelle N-6 zum Vergleich nur der in /GEM/ vorhandene Datensatz angegeben. 

Die wesentlich höheren Kohlenmonoxidemissionen darin können nur durch den 

Einsatz von gebranntem Kalk (CaO) für die Erhaltungskalkungen erklärt werden, was 

für Deutschland nicht zutrifft (vgl. Seite 155). 

Tabelle N-6: Vergleich Gesamtemissionen für die Bereitstellung von einem Kubikmeter 

technisch getrocknetem Schnittholz nach Tabelle N-5 und 

/GEM/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Getrocknetes Nadelholz 8.749 186 197 602 173 136 79 10 40 

Getrocknetes Schnittholz /GEM/ 1 

1 Das Holz wird auf eine Endfeuchte von 12 % getrocknet 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

- 269 3.460 1.240 170 310 90 20 110

Brettschichtträger 163 

5 Brettschichtträger 


Brettschichtträger sind, wie vorgefertigte Bauelemente (Platten, Wand- und Deckenelemente), 

ein Produkt der Holzleimbauindustrie. Sie werden aus Schnittholzprofilen 

(Brettern), die unter Druck feuchtebeständig miteinander verleimt werden, hergestellt. 

Mit diesem Verfahren ist es möglich große Trägerdimensionen mit statisch günstigen 

Formen herzustellen, die in allen Bereichen des Bauwesens eingesetzt werden. 

Bei der Herstellung von Brettschichtträgern wird das Schnittholz vor der Weiterverarbeitung 

zunächst getrocknet und dann im Zwischenlager klimatisiert. In einem ersten 

Arbeitsschritt werden die meisten Bretter vorgehobelt. Danach werden Fehlstellen, wie 

z.B. Astlöcher, ausgeschnitten und die fertiggearbeiteten Bretter sortiert. Als nächstes 

erfolgt die Bearbeitung zu endlosen Lamellen in der Keilzinkenstraße. Nach einer evtl. 

Zwischenlagerung zum Aushärten werden die Lamellen beleimt, im Preßbett zusammengesetzt 

und dann unter Druck verleimt. Der Träger bleibt über einen Zeitraum von 

12 bis 24 Stunden im Preßbett und härtet danach in klimatisierten Hallen weitere 48 bis 

60 Stunden völlig aus. Im letzten Schritt wird der Träger beidseitig gehobelt und endbearbeitet. 

In Abbildung N-5 ist die Herstellung von Brettschichtträgern schematisch dargestellt. 

Schnittholzlager 

Technische Trocknung 

Klimatisieren, 


Vorhobeln 

Sortieren, Kappen 

Keilzinken 

Ablängen 

Aushärten, 


Lamellenhobel 


Beleimen 

Pressen 

Aushärten 

Hobeln und abschließende 

Bearbeitung 

Brettschichtträger 




wird optional 

durchgeführt 

Abbildung N-5: Schematischer Ablauf bei der Herstellung von Brettschichtträgern 


ENERGIEWIRTSCHAFT

164 N Holz 

Zur Herstellung von einem Kubikmeter Brettschichtträgern sind im Mittel 1,4 Kubikmeter 

Schnittholz erforderlich, 0,4 Kubikmeter fallen als Restholz oder in Form von Hobelspänen 

an. Das Restholz wird entweder verkauft (z.B. an die Spanplattenindustrie) 

oder zur Bereitstellung von Wärme verbrannt. Weiter werden nach /RES 86/ 16,3 kg 

Leim pro Kubikmeter Brettschichtträger benötigt. Bei dem verwendeten Leim handelt 

es sich um ein Gemisch von 80 % Phenol-Resorcin-Harz und 20 % Harnstoffharz. 



Holz-Mix 

1205 kg (285.3%) 

Schnittholz 

744 kg (176.1%) 

3 

1m Brettschichtträger 

422 kg (100.0%) 

ausländisches Rundholz 

289 kg (68.5%) 

Innländisches Rundholz 

916 kg (216.8%) 

Hackschnitzel 

461 kg (109.2%) 


16 kg (3.9%) 

Wasser aus Holztrocknung 

181 kg (42.9%) 

Restholz 

157 kg (37.1%) 

Abbildung N-6: Massenflußbild bei der Herstellung von Brettschichtträgern



Die thermische Energie zur Trocknung des Holzes und zur Hallenklimatisierung wird 

nach Angaben von /RES 86/ in der Holzleimbauindustrie zu 55 % durch die Verbrennung 

von Restholz, zu 41 % mit Gas und zu 4 % mit Öl gedeckt. 

Die Energieaufwendungen zur Trocknung der Schnittholzprofile werden anteilig den 

Brettschichtträgern und auch dem Restholz zugeordnet, da sich durch die Trocknung der 

Heizwert des Restholzes erhöht, d.h. die Eigenschaften des Restholzes als Brennstoff 

werden verbessert. Untenstehend sind die Aufwendungen, die zur Trocknung von einem 

Kubikmeter Schnittholz nötig sind, aufgezählt. 

Trocknung: 33 kWh Strom 

0,8 l Heizöl 



Die Energieaufwendungen zur Durchführung der übrigen Arbeitsschritte werden zu 

100 % den Brettschichtträgern zugeordnet. Nachfolgend werden die Aufwendungen, die 

zur Herstellung von einem Kubikmeter Brettschichtträgern nötig sind, angegeben. 

Stapelstation, Vorhobeln: 11 kWh Strom 

Keilzinken, Lamellenhobel: 26 kWh Strom 

Pressen: 2,6 kWh Strom 

Binderhobel: 10 kWh Strom 

Abbund: 6,7 kWh Strom 

Absaugung: 19 kWh Strom 

Klimatisierung und Hallenheizung: 7,0 kWh Strom 


1,7 l Heizöl 

19 m 3 Erdgas 


Der Kumulierte Regenerative Aufwand (KRA) hat einen Anteil von 65 % am KEA. Der 

Heizwert der Brettschichtträger hat wiederum einen Anteil von fast 90 % am KRA, die 

restlichen 10 % entfallen auf die Bereitstellung von Prozeßenergie aus Biomasse. Prozeßwärme 

wird in vielen Betrieben der holzbearbeitenden Industrie durch die Verbrennung 

von Restholz erzeugt. Bei Brettschichtträgern zeigt ein Vergleich der Anteile, die 

fossile und regenerative Energieträger an der Bereitstellung von Prozeßwärme haben, 

daß 75 % davon mit fossilen Brennstoffen erzeugt werden. 

Der Heizwert des Holzes hat einen Anteil von über 55 % am KEA der Brettschichtträger. 

Die Aufwendungen für Trocknung und Klimatisierung betragen 20 %, weitere 17 % des 


ENERGIEWIRTSCHAFT

166 N Holz 

KEA machen die anderen Bearbeitungsschritte, wie z.B. Keilzinken, Hobeln und Pressen, 

und die Bereitstellung des Holzleims aus. Die verbleibenden 8 % sind im Schnittholz 

durch die vorausgehenden Bearbeitungsschritte im Sägewerk und bei der Holzernte 

kumuliert. 




Schnittholz 

10273 MJ 

(88.1%) 

Herstellung Brettschichtträger 

Brettschichtträger 

11661 MJ (100.0%) 

Holz-Mix 

15428 MJ (132.2%) 


532 MJ (4.6%) 

LKW-Transport 

168 MJ (1.4%) 

Hackschnitzel 

5855 MJ (50.2%) 


704 MJ (6.0%) 


1317 MJ (11.3%) 

Leichtöl 

97 MJ (0.8%) 

Erdgas 

992 MJ (8.5%) 

Restholz 

1331 MJ (11.4%) 

Restholz 

3054 MJ (26.2%) 

Abbildung N-7: Primärenergieflußbild der Herstellung von einem Kubikmeter Brettschichtträgern


Bei den Emissionen macht der Anteil, der durch Trocknung und Klimatisierung verursacht 

wird zwischen 35 und 60 % der gesamten Emissionen aus. Rund 55 % des Wärmebedarfes 

für die Trocknung und die Hallenklimatisierung wird durch die Verbrennung 

von Restholz gedeckt, die daraus resultierenden Kohlendioxidemissionen sind regenerativ 

und haben einen Anteil von 37 % an den gesamten Kohlendioxidemissionen. In Tabelle 

N-7 sind zum Vergleich die fossilen Kohlendioxidemissionen, die bei der Herstellung 

von einem Kubikmeter Brettschichtholz entstehen, extra ausgewiesen. 


Brettschichtträgern, mit Angabe des fossilen Anteils 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Brettschichtträger 11.661 332 327 909 268 487 113 16 60 

Produkt 


KNRA 

[MJ] 

CO2 fossil 

[kg] 

Brettschichtträger 4.029 202 

Da bei der Herstellung von Brettschichtträgern keine nennenswerten prozeßbedingten 

Emissionen entstehen, sind die in der Tabelle N-7 eingetragenen Emissionen die Gesamtemissionen. 

Auch in /GEM/ und /ÖKO 95/ existiert je ein Datensatz zu Brettschichtträgern, 

diese werden in Tabelle N-8 mit den hier ermittelten Werten verglichen. Die 

hohen Kohlenmonoxidemissionen, die dort ausgewiesen werden, könnten wieder mit der 

dort getroffenen Annahme zusammenhängen, daß für Erhaltungskalkungen Branntkalk 

verwendet wird (vgl. Seite 155). 


Kubikmeter Brettschichtträgern nach Tabelle N-7, /ÖKO 95/ und 

/GEM/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Brettschichtträger 11.661 332 327 909 268 487 113 16 60 

Brettschichtträger /ÖKO 95/ - -1.140 1 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

2.110 863 604 351 472 6 - 

Brettschichtträger /GEM/ - 434 4.980 1.990 430 610 160 30 170 

1 Negative Emissionen durch CO2-Bindung während des Wachstums 


ENERGIEWIRTSCHAFT

168 N Holz 

6 Furniere 

Die Furniere werden in zwei Gruppen eingeteilt, die Messer- und die Schälfurniere. Bei 

der Herstellung von Schälfurnieren wird das Furnier entlang der Jahresringe des Baumes 

abgehoben, der Baum wird „geschält“. Um Messerfurniere zu erhalten wird das 

Holz zu Blöcken bearbeitet, von denen das Furnier dann Schicht für Schicht abgetragen 

wird. 

In diesem Abschnitt werden nur die Furniere behandelt, die für dekorative Zwecke hergestellt 

werden; es handelt sich dabei in aller Regel um Messerfurniere. Sie finden zur 

Beschichtung von Platten in der Möbelindustrie, für Türen, Wand- und Deckenverkleidungen 

Verwendung. Gerade Schälfurniere werden auch oft zur Herstellung von Sperrholz 

verwendet. 


Hier sollen am Beispiel von Messerfurnieren die einzelnen Bearbeitungsschritte vom 

Rundholz bis zum fertigen Furnier gezeigt werden. Die Rundhölzer, die bis zur Bearbeitung 

im Lager aufbewahrt sind, werden zunächst entrindet. In einigen Fällen erfolgt das 

Entrinden auch erst nach dem Dämpfen bzw. Kochen. Als nächstes werden die Blöcke 

zugerichtet, bei diesem Arbeitsschritt wird das spätere Furnierbild eingestellt. Danach 

erfolgt das Dämpfen bzw. Kochen der Blöcke, bevor in einem weiteren Arbeitsschritt die 

Furniere in der Messermaschine von den Blöcken geschnitten werden. Die nassen Furniere 

werden dann entweder kurz zwischengelagert oder sofort getrocknet. Als letzter 

Schritt erfolgt das Zuschneiden, Vermessen, Paketieren und stammweise Lagern der fertigen 

Furniere. In Abbildung N-8 ist die Furnierherstellung schematisch dargestellt. 



Rundholzlager 

Einteilung der Stämme, 

Entrindung 

Zurichten der Blöcke 

Dämpfen bzw. Kochen 

Putzen 

Messern 

Zwischenlagern der nassen 

Furniere 

Trocknen 

Zwischenlager 

Zuschneiden 

Vermessen, Taxieren 

Furnierlager, 

stammweise sortiert 

Abbildung N-8: Schematische Darstellung der Messerfurnierherstellung

Furniere 169 

Zur Herstellung von einem Kubikmeter Furnieren sind im Durchschnitt 1,8 Kubikmeter 

Rundholz nötig, d.h. es fällt auch in diesem Industriezweig viel Restholz an, das zur 

Deckung des thermischen Energiebedarfes genutzt werden kann. 

Kalksteinmehl 

31 kg (8.6%) 

Baum 

719 kg (197.6%) 

Baumschnitt Baumschnitt 

Kalk im Boden 

31 kg (8.6%) 


719 kg (197.6%) 

Holz-Mix 

Holz-Mix 

946 kg (260.0%) 

Furnierherstellung 

3 

1m Furniere 

364 kg (100.0%) 


227 kg (62.4%) 

Abbildung N-9: Massenflußbild der Messerfurnierherstellung 


Wasser aus Furniertrocknung 

156 kg (42.9%) 

Restholz 

426 kg (117.1%) 

Baum 

227 kg (62.4%) 

Laut Angaben von /RES 86/ werden 81 % des thermischen Energiebedarfes für Trocknung, 

Dämpf- und Kochgruben etc. aus der Verbrennung von Restholz gedeckt. Die restlichen 

19 % durch die Verbrennung von Heizöl. 

Die Energieaufwendungen zur Durchführung der einzelnen Produktionsschritte, die zur 

Erzeugung von Messerfurnieren nötig sind, werden diesen zu 100 % zugeordnet. In der 

nachfolgenden Aufzählung werden die Aufwendungen zur Erzeugung von einem Kubikmeter 

Messerfurnieren angegeben. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

170 N Holz 

Messerfurniere: 

Entrinden, Zurichten der Blöcke: 45 kWh Strom 

Dämpf- und Kochgruben: 8,4 kWh Strom 



7,9 l Heizöl 


Messermaschine: 91 kWh Strom 

Trocknen der Furniere: 73 kWh Strom 

21 l Heizöl 


Sonstige Verbraucher: 97 kWh Strom 

Das Restholz, das während der Produktion anfällt wird in einem Hacker zu Hackschnitzeln 

zerkleinert. Der dafür notwendige Aufwand an Strom in Höhe von 5,9 kWh wird 

dem Restholz angerechnet. 


Bei der Furnierherstellung macht der Kumulierte Regenerative Aufwand (KRA) rund 

70 % und damit mehr als 2/3 des KEA aus. Der Heizwert der Furniere hat in diesem Fall 

nur einen Anteil von etwas über 50 % am KRA. Die Aufwendungen zur Bereitstellung 

von Prozeßenergie machen den anderen Teil des KRA aus, wobei dazu in rund 54 % der 

Betrieben regenerative Energieträger (Restholz) eingesetzt werden. 

Wird der KEA näher betrachtet, so läßt sich feststellen, daß der Heizwert des Holzes bei 

der Furnierherstellung nur rund 35 % ausmacht. Die Aufwendungen zur Bereitstellung 

der thermischen Energie für die Dämpf- bzw. Kochgruben sowie die Trocknung sind mit 

40 % der größte Posten des KEA. Weitere 15 % sind für die Bereitstellung der elektrischen 

Energie nötig. Die restlichen 10 % sind im für die Herstellung verwendeten Rundholz 

kumuliert.

Furniere 171 

Hacker 


85 MJ (0.5%) 

Betriebsenergie Hacker 

85 MJ (0.5%) 

Furniere 

17616 MJ (100.0%) 

Holz-Mix 

12120 MJ (68.8%) 

Furnierherstellung 

Holz-Mix 


3598 MJ (20.4%) 

Leichtöl 

1144 MJ 6.5%) 

Restholz 

6003 MJ (34.1%) 

Restholz 

5335 MJ (30.3%) 


3071 MJ (17.4%) 


9049 MJ (51.4%) 

Abbildung N-10: Primärenergieflußbild bei der Herstellung von einem Kubikmeter 

Messerfunier 

Da die Bereitstellung der thermischen Energie einen großen Anteil an den Prozeßenergieaufwendungen 

hat und davon über 80 % durch die Verbrennung von Restholz gedeckt 

werden, ist der Anteil der regenerativen Kohlendioxidemissionen mit über 65 % relativ 

hoch. Wird der Anteil der Kohlendioxidemissionen, die durch die Arbeitsschritte der 

Trocknung und des Dämpfen bzw. Kochen verursacht werden, betrachtet, so läßt sich 

weiter feststellen, daß fast 75 % der gesamten Kohlendioxidemissionen aus der Bereitstellung 

der dafür nötigen Prozeßwärme resultieren. 


Brettschichtträgern, mit Angabe des fossilen Anteils 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Messerfurniere 17.616 933 847 1.880 668 579 269 49 103 

Produkt 


KNRA 

[MJ] 

CO2 fossil 

[kg] 

Messerfurniere 5.180 240 

Da weder in /GEM/ noch in /ÖKO 95/ Datensätze über die Furnierherstellung vorhanden 

sind können die Ergebnisse hier nicht weiter diskutiert werden. Furniere sind dünne 

Werkstoffe und damit schnelltrocknend. Es kann daher davon ausgegangen werden, daß 

keine nennenswerten prozeßbedingten Emissionen aus thermischer Zersetzung entstehen. 

Die in Tabelle N-9 angegebenen Emissionen sind die Gesamtemissionen. 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

172 N Holz 

7 Sperrholz 

Unter dem Begriff Sperrholz versteht man in der Holzindustrie unter Druck verleimte 

Furnierlagen, wobei es sich bei den Furnieren, die zur Sperrholzherstellung verwendet 

werden, um Schälfurniere handelt. Durch die Art und Weise des Herstellungsverfahrens 

können die Eigenschaften der Furnierplatten genau auf den jeweiligen Verwendungszweck 

abgestimmt werden. Dadurch ergeben sich mehrere Vorteile, unter anderem größere 

Formstabilität, verbesserte Festigkeitseigenschaften und Witterungsbeständigkeit. 

Zur Produktgruppe der Sperrhölzer gehören auch die Tischlerplatten und Formteile. 

Hier werden jedoch nur die Sperrholzplatten näher betrachtet, wobei die Energieaufwendungen 

für die Herstellung von Tischlerplatten in etwa genauso hoch sind wie für 

die Sperrholzherstellung. 


Die Sperrholzherstellung teilt sich in zwei voneinander unabhängige Produktionsschritte, 

die Furnierherstellung und die Herstellung von Sperrholzplatten. Die Furnierherstellung 

ist im Gegensatz zur Herstellung von Edelfurnieren, wesentlich stärker mechanisiert, 

beispielsweise sind hier Schälmaschine und Trockner anlagentechnisch gekoppelt. 

Nach der Furnierzubereitung, dem letzten Arbeitsschritt der Furnierherstellung, 

die unter anderem das Fügen, Zusammensetzen und den Formatschnitt beinhaltet, erfolgt 

im zweiten Produktionsschritt die Sperrholzherstellung. Da die Furnierherstellung 

bereits in Kapitel 6 beschrieben wurde, wird auf sie nicht weiter eingegangen. 

Für die Erzeugung von Formteilen und Sperrholzplatten werden die einzelnen Furnierlagen 

zunächst beleimt und getränkt. Danach werden sie entsprechend dem gewünschten 

Plattenaufbau zusammengelegt und kalt gepreßt. Je nachdem in welchem Winkel 

die Faserrichtungen der einzelnen Furnierlagen zueinander liegen unterscheidet man 

Schichtholz und Sperrholz im eigentlichen Sinn. Bei Schichtholz verlaufen die einzelnen 

Faserrichtungen parallel, bei Sperrholz im 90 Grad Winkel zueinander. Bei Sternholz 

beträgt der Winkel der Faserlagen zwischen 15 und 45 Grad. Nach dem Kaltpressen erfolgt 

das Heißpressen in Ein- oder Mehretagenpressen. Je nachdem ob das Holz dabei 

um mehr oder weniger als 10 % verdichtet wird, spricht man von Lagen- oder Preßlagenholz. 

Die danach erfolgende Konditionier- bzw. Klimatisierungsphase erhöht die 

Formstabilität der Platte. Zuletzt werden die Platten auf Format geschnitten, geschliffen 

und evtl. beschichtet. Abbildung N-11 zeigt schematisch die einzelnen Herstellungsschritte, 

die im zweiten Produktionsschritt, bei der Sperrholzherstellung durchgeführt 

werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Sperrholz 173 

Schälfurnierlager 

Beleimen, Tränken 

Zusammenlegen 

kaltes Vorpressen 

Heißpressen 

Konditionieren 

Formatschneiden 

Schleifen 

Fertigteillager 

Abbildung N-11:Schematische Darstellung der Sperrholzherstellung (ohne Schälfurnierherstellung) 

Zur Herstellung von einem Kubikmeter Sperrholz werden durchschnittlich 2,3 Kubikmeter 

Rundholz benötigt, dies entspricht einer Ausbeute von nur 44 %. Dieser relativ 

niedrige Wert läßt sich damit erklären, daß zwei Produktionsschritte, die Schälfurnierund 

die Sperrholzherstellung nacheinander durchgeführt werden. Die Schälfurnierherstellung 

allein weist eine Ausbeute von 55 %, die Sperrholzherstellung eine Ausbeute 

von 80 % auf. Nach Angaben von /RES 86/ werden pro Kubikmeter Sperrholz rund 80 kg 

Leim benötigt. Bei den Leimsorten, die in der Sperrholzindustrie verwendet werden 

handelt es sich hauptsächlich um Harnstoff-, Melamin- und Phenolharze. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

174 N Holz 



Schälfurniere 

455 kg (94.8%) 

Herstellung Schälfurniere 

Herstellung Sperrholzplatten 

3 

1m Sperrholzplatten 

480 kg (100.0%) 

Abbildung N-12:Massenflußbild der Sperrholzherstellung 


Rundholz (Mix) 

1180 kg (245.9%) 

Wasser aus Furniertrocknung 

195 kg (40.6%) 

Restholz 

530 kg (110.5%) 


80 kg (16.7%) 

Restholz 

55 kg (11.5%) 

Eine genaue Aufschlüsselung des Energieeinsatzes nach den einzelnen Verarbeitungsschritten 

kann bei der Sperrholzherstellung aufgrund fehlender Angaben nicht erfolgen, 

es wird lediglich nach Schälfurnier- und Sperrholzherstellung differenziert. Alle Energieaufwendungen, 

die zur Durchführung der beiden Produktionsschritte nötig sind werden 

ganz dem Sperrholz zugerechnet. Laut /RES 86/ wird in der Sperrholzindustrie zur 

Wärmeerzeugung 85 % Restholz verwendet; die verbleibenden 15 % werden mit Öl gedeckt. 

Untenstehend sind die Aufwendung zur Erzeugung von einem Kubikmeter Sperrholz 

aufgezählt. 

Schälfurnierherstellung: 180 kWh Strom 

24 l Öl 


Sperrholzherstellung: 150 kWh Strom 

10 l Öl 

228 kg Restholz

Sperrholz 175 


Bei der Sperrholzherstellung macht der Kumulierte Regenerative Energieaufwand 

(KRA) fast 60 % des KEA aus. Der Heizwert des Sperrholzes hat einen Anteil von rund 

45 % am KRA, damit entfällt noch etwas mehr als 1/3 auf die Bereitstellung von Prozeßenergie. 

Rund die Hälfte des Prozeßenergieaufwandes wird durch regenerative Energieträger 

gedeckt. 

Bei einer Betrachtung des KEA läßt sich feststellen, daß die Aufwendungen zur Bereitstellung 

der thermischen Energie rund 30 % betragen. Der Heizwert des Holzes hat einen 

Anteil von 28 % am KEA. Die im Rundholz kumulierten Energieaufwendungen und 

die Bereitstellung des Stromes haben einen Anteil von 14 % am KEA, weitere 15 % 

macht der Einsatz des Leims aus. 

Herstellung Schälfurniere 

Schälfurniere 

16932 MJ 

(73.0%) 

Herstellung Sperrholzplatten 

Sperrholzplatten 

23210 MJ (100.0%) 

Rundholz (Mix) 

15117 MJ (65.1%) 


2062 MJ (8.9%) 

Leichtöl 

946 MJ (4.1%) 

Restholz 

5340 MJ (23.0%) 

Restholz 

6534 MJ (28.2%) 


3456 MJ (14.9%) 


1718 MJ (7.4%) 

Leichtöl 

405 MJ (1.7%) 

Restholz 

2295 MJ (9.9%) 

Restholz 

1597 MJ (6.9%) 

Abbildung N-13:Primärenergieflußbild bei der Sperrholzherstellung (1 m 3 ) 


ENERGIEWIRTSCHAFT

176 N Holz 

Den größeren Teil der Emissionen, die bei der Sperrholzherstellung entstehen, verursacht 

die Schälfurnierherstellung. Die Kohlenmonoxidemissionen fallen zu über 65 % bei 

diesem ersten Produktionsschritt an. Auch bei den Kohlendioxidemissionen verhält es 

sich so, wobei 66 % der gesamten Kohlendioxidemissionen aus regenerativen Energien 

stammen. In Tabelle N-10 sind zum Vergleich die fossilen Kohlendioxidemissionen ausgewiesen. 


Sperrholzplatten, mit Angabe des fossilen Anteils 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Sperrholzplatten 23.201 1.180 1.104 2.412 861 1.168 343 63 132 

Produkt 


KNRA 

[MJ] 

CO2 fossil 

[kg] 

Restholz aus Furnierherstellung 9.142 307 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Spanplatten 177 

8 Spanplatten 

Die Spanplattenindustrie zählt, neben der Sägeindustrie sowie der Zellstoff- und Papierindustrie, 

zu den bedeutendsten Zweigen der holzbe- und verarbeitenden Industrie in 

Deutschland. Im Jahr 1997 stellte sie mit einem Verbrauch von über 10 Millionen Kubikmetern 

Holz den zweitgrößten Verbraucher nach der Sägeindustrie dar /HLZ 98/. 

Nach DIN 68 761 wird als Spanplatte ein plattenförmiger Holzwerkstoff bezeichnet, der 

durch Verpressen kleiner Holzpartikel oder anderer holzartiger Faserstoffe mit Bindemittel 

hergestellt wird. Spanplatten werden roh oder beschichtet, mit unterschiedlicher 

Qualität hergestellt. 


Es gibt zwei verschiedene Herstellungsverfahren zur Produktion von Spanplatten, das 

Strangpreßverfahren und das Flachpreßverfahren. Der größte Teil der in Deutschland 

produzierten Spanplatten wird im Flachpreßverfahren erzeugt, da diese Platten günstigere 

Materialeigenschaften aufweisen. Der Arbeitsablauf zur Spanplattenherstellung 

stellt sich wie folgt dar; dabei ist es unwichtig ob die Platten ein-, drei- oder mehrschichtig 

aufgebaut sind: 

Die qualitativen Anforderungen an das Spanmaterial für Deck- und Mittelschicht der 

Platten sind unterschiedlich, daher werden die Arbeitsschritte zur Erzeugung des 

Spanmaterials getrennt durchgeführt. Diese umfassen das Entrinden sowie die Herstellung 

und Sichtung von Spänen verschiedener Größe, mit denen die Platteneigenschaften 

gezielt beeinflußt werden können. Nachdem die Späne getrocknet und beleimt 

wurden, diese Schritte werden jeweils durch eine Zwischenlagerung unterbrochen, gelangen 

sie, immer noch nach Spänen für die Deck- und Mittelschicht getrennt, in die Dosierbunker 

der Formstraße. Die Späne werden kontinuierlich auf das laufende Formband 

gestreut, gelangen in eine Kaltpresse und danach in die Heißpresse. Nach einer 

kurzen Konditionier- und Abkühlphase werden die Platten besäumt, kalibriert und ins 

Fertigteillager verschickt. 

Je nachdem wie die Platten verwendet werden, verlassen diese das Werk im Rohzustand 

oder werden mit einer Beschichtung versehen. Abbildung N-14 zeigt den Arbeitsablauf 

zur Spanplattenherstellung in schematischer Form. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

178 N Holz 



Deckschicht Mittelschicht 

Dosieren 

Beleimen 

Lagern 

Sichten 

Trocknen 

Nachzerkleinern 

Lagern 

Zerspanen 

Ablängen 

Entrinden 

Industrieholzlager 



Dosieren 

Beleimen 

Lagern 

Sichten & Nachzerkleinern 

Trocknen 

Nachzerkleinern 

Lagern im Naßspansilo 

Zerspanen 

Lagern 

Zerspanen 

Lager Industrieresteholz 


wird optional 

durchgeführt 

Abbildung N-14: Schematische Darstellung der Spanplattenherstellung 

Vliesbildung 

Wiegen 

Vorpressen 

Heißpressen 

Kühlen, Konditionieren 

Besäumen 

Schleifen 

Fertigteillager 

Hackschnitzel 

Fremdbezug 

Die Ausbeute bei der Spanplattenherstellung liegt bei rund 70 %, das bedeutet es sind 

im Durchschnitt 1,4 Kubikmeter Rohholz nötig um einen Kubikmeter Spanplatten zu 

erzeugen. Weiter werden 44 kg Polykondensationsklebstoff pro Kubikmeter Spanplatten 

benötigt.



1088 kg (142.2%) 

Schnittholzherstellung Bereitstellung Industrieholz 

Hackschnitzel 

416 kg (56.7%) 

Rest-Industrieholz-Mix 

744 kg (101.3%) 

Spanplatten 

734 kg (100.0%) 

Schnittholz 

672 kg (91.5%) 

Holzbereitstellung 

Spanplattenherstellung 

Beschichten der Spanplatten 

3 

1m Spanplatten beschichtet 

734 kg (100.0%) 

Industrieholz 

327 kg (44.6%) 

Abbildung N-15:Massenflußbild der Spanplattenherstellung 


Kalksteinmehl 

14 kg (1.9%) 

Restholz 

327 kg (44.6%) 

Kalk im Boden 

14 kg (1.9%) 


44 kg (6.0%) 

Restholz 

54 kg (7.3%) 

Auch in der Spanplattenindustrie wird das Restholz zur Erzeugung von thermischer 

Energie genutzt. Es werden ca. 75 % der Prozeßwärme durch die Verbrennung von Holz, 

13 % durch Gas und die restlichen 12 % durch Öl gedeckt. Von der thermischen Energie, 

die in der Spanplattenindustrie benötigt wird entfällt ein Anteil von fast 50 % auf die 

Trocknung des zu Spänen gemahlenen Holzes, der Rest wird für das Heißpressen und 

das Beschichten aufgewendet. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

180 N Holz 

Die zur Trocknung nötigen Energieaufwendungen werden anteilig dem Restholz, da dadurch 

sein Heizwert erhöht wird, und den Spanplatten zugeordnet. Die restlichen Verfahrensschritte 

werden ausschließlich zur Erzeugung der Spanplatten durchgeführt, daher 

werden die dafür benötigten Energieaufwendungen voll den Spanplatten angerechnet. 

Die Aufwendungen zur Erzeugung von einem Kubikmeter Spanplatten und die dabei 

benötigten Brennstoffmengen sind unten angegeben /RES 86/. 

Entrindung, Späneaufbereitung: 39 kWh Strom 

Trocknung: 32 kWh Strom 



3,7 l Öl 

4,5 m 3 Gas 


Beleimung, Formgebung: 15 kWh Strom 

1,3 l Öl 

1,5 m 3 Gas 


Heizung (mit Verlusten): 13 kWh Strom 

2,5 l Öl 

3,1 m 3 Gas 


Beschichtung: 24 kWh Strom 


1,7 l Öl 

2,1 m 3 Gas 


Bei der Betrachtung des KEA muß unterschieden werden, ob es sich um beschichtete 

oder unbeschichtete Spanplatten handelt, da die Aufwendungen für die Beschichtung 

einen Anteil von 6 % am KEA haben. Die im weiteren diskutierten Werte gelten für beschichtete 

Platten. 

Der Kumulierte Regenerative Energieaufwand (KRA) hat einen Anteil von knapp über 

70 % am KEA. Wobei über 85 % des KRA im Heizwert der Spanplatten enthalten sind, 

so daß der Aufwand zur Bereitstellung von Prozeßenergie mit 15 % relativ niedrig ist. 

Ein Vergleich der Anteile, die fossile und regenerative Energieträger an der Bereitstellung 

von Prozeßenergie haben, zeigt, daß letztere 42 % der gesamten Prozeßenergieaufwendungen 

ausmachen. Abbildung N-16 zeigt das Primärenergieflußbild für die Herstellung 

von einem Kubikmeter beschichteten Spanplatten.


Herstellung Spanplatten 


1901 MJ (12.8%) 


1238 MJ (8.4%) 

Leichtöl 

298 MJ (2.0%) 

Restholz, Industrieholz 

9451 MJ (63.8%) 

Erdgas 

323 MJ (2.2%) 

Restholz 

1863 MJ (12.6%) 

Restholz 

1105 MJ (7.5%) 

Spanplatten unbeschichtet 

13970 MJ (94.3%) Beschichtung 

839 MJ (5.7%) 

Beschichtung Spanplatten 

Spanplatten beschichtet 

14809 MJ (100.0%) 

Betriebsenergie Beschichtung 

Abbildung N-16:Primärenergieflußbild der Spanplattenherstellung 


277 MJ (1.9%) 

Leichtöl 

67 MJ (0.5%) 

Erdgas 

73 MJ (0.5%) 

Restholz 

421 MJ (2.8%) 

Der größte Teil der Emissionen, die bei der Herstellung von Spanplatten verursacht 

werden, stammt aus der Bereitstellung von thermischer Energie. Es sind dies z.B. fast 

75 % bei den Kohlendioxidemissionen, wobei dieser Anteil bei beschichteten und unbeschichteten 

Platten ungefähr gleich ist. Bei den anderen Emissionen bewegt sich dieser 

Anteil im Bereich zwischen 20 und 80 %. 

Die durch Holzverbrennung erzeugte Prozeßwärme, die 75 % der insgesamt benötigten 

Prozeßwärme ausmacht, verursacht mehr als 50 % der Kohlendioxidemissionen, diese 

sind regenerativ. In Tabelle N-11 sind zum Vergleich die fossilen Kohlendioxidemissionen 

separat ausgewiesen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

182 N Holz 


Spanplatten, mit Angabe des fossilen Anteils 

Produkt 




KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Spanplatte unbeschichtet 13.970 305 294 711 208 513 93 16 42 

Spanplatte beschichtet 14.809 372 353 823 249 566 109 19 47 

Produkt 


KNRA 

[MJ] 

CO2 fossil 

[kg] 

Spanplatte unbeschichtet 3.843 125 

Spanplatte beschichtet 4.257 145 

Bei der Herstellung von Spanplatten entstehen keine prozeßbedingten Emissionen, daher 

handelt es sich bei den in Tabelle N-11 ausgewiesenen Emissionen um die Gesamtemissionen. 

Die hohen Kohlenmonoxidemissionen bei /GEM/ und /ÖKO 95/, die zum 

Vergleich in Tabelle N-12 angegeben sind, können wieder mit der für Deutschland nicht 

gültigen Annahmen zusammenhängen, daß bei Erhaltungskalkungen Branntkalk ausgebracht 

wird. 


Kubikmeter Spanplatten nach Tabelle N-9, /GEM/ und /ÖKO 95/ 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Spanplatten (unbeschichtet) 13.970 305 294 711 208 513 93 16 42 

Spanplatten /ÖKO 95/ -1.124 1.453 551 407 218 212 4 

Spanplatten /GEM/ 1.269 5.850 2.860 930 2.770 280 60 220 

/IHD 97/, /UBA 98/, /GEM/, /ÖKO 95/, /RES 86/, /KRÖ 89/, /HLZ 98/, /BML 99/ 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g]

Anhang 

Baustoff-Tabellen 

Die Ergebnistabellen sind in alphabetischer Reihenfolge wiedergegeben. 

Beton 

Beton, bewehrt 

Produkt 


Kapitel 

E 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtbeton LB25 (mit Bims) Pkt. 3 4.038 488 238 895 1.149 998 49 50 84 

Normalbeton B25 (mit PZ) Pkt. 3 2.434 307 154 586 788 749 32 33 56 

Schwerbeton Pkt. 3 2.361 232 128 488 580 400 35 20 44 

Beton, unbewehrt 

Produkt 


Kapitel 

E 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtbeton LB25 (mit Bims) Pkt. 3 1.056 195 60 509 139 173 20 26 16 

Normalbeton B25 (mit PZ) Pkt. 3 658 118 37 315 84 104 11 16 11 

Schwerbeton Pkt. 3 1.266 123 68 351 236 125 25 12 22 

Betonfertigteile, bewehrt 

Produkt 


Kapitel 

E 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtbeton Pkt. 4 4.283 597 141 748 1.290 1.224 61 29 36 

Leichtbeton, dampfgehärtet Pkt. 4 4.711 628 165 869 1.333 1.233 69 30 42 

Normalbeton Pkt. 4 2.652 362 90 483 763 732 40 18 24 

Normalbeton, dampfgehärtet Pkt. 4 3.080 394 115 604 806 740 47 19 30 

Betonwaren 

Produkt 


Kapitel 

L 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Betonware Pkt. 5 756 123 43 349 89 113 15 16 13 

Betonware, dampfgehärtet Pkt. 5 792 126 45 359 93 114 15 16 14 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

A-1 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

A-2 Anhang 

Gasbeton 

Produkt 







Leichtbetonplatten 

Produkt 




Kapitel 

F 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Pkt. 3 3.619 471 176 849 259 559 30 47 48 

Pkt. 3 3.103 417 156 757 227 484 29 40 46 

Pkt. 3 2.753 388 146 563 180 446 26 31 53 

Pkt. 3 5.119 651 212 898 804 1.059 53 43 60 

Pkt. 3 4.419 551 239 803 688 925 42 46 85 

Kapitel 

G 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtbetonplatte Pkt. 4 3.832 458 202 1.056 955 390 122 46 66 

Leichtbetonsteine 

Produkt 


Kapitel 

G 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Bimsstein Dichte 0,5 bis 

0,6 kg/dm 3 mit Dampfhärtung 

Pkt. 3 1.751 244 118 847 199 201 50 29 39 


0,6 kg/dm 3 ohne Dampfhärtung 

Pkt. 3 1.412 219 99 752 165 194 44 28 34 


0,9 kg/dm 3 mit Dampfhärtung 

Pkt. 3 923 126 59 424 105 102 24 15 19 


0,9 kg/dm 3 ohne Dampfhärtung 

Pkt. 3 690 109 46 358 81 97 20 14 16 

Porentonmauerblock Pkt. 3 3.969 359 252 831 1.505 202 80 20 93 

Dämmstoff 

Produkt 


Kapitel 

M 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Glaswolle Pkt. 4 16.454 1.011 705 1.277 1.135 2.599 90 78 203 

Steinwolle Pkt. 3 14.702 1.280 619 2.014 4.176 4.241 131 44 272 

Estrich 

Produkt 


Kapitel 

H 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Anhydritestrich, (mit Sand) Pkt. 5 207 14 24 140 15 13 17 1 10 

Zementestrich (mit Bims) Pkt. 5 1.681 303 85 765 215 272 21 41 24 

Zementestrich (mit Blähperlit) Pkt. 5 4.326 514 235 1.187 558 585 49 55 53 

Zementestrich (mit Blähton) Pkt. 5 3.279 448 188 1.105 828 352 54 49 62 

Zementestrich (mit Sand) Pkt. 5 1.136 199 58 511 141 180 15 27 17 

Gips 

Produkt 


Kapitel 

B 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Gipskartonplatten Pkt. 4 3.462 155 141 240 51 373 17 4 13 

Hochbrandgips Pkt. 3 1.513 87 75 171 44 179 13 2 10 

Putzgips Pkt. 3 1.513 87 75 171 44 179 13 2 10 

Stuckgips Pkt. 3 1.067 61 57 135 30 126 10 2 8 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g]

Baustoff-Tabellen A-3 

Glas 

Produkt 


Kapitel 

L 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Flachglas Pkt. 3 14.360 1.184 553 4.721 3.763 2.206 247 32 151 

Holz 

Produkt 

Alle Werte je Kubikmeter 

Kapitel 

N 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Brettschichtträger Pkt. 5 11.661 332 327 909 268 487 113 16 60 

Getrocknetes Laubschnittholz Pkt. 4 9.290 232 242 683 201 163 92 12 44 

Getrocknetes Nadelschnittholz Pkt. 4 8.749 186 197 602 173 136 79 10 40 

Industrieholz Pkt. 2 6.542 10 24 142 13 6 17 1 10 

Messerfurniere Pkt. 6 17.616 933 847 1.880 668 579 269 49 103 

Rundholz (Mix) Pkt. 2 6.660 19 33 177 47 12 21 1 14 

Schnittholz Pkt. 3 7.184 52 71 368 92 55 44 3 28 

Spanplatte beschichtet Pkt. 8 14.809 372 353 823 249 566 109 19 47 

Spanplatte unbeschichtet Pkt. 8 13.970 305 294 711 208 513 93 16 42 

Sperrholzplatten Pkt. 7 23.201 1.180 1.104 2.412 861 1.168 343 63 132 

Kalk 

Produkt 


Kapitel 

C 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Feinkalk (Branntkalk) Pkt. 5 4.663 1.057 296 453 303 1.003 22 59 190 

Kalkhydrat Pkt. 6 3.553 804 225 344 231 762 17 45 144 

Kalkstein (Reinstein) Pkt. 3 87 5 7 19 4 9 2 0 1 

Kalksteinmehl Pkt. 4 657 38 21 54 24 73 5 1 3 

Kalksandstein 

Produkt 


Kapitel 

K 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Kalksandstein Pkt. 3 976 108 61 176 87 128 15 6 26 

Kies 

Produkt 


Kapitel 

A 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Baukies Pkt. 3 44 3 4 24 3 3 3 0 2 

Splitt Pkt. 3 61 4 5 25 3 5 3 0 2 

Mörtel 

Leichtmörtel mit Blähton als Zuschlag 

Produkt 


Kapitel 

H 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Leichtmörtel MG II Pkt. 3 1.055 192 62 406 114 176 17 21 25 

Leichtmörtel MG IIa Pkt. 3 3.641 417 231 909 1.135 293 71 31 89 

Leichtmörtel MG III bzw. IIIa Pkt. 3 4.090 569 228 1.077 485 609 44 55 70 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 


ENERGIEWIRTSCHAFT

A-4 Anhang 

Normalmörtel 

Produkt 




Kapitel 

H 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Normalmörtel MG I Pkt. 3 549 101 39 111 35 98 10 6 22 

Normalmörtel MG II Pkt. 3 962 175 55 347 101 162 14 19 22 

Normalmörtel MG IIa Pkt. 3 1.029 184 56 409 116 169 14 22 20 

Normalmörtel MG III bzw. IIIa Pkt. 3 1.143 200 59 514 143 182 15 27 17 

Putz 

Leichtputz (Wärmedämmputz) mit EPS als Zuschlag 

Produkt 


Kapitel 

H 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Anhydritputz (P Va) Pkt. 4 6.299 30 63 376 36 20 45 2 28 

Gipsputz (P IVc) Pkt. 4 7.558 255 117 303 91 287 26 13 50 

Zementputz (P IIIb) Pkt. 4 8.905 488 129 1.188 344 438 27 66 35 

Normalputz 

Produkt 


Kapitel 

H 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Anhydritputz (P Va) Pkt. 4 220 15 27 155 16 14 19 1 11 

Gipsputz (P IVc) Pkt. 4 677 91 46 140 36 103 13 5 20 

Zementputz (P IIIb) Pkt. 4 959 165 50 432 118 150 14 22 15 

Sand 

Produkt 


Kapitel 

A 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Bausand Pkt. 3 44 3 4 24 3 3 3 0 2 

Brechsand Pkt. 3 61 4 5 25 3 5 3 0 2 

Zement 

Produkt 


Kapitel 

D 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Hochofenzement (HOZ 350) Pkt. 6 1.669 232 72 534 157 238 19 27 19 

Hüttenzement (EPZ 350) Pkt. 5 3.766 724 162 1.607 503 650 17 100 39 

Portlandzement (PZ 350) Pkt. 4 4.290 890 184 1.875 590 754 17 118 43 

Portlandzementklinker Pkt. 3 4.056 914 182 1.940 604 742 15 124 44 

Ziegel 

Produkt 


Kapitel 

I 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Dachziegel Pkt. 5 4.168 282 227 634 35 603 17 5 40 

Mauerziegel (LHZ) Pkt. 3 2.468 291 113 420 107 236 14 3 40 

Vormauerziegel (Klinker) Pkt. 4 3.130 175 171 420 531 420 19 5 40 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g]

Literaturverzeichnis 

BEL 98 Bundesministerium für Ernährung, Landwirtschaft und Forsten (Hrsg.): Statistischer 

Monatsbericht, Bonn, 4. Quartal 1998 

BML 99 Bundesministerium für Ernährung, Landwirtschaft und Forsten: verschiedene 

Landesministerien, telefonische Mitteilung, Bonn 1999 

BRE 94 Bressler, G.: Ermittlung des Energie- und Primärenergiebedarfs zur Herstellung von 

Kalksandsteinen anhand einer Umfrage, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, 

München 1994 

BVG 95 Bundesverband Glasindustrie und Mineralfaserindustrie e. V. (Hrsg.): Jahresbericht 

1995, Düsseldorf 1996 

BVZ 98 Bundesverband der deutschen Ziegelindustrie:, telefonische Mitteilung, Bonn 1998 

COR 97 Corradini, R.: Ganzheitliche Bilanzierung von Metallen, Diplomarbeit an der 


DGG 98 Verlag der Deutschen Glastechnischen Gesellschaft (Hrsg.): Fachausschußbericht 

Nr. 75, Frankfurt am Main, September 1998 

DRO 96 Zementwerk Rohrdorf: mündliche Mitteilung von Herrn Dr. Roppelt bei der 

Besichtigung des Zementwerks, Juni 1996 

EYE 98 Eyerer, P.; et al.: Ganzheitliche Bilanzierung von Baustoffen und Gebäuden, 

Universität Stuttgart 1998 

EZI 97 Hackl, A.; Mauschitz, G.: Emissionen aus Anlagen der österreichischen Zementindustrie, 

Wien 1997 

FES 95 Festel, W.: Untersuchungen von Wärmedämmstoffen als Grundlage einer ganzheitlichen 

Bewertung von Niedrigenergiehäusern, Diplomarbeit am Lehrstuhl für 

Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik, TU München 1995 

FIS 82 Fischer, A.; Steinberger, W.: Wirtschaftlichkeit des Dampfenergiebedarfs bei der 

Herstellung von Kalksandsteinen, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 

1982 

GEM Gesamt-Emissions-Modell Integrierter Systeme: Programm zur Analyse der 

Umweltaspekte von Energie-, Stoff- und Transportprozessen, Öko-Institut e.V., Darmstadt 

1989-1999 

GIP 95 Bundesverband der Gips- und Gipsbauplattenindustrie e.V. (Hrsg.): Gips-Datenbuch, 

Darmstadt 1995 

GWK Kroboth, K.: Zement - Herstellung - Eigenschaften - Hydratation, Sonderdruck aus 

dem Kompendium „Gesundes Wohnen 

HAU 99 Hauer, B., Forschungsinstitut der Zementindustrie, schriftliche Mitteilung, 1999 

HAN 91 Hantzsche, U.: Prozeßkettenanalyse von Bau- und Werkstoffen - Bereitstellung von 

Flachglas, Interner Bericht KFA-STE-IB-7/91 von der Programmgruppe Systemforschung 

und Technologische Entwicklung, Forschungszentrum Jülich GmbH (KFA), 

August 1991 

A-5 


ENERGIEWIRTSCHAFT

A-6 Anhang 

HAN 93 Hantsche, U.: Abschätzung des Kumulierten Energieaufwandes und der damit 

verbundenen Emissionen zur Herstellung ausgewählter Baumaterialien, In VDI- 

Berichte Nr. 1093, Tagung München 1993 

HAN 95 Hantschk, A.: Der Kumulierte Energieaufwand zur Herstellung von Baustoffen, 

Diplomarbeit am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik, TU München, 

1995 

HÄR 94 Härig, S.; Günther, K.; Klausen, D.: Technologie der Baustoffe - Handbuch für 

Studium und Praxis, 12. völlig überarbeitete Auflage, Heidelberg 1994 

HEB 95 Fa. Hebel: Die 1. Ökobilanz für ein Haus - Unser Baustoff im Gefüge der Umwelt, 

Emmering 1995 

HEN 89 Henning, O.; Knöfel, D.: Baustoffchemie - Eine Einführung für Bauingenieure und 

Architekten, Bauverlag, Wiesbaden, Berlin 1989 

HLZ 98 Bundesministerium für Ernährung, Landwirtschaft und Forsten (Hrsg.): Holzmarktbericht 

Nr. 1/98, Bonn 1998 

HOL 99 Holzkämper, D., Werksleitung Flachglaswerk AG: telefonische und schriftliche 

Mitteilungen, Weiherhammer, März 1999 

IHD 97 Deutsche Gesellschaft für Holzforschung (Hrsg.): Informationsdienst Holz – Erstellung 

von Ökobilanzen, München 1997 

IKM 99 Institut für Kalk- und Mörtelforschung: telefonische Mitteilung (Herr Jensen), Köln 

1999 

IÖW 96 Ankele, K.; Steinfeldt, M.: Ökobilanz für typische YTONG-Produktanwendungen, 

Berlin 1996 

IZF 98 Institut für Ziegelforschung, telefonische Mitteilung, Essen 1998 

JOC 78 Jochem, E.; et al.: Energieverbrauch und Möglichkeiten rationeller Energienutzung in 

drei Branchen der Verarbeitenden Industrie in Baden-Württemberg, Institut für Systemtechnik 

und Innovationsforschung, Karlsruhe 1978 

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Ziegelindustrie International 6/98, S. 327-336, Bauverlag Wiesbaden, 1998 

KAL 95 Bundesverband Kalksandsteinindustrie (Hrsg.): Ökobilanz für den Baustoff Kalksandstein 

und Kalksandstein-Wand-Konstruktionen, Forschungsbericht Nr. 82 der Forschungsvereinigung 

Kalk-Sand e.V., Hannover 1995 

KAL 96 Kalksandstein-Information GmbH (Hrsg.): Kalksandstein - Fakten zur Ökobilanz, 

Hannover 1996 

KAL 97 Bundesverband Kalksandsteinindustrie (Hrsg): Kurzinformation – Kalksandsteinindustrie 

in der Bundesrepublik Deutschland, Hannover 1997 

KLO 94 Klose, G.: Primärenergie und klimarelevante Emissionen bei der Herstellung von 

Mineralwoll-Dämmstoffen, Isoliertechnik, Ausgabe Juni 1994 

KOL 96 Wildgruber Baustoffwerke, telefonische Auskunft (Herr Kolbinger), München, 

Dezember 1996 

KRÖ 89 Kröll, K.; Kast; W.: Trocknungstechnik - Trocknen und Trockner in der Produktion, 

Dritter Band, Springer-Verlag 1989 

KUH 92 Kuhn, H.; Pomhoff, C.; Bressler, G.: Primärenergiebedarf zur Herstellung von 

Kalksandsteinen, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1992 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Literaturverzeichnis A-7 

LAN 88 Lange, J.: Rohstoffe der Glasindustrie, 2. Auflage, VEB Verlag für Grundstoffindustrie, 

Leipzig 1988 

LAY 98 Layer, G.; Krammer, Th.; Hutter, C.: Energetische Kurzanalyse eines Ziegelwerkes, 


LFU 85 Bayrisches Landesamt für Umweltschutz (Hrsg.): 11. Symposium über branchenspezifische 

Emissionen: Anlagen zur Herstellung und Bearbeitung von Glas, Schriftenreihe 

Heft 64, Oldenbourg Verlag, München 1985 

LFU 93 Bayrisches Landesamt für Umweltschutz (Hrsg.): Stand der Technik der Luftreinhaltung 

bei der grobkeramischen Industrie, Unterlagen zum Seminar in Wackersdorf, 

April 1993 

LFU 96 Bayrisches Landesamt für Umweltschutz, telefonische Auskünfte von Herrn K. Mair, 

München, 4. Quartal 1996 bis 1. Quartal 1997 

LIE 97 Liesegang, C.: Energie- und prozeßbedingte Emissionen bei der Herstellung 

ausgewählter Baustoffe, Diplomarbeit an der Forschungsstelle für Energiewirtschaft, 

München 1997 

MAR 80 Marmé, W.: Der Primärenergiegehalt von Baustoffen; Diplomarbeit am Institut für 

Baustofftechnologie, Universität Karlsruhe, 1980 

MAU 95 Mauch, W.; et al.: Kumulierter Energieaufwand bei der Herstellung von Bims- 

Leichtbetonsteinen unter Berücksichtigung eines möglichen Einsatzes von Recycling- 

Bims, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1995 

ÖKO 89 Fritsche, U.: Emissionsmatrix für klimarelevante Schadstoffe in der BRD; ÖKO- 

Institut, Darmstadt 1989 

ÖKO 95 Eidgenössische Technische Hochschule Zürich u.a.: Baustoffdaten – Ökoinventare, 

Karlsruhe, Weimar, Zürich 1995 

OPB 99 Büro Obermeyer Planen und Beraten: mündliche Mitteilung der Statikabteilung (Herr 

Ludewig), München 1999 

ÖSB 95 Knoflacher, H.M.; Tuschl, P.; Medwedeff, A.: Die ökologische Standortbestimmung des 

in österreichischen Werken hergestellten Bindemittels Zement, Wien 1995 

PER 99 Dt. Perlite GmbH: telefonische Auskunft über die Zusammensetzung von Estrich, 

Dortmund 1999 

PZK 98 Perlmooser Zementwerk: Mitteilungen von Hr. Rodlmeier (Werkleiter) bei der 

Betriebsbesichtigung, Kirchbichl/Tirol, Juli 98 

RES 86 Ressel, J.: Energieanalyse der Holzindustrie der BRD, Bundesministerium für 

Forschung und Technologie, Forschungsbericht T86-184, Bonn 1986 

ROK 99 Deutsche Rockwool GmbH: telefonische Auskunft von Herrn Nykel über Emissionen 

bei der Steinwolleherstellung, Gladbeck 1999 

SAI 99 Büro Sailer, Stepan und Partner: mündliche Mitteilung über Bewehrungsanteile in 

verschiedenen Betonbauteilen, München 1999 

SCH 94 Scholz, R.; et al.: Environmental Aspects of The Manufacture and Use of Lime 

Products, Part 1, Zement Kalk Gips Volume 47, Nr. 12/1994, S. E314 – E324 

SCÖ 99 Dolomitwerk Schöndorfer GmbH: schriftliche Mitteilung von Herrn Peter Schöndorfer, 

Bad Reichenhall, März 1999 

SLZ 91 Scholz W. [Begr.]; Knoblauch H. [Hrsg.]: Baustoffkenntnis - 12., neubearb. und erw. 

Aufl., Düsseldorf 1991 


ENERGIEWIRTSCHAFT

A-8 Anhang 

SRÖ 84 Schröter, W.; Lautenschläger, K.-H.; Bibrack, H.: Taschenbuch der Chemie, Thun, 

Frankfurt/M.: Deutsch, 1984 

STR 98 Firma J. W. Strobel Quarzsand, Freihung: Internet-Information unter der Adresse: 

http://www.strobel-quarzsand.de, Dezember 1998 

UBA 98 Umweltbundesamt (Hrsg.): Produktökobilanzen und ihre Anwendungsmöglichkeiten 

im Baubereich, UBA-FB 98-117/2, Band 2: Anhänge für Berichtsbände 1-3, Bonn 1998 

ULL 77 Ullmann´s Enzyklopädie der Technischen Chemie, 4. Auflage, 1997 

UNI 84 Bouillon, H.; et al.: Interne Studie über den Energieverbrauch ausgewählter 

Industriezweige, Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München, August 1984 

VCO 97 Bundesverband der deutschen Zementindustrie e.V. (Hrsg.): Verminderung der CO2- 

Emissionen – Beitrag der deutschen Zementindustrie, Monitoring Bericht, 1997 

VEG 99 Vegla Vereinigte Glaswerke GmbH: Internet-Information unter der Adresse: 

http://www.vegla.de, März 1999 

WUI 95 Merten, T.; Liedtke, C.; Schmidt-Bleek, F.: Materialintensitätsanalysen von Grund-, 

Werk- und Baustoffen (1); Wuppertal Papers Nr. 27, Januar 1995 

XEL 98 Xeller, H.: Neue Entwicklungen bei der NOx-Minderung in der Zementindustrie, ZKG 

International Nr. 3, 1998 

ZKG 90 Kroboth, K.; Kuhlmann, K.; Xeller, H.: Stand der Technik der Emissionsminderung in 

Europa, Sonderdruck aus Zement-Kalk-Gips ZKG International, 43. Jahrgang (1990), 

Heft 3, Bauverlag Wiesbaden 1990 

ZZI 97 Bundesverband der deutschen Zementindustrie e.V. (Hrsg.): Zahlen und Daten 97/98 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Überblick über Berichte des Forschungsprojektes „Analyse von 

Energie- und Stoffströmen – Basisdaten für die ökologische Bewertung 

von Unternehmen, Wirtschaftsgütern und Dienstleistungen“ (gefördert 

von der Bayerischen Forschungsstiftung) 

Ganzheitliche energetische Bilanzierung der Energiebereitstellung (GABIE) 

• Die Gewinnung von Braunkohle 

• Die Bereitstellung von Uran als Kernbrennstoff 

• Prozeßkettenanalyse und Verfügbarkeit von Erdgas 

• Energieaufwand der Herstellung von Mineralölprodukten 

Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Kraftwerken 


• Kernkraftwerk (Teil II) 

• Steinkohlekraftwerk (Teil III) 

• Braunkohlekraftwerk (Teil IV) 

• GuD-Kraftwerk (Teil V) 

• Blockheizkraftwerke (Teil VI) 

Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen 


• Baustoffe (Teil II) 

• Metalle (Teil III) 

• Kunststoffe (Teil IV) 

• Biogene Kraftstoffe (Teil V) 

Praxistests 

• Ökobilanzierung mit Hilfe der KEA-Datenbank - Praxistests 

• Ganzheitliche Energie- und Stoffbilanz für eine erdgekoppelte Wärmepumpe 

• Wege zum Niedrigenergiehaus - Ganzheitliche Bewertung 

Die Berichte sind erhältlich bei: 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft, Am Blütenanger 71, 80995 München 

Tel.: 089/158 121-0, Fax: 089/158 121-10, e-mail: gfpe@ffe.de 

Weitere Informationen finden Sie auf der Website der FfE unter http://www.ffe.de 


ENERGIEWIRTSCHAFT























Praxistests 









ENERGIEWIRTSCHAFT



Teil III Metalle 

Auftraggeber: 

Bayerische 



Bearbeiter: 

R. Corradini 

D. Köhler 





Tel.: (089) 158 121 - 0 

Fax: (089) 158 121 - 10 




ENERGIEWIRTSCHAFT

A. Die Stahlprozeßkette 


1 Einleitung........................................................................................................................................... 1 

1.1 Allgemeines..................................................................................................................................................... 1 

1.2 Prozeßablauf der Stahlerzeugung und -verarbeitung...................................................................................... 2 

1.3 Erläuterung zum KEA der Anlage.................................................................................................................... 3 

2 Importstrukturen............................................................................................................................... 3 

3 Rohstoffgewinnung und Import...................................................................................................... 5 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import der Eisenerze............................................................................................... 5 

3.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Eisenerzen ................................................ 6 

3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Eisenerzen............................................................................ 7 

3.3.1 KEA für beim Eisenhüttenwerk bereitgestellte Eisenerze.....................................................................7 

3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Eisenerzen ............................................................................ 10 

3.3.3 Zusammenfassung............................................................................................................................. 10 

4 Eisen- und Stahlproduktion........................................................................................................... 11 

4.1 Herstellung der Hochofeneingangsstoffe Koks und Sinter ............................................................................ 11 

4.2 Herstellung von Roheisen ............................................................................................................................. 11 

4.3 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Roheisen ................................................. 13 

4.4 Stahlwerke..................................................................................................................................................... 15 

4.4.1 Oxygenstahlwerk................................................................................................................................ 16 

4.4.2 Elektrostahlwerk................................................................................................................................. 17 

4.5 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Rohstahl .................................................. 18 

4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Rohstahl ............................................................................. 19 

4.6.1 KEA für die Bereitstellung von Rohstahl............................................................................................. 19 

4.6.2 Emissionen für die Bereitstellung von Rohstahl ................................................................................. 22 


5 Halbzeugproduktion....................................................................................................................... 24 

5.1 Herstellung von Vorprodukten....................................................................................................................... 24 

5.1.1 Stranggießanlagen............................................................................................................................. 24 

5.1.2 Warmbreitbandstraße......................................................................................................................... 24 

5.2 Massenflüsse und energetische Daten zur Herstellung von Vorprodukten ................................................... 25 

5.3 Herstellung von Endprodukte ........................................................................................................................ 26 

5.3.1 Blechherstellung und Oberflächenvergütung ..................................................................................... 26 

5.3.2 Stabstahl- bzw. Formstahlproduktion................................................................................................. 28 

5.3.3 Rohrherstellung.................................................................................................................................. 28 

5.4 Massenflüsse und energetische Daten zur Herstellung von Endprodukten................................................... 28 

5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen...............................................................30 

5.5.1 KEA für die Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen .............................................................................. 30 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen.................................................................. 32 

6 Zusammenfassung......................................................................................................................... 33 

i 


ENERGIEWIRTSCHAFT


B. Die Aluminiumprozeßkette 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 37 

1.1 Allgemeines................................................................................................................................................... 37 

1.2 Prozeßablauf der Aluminiumerzeugung und -verarbeitung ........................................................................... 38 

2 Importstrukturen............................................................................................................................. 39 

3 Rohstoffgewinnung und Import.................................................................................................... 41 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import von Bauxit.................................................................................................. 41 

3.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Bauxit ...................................................... 41 

3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Bauxit.................................................................................. 42 

3.3.1 KEA für Bauxit frei Tonerdewerk........................................................................................................ 42 

3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Bauxit .................................................................................... 42 


3.4 Produktion und Import von Tonerde.............................................................................................................. 43 

3.5 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Tonerde................................................... 44 

3.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Tonerde .............................................................................. 47 

3.6.1 KEA für Tonerde frei Elektrolysewerk................................................................................................. 47 

3.6.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Tonerde................................................................................. 51 


4 Aluminium-Produktion................................................................................................................... 53 

4.1 Primär-Aluminium-Produktion........................................................................................................................ 53 

4.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Primär-Aluminium.................................... 54 

4.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Primär-Aluminium...............................................................58 

4.3.1 KEA für Primär-Aluminium frei Halbzeugwerk.................................................................................... 58 

4.3.2 Indirekte Emissionen von Primär-Aluminium...................................................................................... 60 


4.4 Sekundär-Aluminium-Produktion................................................................................................................... 62 

4.5 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Sekundär-Aluminium............................... 63 

4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Aluminium .......................................................... 65 

4.6.1 KEA für Sekundär-Aluminium frei Halbzeugwerken........................................................................... 65 

4.6.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Sekundär-Aluminium ............................................................. 67 

4.7 Zusammenfassung........................................................................................................................................ 67 




5.3 Herstellung von Endprodukten ...................................................................................................................... 69 


5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Halbzeugen ........................................................................ 72 

5.5.1 KEA für die Bereitstellung von Aluminium-Halbzeugen...................................................................... 72 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Aluminium-Halbzeugen ......................................................... 73 

6 Zusammenfassung......................................................................................................................... 74 


ENERGIEWIRTSCHAFT

C. Die Kupferprozeßkette 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 75 

1.1 Allgemeines................................................................................................................................................... 75 

1.2 Prozeßablauf der Kupfererzeugung und -verarbeitung.................................................................................. 76 

2 Importstrukturen............................................................................................................................. 77 

3 Rohstoffgewinnung und Import.................................................................................................... 78 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import der Kupfererze........................................................................................... 78 

3.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Kupferkonzentraten................................. 79 

3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Kupferkonzentraten ............................................................ 80 

3.3.1 KEA für Kupferkonzentrat frei Kupferhütte ......................................................................................... 80 

3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Kupferkonzentraten ............................................................... 82 


4 Kupfer-Produktion.......................................................................................................................... 83 

4.1 Primär-Kupfer-Produktion.............................................................................................................................. 83 

4.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Primär-Kupfer.......................................... 85 

4.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Primär-Kupfer ..................................................................... 87 

4.3.1 KEA für Primär-Kupfer frei Halbzeugwerk.......................................................................................... 87 

4.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Primär-Kupfer.......................................................................90 


4.4 Sekundär-Kupfer-Produktion......................................................................................................................... 92 

4.4.1 Verhüttung und Raffination................................................................................................................. 92 

4.5 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von Sekundär-Kupfer ..................................... 93 

4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Kupfer ................................................................94 

4.6.1 KEA für bei den Halbzeugwerken bereitgestelltes Sekundär-Kupfer ................................................. 94 

4.6.2 Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Kupfer .................................................................... 95 

4.7 Zusammenfassung........................................................................................................................................ 95 




5.3 Herstellung von Endprodukten ...................................................................................................................... 97 


5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Halbzeugen ...................................................................... 102 

5.5.1 KEA von Kupfer-Halbzeugen ........................................................................................................... 102 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Kupfer-Halbzeugen.............................................................. 105 

6 Zusammenfassung....................................................................................................................... 106 

iii 


ENERGIEWIRTSCHAFT

iv Inhaltsverzeichnis 

Weiterführende Überlegungen 

1 Sensitivitätsbetrachtung.............................................................................................................. 107 

1.1 Auswirkungen der spez. Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung elektrischer Energie auf den 

KEA am Beispiel des Aluminiums ............................................................................................................... 107 

1.2 Importstrukturen für Primär-Rohstoffe und Seitenimporte ........................................................................... 110 

1.3 Sekundärmetall ........................................................................................................................................... 111 

1.4 Halbzeugimporte ......................................................................................................................................... 112 

2 KEA von Sekundär-Metallen und Heizwert ................................................................................ 114 

Anhang 

Literaturverzeichnis........................................................................................................................... A-1 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

A. Die Stahlprozeßkette 

Ohne Stahl wäre die Entwicklung unserer Wirtschaft und der damit verbundene hohe 

Lebensstandard nicht möglich gewesen. Auch wenn der Einsatz von Stahl in den letzten 

Jahren stetig abgenommen hat, so ist Stahl immer noch einer der wichtigsten, vielseitigsten 

und anpassungsfähigsten Werkstoffe. Dies wird am ehesten dadurch deutlich, daß 

der Verbrauch an Stahl den aller Nichteisenmetalle um den Faktor zehn überschreitet. 

Dies liegt in erster Linie an den vielfältigen Eigenschaften - Stahl ist warm- und kaltumformbar, 

schweißgeeignet, spanend bearbeitbar, hart, zäh, verschleißfest, korrosionsund 

hitzebeständig und wird in fast 2000 verschiedenen Norm- und Regelstählen angeboten 

1 . Im Vergleich mit anderen Werkstoffen ist Stahl mit einem verhältnismäßig geringen 

Energieaufwand herzustellen. 

1.1 Allgemeines 

Die Erhebung von Emissionsdaten bzw. von Daten, die sich einzelnen Prozeßmodulen 

zuordnen lassen, erwies sich, wie auch bei anderen Metall-Prozeßketten, als äußerst 

schwierig. Befürchtungen seitens der Stahlindustrie, in einem direkten Vergleich 

schlechter abzuschneiden, verursachen eine eher ablehnende Haltung gegenüber Anfragen, 

die wettbewerbssensibele Informationen betreffen. Häufig sind die ermittelten 

Zahlen sehr allgemein und unspezifisch und deshalb nur sehr schwer einzelnen Prozeßschritten 

zuzuordnen (siehe hierzu auch /SBFe/ bzw. /SBFe2/). 

Die Emissionsdaten sind deshalb in dieser Prozeßketten entweder durch Vergleich der 

Prozesse mit allgemeinen Industriewärmeprozessen, für die Emissionsdaten zur Verfügung 

stehen (Grundlage /GEM3/ /Emi/, /VDEW/), oder durch theoretische 

Verbrennungsrechnung ermittelt worden. 

Alle Verfahrensbeschreibungen, Abbildungen und Zahlenwerte für die Stahlprozeßkette 

stammen, falls nicht explizit anders angegeben, aus Arbeiten die an der FfE entstanden 

sind. 

1 Hinzu kommen noch viele andere Güten, die nicht genormt sind. 

1 


ENERGIEWIRTSCHAFT

2 A. Die Stahlprozeßkette 

1.2 Prozeßablauf der Stahlerzeugung und -verarbeitung 

Um eine Vorstellung zur Struktur der Prozeßkette zu bekommen, soll der betrachtete 

Prozeßablauf schematisch dargestellt werden. In der rechten unteren Ecke der Prozeßmodule 

wird das jeweils dazugehörige und näher erläuternde Kapitel angegeben. 

Legende 

Prozeßschritt 



Stoffbezeichnung 

Schrott 

Elektro- 

Stahlwerk 

Elektro- 

Rohstahl 

4. 

Kokerei 

Koks 

24% Stranggieß- 76% 

anlage 5. 

Vorbramme 

Halbzeugherstellung 

Halbzeuge, 

Produkte 

Bergbau 

Aufbereitung 

Import 

Hochofen 

Oxygen- 

Stahlwerk 

3. 

3. 

3. 

Pelletanlage 

Sinteranlage 

4. 4. 

5. 

Roherz 

Eisenerz Feinsterz 

Stückerz, 

Feinerz 

Stückerz, 

Pellets, 

Feinerz 

Stückerz, 

Feinerz 

Roheisen 

Oxygen- 

Rohstahl 

Abbildung A-1: Schematische Darstellung der Stahlprozeßkette 

4. 

4. 

Pellets 

Roherz 

Sinter 

3. 

in Deutschland

Importstrukturen 3 

1.3 Erläuterung zum KEA der Anlage 

Es wird sich im Rahmen dieser Betrachtungen zeigen, daß der KEA zur Bereitstellung 

von Produktionsanlagen bzw. Transportmitteln (KEAAnlage) mit einem Anteil am gesamten 

KEA des Halbzeugs mit weniger als 5 ‰ beteiligt ist. 

Trotzdem sollen bei der Stahlprozeßkette diese Aufwendungen exemplarisch berücksichtigt 

werden. Die Berechnung des KEAAnlage wurde mit Hilfe untenstehender Formeln 

durchgeführt (Formel A-1 bzw. A-2). Zur Berechnung des KEAAnlage für stationäre Anlagen 

werden Angaben über das Eigengewicht der Anlage (mi), den KEA des verwendeten 

Materials (KEAi), den Verschnitt 2 (Vi), die Lebensdauer Ti L des betrachteten Materials in 

Jahren und die Kapazität (K) in Tonnen pro Jahr benötigt. Bei mehreren verwendeten 

Materialien muß entsprechend summiert werden: 

stationär mi × ( 1+ 

Vi) × KEAi 

KEAAnlage 

= 

(A-1) 

L 

i= MaterialTi× 

K 

Bei mobilen Anlagen wird der KEAAnlage auf die transportierte Nutzlast bezogen. Als 

Kapazität wird hier das Produkt aus Fahrten pro Jahr (Fi) und der Nutzlast (Li) verstanden. 

Die Summation erfolgt über die unterschiedlichen Transportmittel, die während 

der Transports zum Einsatz kommen. 

KEA 

m × ( 1+ 

V ) × KEA 

mobil 

i 

i 

Anlage = L 

i= TM Ti 

× Fi 

× Li 

2 Importstrukturen 

i 

(A-2) 

Im Jahre 1995 wurden 45,81 Mio Tonnen Eisenerze nach Deutschland importiert, die 

sich aus 12,2 % Stückerzen, 34,1 % Pellets, 42,3 % Feinerzen und 11,4 % konzentrierten 

Feinerzen 3 zusammensetzen. 

Das heißt, nur ca. 5,6 Mio Tonnen Stückerze verließen die Grube ohne weitere Behandlung 

als sog. „run of mine“-Erz; die restlichen Erze durchlaufen vor der Verschiffung 

unterschiedliche Aufbereitungsprozesse, in denen eine Erhöhung der Eisenanteile vorgenommen 

4 und ein Teil zu Pellets verarbeitet wird. 1995 hat Deutschland die Erze im 

wesentlichen aus vier Ländern bezogen - Brasilien mit einem Importanteil von beinahe 

50 % sei hier an erster Stelle genannt, gefolgt von Kanada, Australien und Schweden 

mit je rund 15 % Anteil. 

Auf eine Darstellung der genaueren Aufschlüsselung bezüglich der zehn größten Gruben 

sowie Angaben über die Anteile der Erzsorten (Stückerz, Pellets, Feinerz und Konzentrate) 

und der Eisenkonzentrationen (Fe-Gehalt) vor und nach der Aufbereitung wird an 

dieser Stelle verzichtet. Mit Hilfe dieser Daten über den Fe-Gehalt der betrachteten 

Eisen- bzw. Roherze jeder einzelnen Grube läßt sich aus der importierten Eisenerzmenge 

5 die abgebaute Roherzmenge 6 für jede einzelne Grube und die Masse der unter- 

2 Bei Stahl wird der Verschnitt meist mit 10 % angesetzt. 

3 In Statistiken werden diese ebenfalls als Feinerze geführt. 

4 durch Brechen, Mahlen und Abtrennen von taubem Gestein (Gestein mit niedrigen Fe-Anteilen) 

5 nach der Aufbereitung (also mit erhöhtem Fe-Gehalt) 

6 vor der Aufbereitung (also mit niedrigerem Fe-Gehalt) 


ENERGIEWIRTSCHAFT


schiedlichen Erzsorten berechnen. Durch Summation über alle Gruben ergeben sich 

57,75 Mio Tonnen Roherz, was einer Mengenausbringung von 79,3 % entspricht. 

Hieraus kann ein durchschnittlicher Fe-Gehalt der Roherze und, nachdem sie die Aufbereitungsanlagen 

durchlaufen haben, der Eisenerze gewichtet nach Importmengen der 

einzelnen Gruben ermittelt werden. Für Roherze ergibt sich demnach ein mittlerer Fe- 

Gehalt von 52,0 % - für Eisenerze 65,5 %. 

Betont sei, daß die Zahlenwerte in den folgenden Kapiteln für die Endenergieverbräuche 

beim Abbau der Erze, der Aufbereitung und der Pelletierung ausschließlich aus der 

Grube Fabrica in Brasilien stammen 7 . Es wird in diesem Zusammenhang allerdings 

angenommen, daß sie sich in den anderen Gruben ähnlich verhalten, zumal beinahe 

50 % der für Deutschland relevanten Eisenerze in Brasilien gefördert werden. Diese 

Annahme war nötig, da Daten anderer Gruben nicht zur Verfügung standen. 

/Corr/, /Wen/ 

7 Für die Berechnung des Energieverbrauchs zur Herstellung von Magnetit-Pellets wurde zusätzlich die zwischenzeitlich 

stillgelegte Grube Bong Range in Liberia zum Vergleich herangezogen. Werte zum Energieverbrauch stammen aus 

/Fri/. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Rohstoffgewinnung und Import 5 

3 Rohstoffgewinnung und Import 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import der Eisenerze 

Der Abbau der für Deutschland relevanten Roherze geschieht, mit Ausnahme einer 

Grube in Schweden, im Tagebau. Hierfür werden ausschließlich Seilbagger verwendet, 

da Hydraulikbagger unter den Bedingungen des Eisenerzabbaus eine zu niedrige 

Lebensdauer aufweisen. Der Abraum, der mitabgebaut werden muß, aber keine Eisenanteile 

beinhaltet , wird in der Nähe zum Rekultivieren wieder verschüttet. Das Roherz 

wird mit Hilfe von LKW zur Aufbereitungsanlage transportiert. 

Um die Schlackenmenge im Hochofen zu reduzieren, ist es erforderlich, den Eisengehalt 

der eingesetzten Erze zu erhöhen. Die Verfahren der Erzaufbereitung sind sehr unterschiedlich 

und hängen von den Eisenkonzentrationen der Erze vor und nach der Aufbereitung 

ab. Das mit LKW angelieferte Roherz wird in Brechern zermahlen und zunächst 

zwischengelagert. Dabei wird das Erz aus unterschiedlichen Abbaustellen gemischt und 

somit eine homogene und gleichbleibende Zusammensetzung gewährleistet. Von diesen 

sog. Mischbetten gelangt das Eisenerz zur Aufbereitungsanlage, wo das Erz mehrmals 

zerkleinert, klassifiziert und gereinigt wird. Als Endprodukte ergeben sich die Stückerze 

mit einer Korngröße zwischen 30 und 8 mm, die Sintererze mit Korngrößen zwischen 8 

und 0,8 mm, die Feinerze mit Korngrößen zwischen 0,8 mm und 0,1 mm und die Partikel 

8 kleiner als 0,1 mm, die in die Pelletproduktion gehen. 

Die bei der Aufbereitung im zunehmenden Maße entstehenden Feinsterze mit Korngrößen 

unter 0,1 mm 9 werden, um beim Transport zu große Verluste zu vermeiden 10 , vor 

Ort zu Pellets gebacken. Hierbei wird das Feinsterz unter Beimischung von Brennstoffen 

(Petrolkoks und Schweröl), sowie Bindemitteln und Zuschlagstoffen (Kalkstein, 

Kalk und Bentonit) in Pelletiertrommeln zu 10-15 mm großen Kugeln, den sog. Grünpellets 

verarbeitet, die anschließend nach Größe sortiert werden. Pellets, die nicht die 

erforderliche Größe aufweisen, gehen zurück in die Trommeln, der Rest gelangt zu 

einem Heißluftofen. In diesem werden die Grünpellets ähnlich wie in einer Sinteranlage 

(s.a. Kap. 4.1) durch Verbrennen der Brennstoffe bei ca. 1300° C zu Pellets gebacken. 

Nach Abkühlen der Pellets, wobei die Abwärme wiederum zum Vorheizen der Grünpellets 

verwendet wird, werden diese nochmals sortiert. Die Pellets mit Korngrößen 

kleiner 7mm verlassen die Anlage als Sintererz (Feinerze für die Sinterproduktion), ein 

kleiner Teil der restlichen Pellets dient im Ofen als Deckschicht auf dem Rost, um diesen 

vor Verzunderung zu schützen. Der Hauptanteil der Pellets größer 7mm wird jedoch 

exportiert. 

Der Transport der Eisenerze läßt sich in drei Abschnitte gliedern. Zuerst muß das 

Eisenerz von der Grube bzw. Aufbereitungsanlage bis zum Hochseehafen transportiert 

werden - dies geschieht üblicherweise mit der Bahn. Danach wird es auf Massengutfrachter 

verladen und bis nach Rotterdam transportiert, um im Anschluß auf Leichter 

verladen und mit Schubbooten auf den Binnengewässern bis zu den jeweiligen Hütten- 

8 Feinsterze; wird auch Pelletfeed genannt 

9 1995 lag Ihr Anteil bei über 34 % 

10 Übergang der staubartigen Feinsterze in die Atmosphäre während des Transports bzw. beim Umladen 


ENERGIEWIRTSCHAFT


werken gebracht zu werden. Die nach Importanteilen gewichteten Transportentfernungen 

betragen ca. 600 km für den Bahntransport, rund 9700 km für den Hochseetransport 

und 250 km für den Binnentransport. Bei der Ermittlung dieser Entfernungen 

wurde neben den unterschiedlichen Ländern der Standort der Gruben, Aufbereitungsanlagen 

bzw. Verschiffungshäfen berücksichtigt. 

/Corr/, /Die/, /Fab/, /Fri/, /Har/, /Keg/, /SE1/, /SE2/, /SE3/, /SF/ 

3.2 Massenflüsse und energetische Daten für die Bereitstellung von 

Eisenerzen 

Für den Abbau der Roherze wird elektrische Energie für Seilbagger und Diesel für 

Bohrmaschinen, Raupen, Radlader und Lastwägen verbraucht, wobei der Energieverbrauch 

hauptsächlich durch Diesel gedeckt wird. Da in Kiruna Eisenerz im Untertagebau 

abgebaut wird, wurde dort von einem doppelt so hohen Endenergieverbrauch wie in 

den übrigen Gruben ausgegangen, der über den Importanteil der Eisenerze aus Kiruna 

mit dem Energiebedarf für den Tagebau quotal gemittelt wird. 

Input Wert Einheit 

Elektro (Tagebau) 0,56 kWh/t Roherz 

Elektro (Untertagebau) 0,14 kWh/t Roherz 

Energieverbr. Diesel 0,44 kg/t Roherz 

Für die Erzaufbereitung wird beinahe ausschließlich elektrische Energie benötigt, 

wobei sich dieser Endenergieverbrauch je nach betrachteter Eisenerzsorte 11 unterscheidet. 

Für Stückerze ist er am niedrigsten, für das Feinsterz, welches in die Pelletproduktion 

geht, am höchsten. Der Mahlverschleiß der Brecher und Mühlen ist ebenfalls mit 

berücksichtigt worden. 


Roherz 1260,68 kg/t Eisenerz 

Prozeß Stückerz 5,62 kWh/t Stückerz 

Prozeß Feinerz 8,46 kWh/t Feinerz 

Prozeß Pelletfeed 29,53 kWh/t Pelletfeed 

Mahlverschleiß 0,54 kg/t Eisenerz 

Bei der Pelletproduktion benötigt das Backen der Grünpellets die meiste Energie. Die 

erheblichen Differenzen im End- sowie Primärenergieverbrauch in unterschiedlichen 

Gruben ergeben sich allerdings nicht durch abweichende Pelletierverfahren, sondern 

vielmehr durch verschiedene Eisenerzfraktionen. Der Energieaufwand beträgt bei der 

Verwendung von Hämatiterz (Fe2O3) ca. das dreifache von dem bei der Verwendung von 

Magnetiterz (Fe3O4). Der wesentlich geringere Energieaufwand beruht darauf, daß das 

Magnetit bei der Umwandlung zu Hämatit oxidiert 12 und diese Oxidationswärme die 

durch den Brennstoff eingebrachte Energie zum Teil substituiert. 

Das quotal nach Importanteilen gewichtete Mittel zwischen beiden Prozessen kann bei 

Kenntnis der Anteile der „Hämatitpellets“ bzw. „Magnetitpellets“ 13 berechnet werden. 

11 Stückerz, Pelletfeed, Feinerze 

12 Das Eisen im Magnetit liegt sowohl 2-wertig (1x) als auch 3-wertig (2x) vor, weshalb sich tatsächlich eine 

Oxidation ergibt. Zwei Magnetit plus ein Sauerstoff reagieren unter Zufuhr einer gewissen Aktivierungsenergie 

zu drei Hämatit. /Keg/, /SF/ 

13 Eigentlich handelt es sich bei Pellets grundsätzlich um Hämatit, da Magnetit wie bereits weiter oben erwähnt bei der 

Pelletproduktion aufoxidiert wird. Unter Magnetitpellets sind deshalb Pellets aus Magnetiterzen zu verstehen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


1995 wurden 15,6 Mio Tonnen Pellets nach Deutschland importiert, wovon ca. 2/3 aus 

Hämatit und 1/3 aus Magnetit hergestellt wurden (/Wen/). 


Pelletfeed 960,72 kg/t Pellet 

Heizöl schwer 14,23 kg/t Pellet 

Petrolkoks 11,46 kg/t Pellet 

Strom 25,00 kWh/t Pellet 

Bentonit 3,29 kg/t Pellet 

Kalk 7,99 kg/t Pellet 

Kalkstein 28,00 kg/t Pellet 

Massenflußdiagramm 

Zusätzlich sollen die wesentlichsten Massenströme für die Bereitstellung von Eisenerzen 

zusammenfassend dargestellt werden. 

Taubes Gestein 

257 kg 

Abbau und 

Aufbereitung 

Stückerz 

122 kg 

Roherz 

1243 kg 

Feinerz 

537 kg 

Transport 

Eisenerz-Mix 95 

1000 kg 

Pelletfeed 

327 kg 

Pelletierung 

Pellets 

341 kg 

Abbildung A-2: Massenflußdiagramm zur Eisenerz-Bereistellung 

Bindemittel und 

Zuschläge 14 kg 

3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Eisenerzen 

3.3.1 KEA für beim Eisenhüttenwerk bereitgestellte Eisenerze 

Der elektrische Energieaufwand für den Abbau der Roherze wird mit Ausnahme für 

Kiruna mit den spezifischen Aufwendungen für die Bereitstellung elektrische Energie in 

Eisenerz-exportierenden Ländern bewertet (KEAFe-Erz-Mix, 14 ). Der KEA für den elektri- 

14 Siehe auch Tabelle 5 in Bericht I 


ENERGIEWIRTSCHAFT


schen Energiebedarf in Kiruna wird dagegen unter Berücksichtigung der Kraftwerksstruktur 

in Schweden ermittelt. Der KEA für den benötigten Diesel wird unabhängig 

von dem gerade betrachteten Land über die im Allgemeinen Teil (Tabelle 3, Bericht I) 

dargestellten Daten berechnet. Unter Berücksichtigung eines KEAAnlage von 1,4 MJ 

resultiert ein KEA von 27,2 MJ pro Tonne Roherz 

Die bei der Erzaufbereitung benötigte Energie wird ebenfalls über den KEAFe-Mix, el 

bewertet. Der Mahlverschleiß in den Brechern und Mühlen wird als einzige Aufwendung 

für den KEAAnlage mit dem KEA von Stahl bewertet. Insgesamt ergibt sich somit ein KEA 

von 86 MJ/t für Stückerze, 105 MJ/t für Feinerze und 244 MJ/t für Pelletfeed. 

Der KEA für die Pelletproduktion wird zu ca. 70 % durch die eingesetzten fossilen 

Energieträger Schweröl bzw. Petrolkoks und zu je ca. 15 % durch elektrischen Energieund 

den Pelletfeed-Einsatz verursacht. Der KEAAnlage schlägt mit lediglich 8 MJ pro 

Tonne zu Buche. Der KEA von Pellets ergibt sich demnach zu 1.856 MJ pro Tonne Hämatiterz 

bzw. zu 822 MJ pro Tonne Magnetiterz. Über die obengenannten Importanteile 

läßt sich somit im gewichteten Mittel ein KEA von 1.511 MJ pro Tonne festlegen. 

Bei der Berechnung der Energieaufwendungen für die drei oben genannten Prozeßschritte 

wurden einige Annahmen getroffen, die mit einer gewissen Unsicherheit behaftet 

sind, außerdem wurde von Daten einer einzelnen Grube auf Zahlen anderer Gruben 

zurückgeschlossen, was nur in grober Näherung gültig ist. Da aber der Anteil des Energieaufwands 

(KEA) für den Abbau, die Aufbereitung und die Pelletierung im Durchschnitt 

15 pro Tonne Rohstahl-Mix zu weniger als 10 % beiträgt, sind diese Annahmen im 

Rahmen der Gesamtbetrachtung durchaus gerechtfertigt. 

Die Transportaufwendungen ergeben sich aus den gemittelten Transportentfernungen 

und dem KEA für Transportprozesse aus Tabelle 6 im Bericht I (Allgemeinen 

Teil). Es zeigt sich, daß der Bahn- und Hochseetransport mit je ca. 45 % und der 

Binnentransport mit 10 % beteiligt ist. 

15 gewichtet nach Importanteilen der unterschiedlichen Eisenerzfraktionen und den Anteilen der Elektro- bzw. 

Oxygenstahlproduktion. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Die Hauptbeiträge zum KEA für eine Tonne Eisenerz-Mix können untenstehender Abbildung 

entnommen werden. Der Gesamtaufwand pro Tonnen Eisenerzsorte ist zusammen 

mit den anfallenden Emissionen in Tabelle A-1 zusammengestellt. 

Stückerz 

11 MJ 

Feinerz 

57 MJ 

Strom 

106 MJ 

Diesel 

26 MJ 

KEA Anlage 

16 MJ 


Aufbereitung 

Stückerz 

128 MJ 

Pelletfeed 

80 MJ 

Pellets 

514 MJ 

Transport 

Feinerz 

570 MJ 

Eisenerz-Mix 95 

1538 MJ 

Pelletierung 

Pellets 

840 MJ 

Güterzug 

398 MJ 

Massengutfrachter 

422 MJ 

Schubboot + Leichter 

87 MJ 

KEA Anlage 

49 MJ 

Abbildung A-3: KEA-Flußdiagramm zur Eisenerz-Bereistellung 

Schweröl 

216 MJ 

Petrolkoks 

143 MJ 

Strom 

56 MJ 

Bindemittel und 

Zuschläge 16 MJ 

KEA Anlage 

3 MJ 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Eisenerzen 

Für die oben genannten Prozeßschritte sind alle indirekten und direkten Emissionen der 

energetisch bewerteten Stoffe im Rahmen der Basisdaten bilanziert - sie sind kumuliert 

im nächsten Abschnitt, zusammen mit den gesamten primärenergetischen Energieaufwendungen 

für die Bereitstellung von Eisenerzen, dargestellt. 

Zu beachten ist, daß sich die durch den Einsatz elektrischer Energie verursachten Emissionen 

über Emissionsfaktoren der Eisenerz-exportierenden Ländern berechnen. 

3.3.3 Zusammenfassung 

Mit den Zahlen aus den obigen Abschnitten läßt sich den Eisenerzsorten bis zur Anlieferung 

bei den Hüttenwerken ein durchschnittlicher KEA 16 von 1.538 MJ/tEisenerz zuordnen, 

wobei die einzelnen Werte für die unterschiedlichen Eisenerzsorten stark voneinander 

abweichen. Der KEA für die unterschiedlichen Eisenerzsorten bis zur Anlieferung 

bei den Hüttenwerken ist deshalb, ebenso wie die Emissionen in folgender Tabelle zusammenfassend 

dargestellt. Im KEA ist die Bereitstellung der Anlagen mit einem Anteil 

von ca. 3,5 % enthalten. 

Tabelle A-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Eisenerzen frei Eisenhüttenwerk in Deutschland 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Erzsorte 

16 gewichtet nach Importanteilen 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Stückerze 1.044 57 59 209 224 69 25 2 21 

Feinerze 1.063 58 59 210 224 71 25 2 21 

Pellets 2.468 174 111 352 939 134 39 5 39 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Eisen- und Stahlproduktion 11 

4 Eisen- und Stahlproduktion 

Die Eisenproduktion erfolgt meist in sog. integrierten Hüttenwerken. Ein modernes 

Eisenhüttenwerk umfaßt die Kokerei zur Herstellung des Koks für die Reduktion der 

Eisenerze, die Sinteranlage zum Verbacken der Feinerze - auch Sintererze genannt - zu 

Sinter, den Hochofen zum Reduzieren bzw. Schmelzen der Erze und somit zur Produktion 

des Roheisens, das Oxygenstahlwerk zum Reinigen des Eisens und Reduzieren des 

Kohlenstoffgehalts und die Stranggieß- und Warmwalzanlage zum Formen von Gußformaten, 

die in Halbzeugwerken weiterverarbeitet werden. Eine Alternative zur Prozeßkette 

Eisenerz-Hochofen-Oxygenstahlwerk stellt das Elektroverfahren dar - hierbei 

werden Eisenschrott und andere Fe-haltigen Reststoffe unter Einsatz elektrischer Energie 

eingeschmolzen und der sog. Elektrostahl gewonnen. 

4.1 Herstellung der Hochofeneingangsstoffe Koks und Sinter 

Der Prozeß der Verkokung, auch Entgasung oder trockene Destillation genannt, stellt 

das bedeutendste Verfahren zur Kohleveredelung dar. Bei Erhitzung von Steinkohle 

unter Sauerstoffabschluß bei ca. 1.000 °C bis 1.300 °C in 30 bis 40 t fassenden Kammeröfen 

findet eine thermische Umwandlung zu Koks statt. Der Koks wird im Hochofenund 

Sinterprozeß als Reduktionsmittel verwendet, wohingegen das als Kuppelprodukt 

anfallende Kokereigas nach Reinigung als Brennstoff verwendet werden kann. In ca. 

80 % der Fälle sind die Kokereien Bestandteil der Hüttenwerke, d.h. die Kokserzeugung 

geschieht vor Ort, was den Vorteil einer effektiveren Nutzung der Kuppelprodukte hat. 

Das Sintern kann als Substitutionsverfahren für Stückerze betrachtet werden. Hierbei 

wird Feinerz zu Pellet-ähnlichen Stücken verbacken. Dies ist notwendig, da der Hochofen 

stückiges Material ausreichender Festigkeit verlangt. 1995 lag Feinerzmengen bei 

einem Anteil über 53 % der gesamten importierten Eisenerze. Somit stellt die Sinterherstellung 

einen wesentlichen Prozeßschritt in der Stahlerzeugung dar. In der Sinteranlage 

wird das angelieferte Feinerz zunächst zwischengelagert 17 , um später in Mischtrommeln 

mit Koksgrus, Feinkalk, Kreislauf- und anderen Zuschlagsstoffen vermischt 

zu werden. Anschließend wird ein Verbrennnen des Koksgruses in dieser Mischung 

initiiert, wodurch man verbackenen, grobkörnigen Sinter erhält. Durch eine Klassierung 

wird der Fertigsinter mit Korngrößen größer 25 mm ausgekoppelt. Der Anteil mit einer 

Korngröße kleiner als 8 mm wird der Sintermischung als Rückgut zugeführt und der 

Rest wird als Deckgut auf dem Sinterband 18 verwendet, um dieses vor Verzunderung zu 

schützen. 

/Corr/, /SES/, /SF/, /TdC/, /Wen/ 

4.2 Herstellung von Roheisen 

Das zentrale Aggregat der Anlage bildet der Hochofen - ein kontinuierlich nach dem 

Gegenstromprinzip arbeitender 40-90 m hoher Schachtofen, dessen Gestelldurchmesser 

17 um eine homogene Erzqualität zu erreichen 

18 Wanderrost auf dem die Verbrennung stattfindet 


ENERGIEWIRTSCHAFT


7-15 m beträgt. In ihm wird aus den Eisenträgern (Sinter, Pellets und Stückerze) Roheisen 

erzeugt. Als Hauptnebenprodukte fallen Schlacke und ein als Gichtgas oder auch 

Hochofengas bezeichnetes Prozeßgas an, das im Hüttenwerk als Energieträger genutzt 

wird. Als Reduktionsmittel und Energieträger für das Erschmelzen von Eisenerzen wird 

Koks verwendet. In den letzten Jahren wird zunehmend versucht, den Anteil des eingesetzten 

Koks durch Einsatz anderer Energieträger zu verringern. Während die Funktion 

des Brennstoffes, Reduktionsmittels und des Aufkohlungsmittels durch andere Kohlenstoffträger 

wie Schweröl oder Feinkohle ersetzt werden kann, ist eine vollständige Substitution 

des Kokses aufgrund seiner Aufgabe als Stütz- und Durchgasungssystem nicht 

möglich. Weitere Anlagenteile der Hochofenanlage sind Bunker- und Begichtungseinrichtungen, 

Winderhitzer und Windzuführung, Gichtgasabzug und -entstaubung, 

sowie Transporteinrichtungen für Koks und Möller 19 , für zusätzlich eingesetzte Brennstoffe 

wie Öle und Feinkohle, für Sauerstoff und Luft, für die entstehende Schlacke und 

für das eigentliche Zielprodukt, das Roheisen. 

Abbildung A-4: Querschnitt durch einen Hochofen und Winderhitzer (/SF/) 

Die Beschickung des Hochofens mit Möller und Koks geschieht über die Gicht, der oberen 

Öffnung des Hochofens. Sie dient als Vorwärmzone, in der den Möllerbestandteilen 

und dem Koks durch das aufsteigende Gas die Feuchtigkeit und das chemisch gebundene 

Wasser bei ca. 200°C entzogen wird. 

19 Gemisch aus Eisenerzen und Zuschlagstoffen 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Unterhalb der Gicht befindet sich ein kegelförmiger Schacht, in dem bei Temperaturen 

von 800°C bis 1000°C die leicht exotherme „indirekte Reduktion“ der Eisenerze mit 

Kohlenmonoxid stattfindet. Der Schacht besitzt einen sich nach unten erweiternden 

Querschnitt, damit sich das heißer werdende, ausdehnende Beschickgut leichter nach 

unten bewegen kann. 

Den darunter liegenden Teil des Hochofens nennt man Rast, auf dessen Höhe rund 

1.300°C erhitzte Druckluft (4 bar) und teilweise ebenso Feinkohle, Schweröl oder andere 

Energieträger eingeblasen werden. Diese Zufeuerung ist nötig um die in diesem Bereich 

stattfindende stark endotherme Reaktion mit Kohlenstoff - „direkte Reduktion“ genannt 

- aufrecht zu erhalten. Gleichzeitig findet aber eine unvermeidliche Aufkohlung 20 des 

Eisens statt, die zum einen zwar den Schmelzpunkt des Eisens absenkt, zum anderen 

aber das Entfernen des Kohlenstoffs durch einen weiteren Prozeßschritt erforderlich 

macht. 

Bei all diesen chemischen Reaktionen bildet sich das nach oben strömende Gichtgas, 

welches die Gicht bei einer Temperatur von ca. 200°C und einem Druck von ca. 2,5 bar 

verläßt. Das Gas wird über Gichtgasturbinen zur Stromerzeugung entspannt und nach 

diversen Reinigungsvorgängen als Brennstoff wieder eingesetzt. 

Am untersten Ende des Hochofens befindet sich das Gestell. Bis dort sind neben dem 

Roheisen auch alle anderen Möllerbestandteile und die Erzbegleitstoffe (Gangart) flüssig 

geworden, welche als Schlacke auf dem Roheisen schwimmen. Der Zusatz von Kalk ist 

nötig, da hierdurch eine Verschlackung des mit dem Koks eingebrachten, äußerst stahlschädigenden 

Schwefels erreicht wird. Alle 2-4 Stunden wird das Roheisen zusammen 

mit der Schlacke über Stichlöcher abgezogen. Durch den Fuchs (Schlackenrückhaltedamm) 

werden die Phasen getrennt und in Transportgefäße gefüllt. 

/Corr/, /Fri/, /Hoch/, /SE8/, /SES/, /SF/, /TdC/ 


Roheisen 

Für die Koksherstellung werden als Energieträger Kohle, Gicht- und Kokereigas sowie 

Strom berücksichtigt. Zu beachten ist hierbei, daß nur ca. 230 kg der zugeführten Steinkohle 

als Brennstoff für die Kokerei betrachtet werden können, da eine Tonne Kohle 

nicht verbrannt wird, sondern zu Koks aufgewertet und somit in diesem Prozeß rein 

stofflich genutzt wird. 

20 Anreicherung mit Kohlenstoff im Bereich von 3,5-5 % 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Vollwert-Steinkohle 1230 kg/t Koks 

Gichtgas 649,9 m 3 /t Koks 

Kokereigas 20,2 m 3 /t Koks 

Strom 21 kWh/t Koks 

Dampf 185 kg/t Koks 

Druckluft 1,3 m 3 /t Koks 

Wasser 1,2 m 3 /t Koks 

Output Wert Einheit 

Kokereigas 460 m 3 /t Koks 

Schwefelsäure (100%) 10,7 kg/t Koks 

Steinkohlenteerpech 26 kg/t Koks 

Rohbenzol 9 kg/t Koks 

Bei der Sinterherstellung werden als Energieträger Koks, Kokereigas und Strom 

bilanziert. Auch hier ist Koks nicht als Brennstoff, sondern als Stoffeinsatz anzusehen 

der im Sinter verbacken wird. 


Feinerz 859 kg/t Sinter 

Fe-haltige Reststoffe 110 kg/t Sinter 

Koks 44,30 kg/t Sinter 

Kokereigas 8,33 m 3 /t Sinter 

Strom 36,39 kWh/t Sinter 

Druckluft 1,28 m 3 /t Sinter 

Wasser 0,46 m 3 /t Sinter 

Kalkstein 83,8 kg/t Sinter 


Fe-haltige Reststoffe 52,8 kg/t Sinter 

Als Energieträger bzw. Reduktionsmittel für den Hochofen dienen Feinkohle, Koks, 

Schweröl, Gichtgas und Erdgas sowie Strom. Feinkohle und Schweröl substituieren im 

wesentlichen Koks und dienen zusammen mit dem eingebrachten Koks als Reduktionsmittel 

und Brennstoff. Gichtgas und Erdgas werden in den Winderhitzern und für Stützfeuerungen 

benötigt. 


Stückerz 169,61 kg/t Roheisen 

Pellets 430,57 kg/t Roheisen 

Sinter 958,06 kg/t Roheisen 

Feinkohle 51 kg/t Roheisen 

Koks 359 kg/t Roheisen 

Schweröl 63 kg/t Roheisen 

Gichtgas 452,96 m 3 /t Roheisen 

Erdgas 1,17 m 3 /t Roheisen 

Strom 111,27 kWh/t Roheisen 

Strom aus Gichtgasentspannung 26,29 kWh/t Roheisen 

Dampf 4,60 kg/t Roheisen 

Druckluft 5,14 m 3 /t Roheisen 

Sauerstoff 31 m 3 /t Roheisen 

Wasser 62,98 m 3 /t Roheisen 

Kalkstein 21 kg/t Roheisen 


Gichtgas 1095,45 m 3 /t Roheisen 

Fe-haltige Reststoffe 7,0 kg/t Roheisen 

Hochofen-Schlacke 242,1 kg/t Roheisen 

Rinnenschutt 8,39 kg/t Roheisen 

Gichtgasschlamm 3,26 kg/t Roheisen 

Gichtgasstaub 16,77 kg/t Roheisen 


ENERGIEWIRTSCHAFT



In untenstehender Grafik sind zusammenfassend die wesentlichen Massenflüsse für die 

Herstellung von Roheisen dargestellt. Es wurden ebenso die Prozeßabschnitte der Koksund 

Sinterproduktion aus Abschnitt 4.1 berücksichtigt. 

Flüssige 

Reststoffe 

13 kg 

Bilanzrest 

70 kg 

Pellets 

431 kg 

Stückerz 

170 kg 

Feinerz 

823 kg 

Kokerei Sinteranlage 

Kalkstein 

21 kg 

Kreislaufmaterial 

7 kg 

Hochofenschlacke 

242 kg 

Bilanzrest 

690 kg 

Kohle 

442 kg 

Koks 

359 kg 

Hochofen 

Roheisen 

1000 kg 

Sinter 

958 kg 

Abbildung A-5: Massenflußdiagramm für die Roheisenproduktion 

4.4 Stahlwerke 

Kreislaufmaterial* 

105 kg 

Kalkstein 

80 kg 


51 kg 

*Kreislaufmaterial stammt aus diesen Prozessen 

und auch aus Stahl.- und Halbzeugwerken* 

Es wird zwischen zwei prinzipiell verschiedenen Verfahren zur Stahlerzeugung, nämlich 

der Hochofen-Konverter-Prozeßkette zur Erzeugung von Oxygenstahl und der Schrott- 

Lichtbogenofen-Prozeßkette zur Erzeugung von Elektrostahl unterschieden. Das Verfahren 

des Windfrischens nach Bessemer und Thomas (1856) und der Siemens-Martin-Ofen 

(1863) werden inzwischen aufgrund ihrer deutlich niedrigeren Produktivität und geringerer 

Umweltverträglichkeit nicht mehr eingesetzt. 1995 betrug die Gesamtstahlerzeugung 

in Deutschland 42,05 Mio Tonnen, die sich zu 31,91 Mio Tonnen aus Oxygenstahl 

und zu 10,14 Mio Tonnen aus Elektrostahl zusammensetzt. Dies entspricht einem 

Elektrostahlanteil von etwa 25 %. Aus diesem Grund würde eine ausschließliche Betrachtung 

der Hochofen-Konverter-Prozeßkette zu einer Verfälschung der Ergebnisse 

führen, da sich zeigen wird, daß der Energieaufwand zur Erzeugung von Elektrostahl 


ENERGIEWIRTSCHAFT


nur ca. die Hälfte des Aufwands für Oxygenstahl beträgt, und sich somit ein um ca. 12 % 

höherer Gesamtenergieaufwand für Rohstahl ergeben würde. 

Über die Elektrostahlprozeßkette werden in Westeuropa zur Zeit 100 % der nichtrostenden 

Stähle, 77 % der Langprodukte aus legierten Stählen, 57 % der Langprodukte aus 

Kohlenstoffstählen und 20 % der Grobbleche produziert. Die restlichen Anteile und 

100 % der Blecherzeugnisse 21 werden ausschließlich aus Oxygenstahl gefertigt. Für 

Deutschland ist von einer ähnlichen Verteilung auszugehen. 

/ESE/, /SE4/, /SE5/, /SES/ 

4.4.1 Oxygenstahlwerk 

Im Oxygenstahlwerk wird durch Einblasen von Sauerstoff - das sog. Frischen - aus Roheisen 

Rohstahl erzeugt. Hierbei entfernt man durch Oxidation die im Roheisen unerwünschten 

Bestandteile weitestgehend und senkt den Kohlenstoffgehalt auf vorgegebene 

Werte unter 2 %. Als Hilfsstoffe werden Schlackenbildner (Kalkstein) und vor 

allem Schrott (zur Kühlung) zugeführt. Das Kernstück der Anlage ist ein sich nach oben 

und unten verjüngendes, zylindrisches, aus feuerfestem Material gemauertes Gefäß, daß 

von einem Stahlmantel umgeben wird. Weitere Bestandteile sind Anlagen der Fördertechnik 

(Kräne, Schurren, Pfannen) und Konvertergasgewinnungsanlagen mit Abgaskühlung 

und Reinigung. 

Es wird zwischen drei Verfahren unterschieden, die durch ihre unterschiedliche Sauerstoffeinbringung 

charakterisiert sind. Bei dem am häufigsten angewandten Verfahren, 

dem Sauerstoffaufblasverfahren - oder auch LD-Verfahren 22 - wird der Sauerstoff 

von oben auf das Roheisen geblasen. Der Nachteil hierbei ist ein erhöhter Sauerstoffbedarf 

aufgrund der schlechten Durchmischung der Schmelze und eine relativ hohe 

Eisenverschlackung. Vorteilig ist die Möglichkeit große Mengen Schrott einzusetzen. Im 

Sauerstoffbodenblasverfahren wird der Sauerstoff zusammen mit pulverisierten 

Zuschlagstoffen durch Düsen im Boden des Konverters zugeführt. Der Vorteil in diesem 

Verfahrens liegt in einer guten Durchmischung und einer höheren Ausbringung unter 

gleichzeitiger Verminderung der Eisenschlacke. Nachteilig ist, daß nur geringere Mengen 

Schrott eingebracht werden können. Das kombinierte Blasstahlverfahren 23 

vereint die Vorteile beider Verfahren unter gleichzeitiger Ausschaltung der Nachteile. 

Hier wird der Sauerstoff von oben aufgeblasen und gleichzeitig wird durch die Bodendüsen 

ein Rührgas (Stickstoff bzw. Argon) oder ebenfalls Sauerstoff zusammen mit pulverisierten 

Zuschlagstoffe eingeblasen. Die Vorteile dieses Verfahrens sind eine homogene 

Schmelze durch schnelles Auflösen des Schrottes, eine Verkürzung des Blaszyklus, 

ein verbesserter Reinheitsgrad 24 , eine geringere Schlackenmenge und eine erhöhte Konverterhaltbarkeit. 

Im LD-Verfahren wird schmelzflüssiges Roheisen zusammen mit Zuschlagstoffen 

(hauptsächlich Kalk 25 ), Schrott und etwas Eisenerz in den Konverter eingebracht. Um 

eine Erhitzung der Schmelze beim Einblasen des Sauerstoffs weit über die erwünschte 

Gießtemperatur zu vermeiden wird Kühlschrott zugeführt, der ohne zusätzlichen Ener- 

21 Alleine diese Bleche verursachen einen Anteil von ca. 50 % an der Gesamt-Stahlhalbzeug-Produktion. 

22 Linz-Donauwitz-Verfahren 

23 Das Verfahren bei Thyssen wird TBM-Verfahren (Thyssen-Blas-Metallurgie) genannt 

24 Kohlenstoff- bzw. Phosphorgehalt kann weiter abgesenkt werden, ohne die Schmelze zu überfrischen. 

25 dient der Schlackenbildung 


ENERGIEWIRTSCHAFT


gieaufwand mit eingeschmolzen wird. Während des Einblasens steigt das hochwertige 

CO-Gas oder auch Konverter-Gas auf, welches nach Abgabe seiner fühlbaren Wärme 

(z.B. zur Dampferzeugung) und Reinigung als Brennstoff wiederverwendet wird. Die 

unerwünschten oxidierten Bestandteile entweichen entweder ebenfalls als Gas oder 

werden in die Schlacke eingebunden. Das unvermeidlich entstehende Eisenoxid geht als 

Kreislaufmaterial zurück zur Sinteranlage. 

/Corr/, /EvF/, /SES/, /WB/, /vEzS/ 

4.4.2 Elektrostahlwerk 

Neben der bereits erwähnten Hochofen-Konverter-Prozeßkette wird Rohstahl auch auf 

Basis von Schrott hergestellt, wobei die nötige Wärme zum Erschmelzen durch elektrische 

Energie erzeugt wird. Das besondere Merkmal der Elektrostahlerzeugung ist die 

Unabhängigkeit vom Einsatzgut - In einem Elektroofen können die Eisenträger (Schrott, 

Roheisen, Eisenschwamm) in fester oder flüssiger Form unter gleichzeitigem Einsatz 

von Legierungs- und Zuschlagstoffen verarbeitet werden. Hierzu verwendet man Lichtbogen- 

und Induktionsöfen, wobei der Lichtbogenofen mit einem Anteil von mehr als 

90 % an der Elektrostahlerzeugung dominierend beteiligt ist. 

Lichtbogenöfen können als Drehstromöfen oder Gleichstromöfen ausgelegt sein. In 

dieser Studie wird der modernere Typ, der Gleichstromofen betrachtet, da er geringere 

Netzrückwirkungen verursacht und sein Verbrauch an Elektroden- und Feuerfestmaterialien 

geringer ist 26 . Der Ofen besteht üblicherweise aus einem feuerfest ausgemauerten 

Herd mit gewölbtem Gefäßboden, einer aus wassergekühlten Segmenten 

aufgebauten Wand und einem Deckel, durch den Graphitelektroden 27 geführt werden. 

Das Verfahren läßt sich in die vier Abschnitte Einsetzen (Chargieren), Einschmelzen, 

Oxidationsphase (Frischperiode) und Desoxidationsphase (Reduktionsperiode) einteilen. 

Beim Chargieren werden bei abgehobenem Deckel die Einsatzstoffe Schrott, Eisenschwamm 

oder Roheisen, Erze und Zuschläge über Schalenkörbe zugeführt. Nach dem 

Schließen des Deckels werden die Graphitelektroden abgesenkt und der Lichtbogen 

gezündet. Hierbei entstehen Temperaturen um 3.500°C, bei denen auch schwer schmelzende 

Legierungsstoffe verarbeitet werden können 28 . Anschließend werden erneut die 

oben aufgezählten Einsatzstoffe zugeführt und ebenfalls eingeschmolzen. Nach der 

Einschmelzphase des letzten Korbes geht man über zum Frischen um den Kohlenstoffgehalt 

zu reduzieren bzw. unerwünschte Bestandteile zu oxidieren 29 und in der Schlacke 

aufzunehmen. Durch eine nun folgende Kippbewegung wird die Schlacke in die sog. 

Schlackengrube abgegossen, und der flüssige Stahl kann bei Temperaturen um 1600°C 

abgestochen werden. Traditionell sind hier je nach Abstichsystem Kippwinkel bis zu 42° 

notwendig, wohingegen modernere Anlagen mit einem exzentrischen Bodenabstich 

arbeiten, bei dem der Ofen lediglich um ca. 12° gekippt werden muß 30 . 

26 Der Verbrauch von Feuerfest-Materialien hängt stark von der Fahrweise des Ofens ab. 

27 Durch Widerstandserwärmung in Graphitierungsöfen wird bei Temperaturen von 2600 bis 3000°C eine Umformung 

des Kristallgitters in eine hexagonale Form erreicht. Durch diese Umformung wird eines der Valenzelektronen von 

seinen Bindungsaufgaben befreit, wodurch eine erhöhte Leitfähigkeit gegenüber nicht graphitierten Eektroden 

resultiert (Realisierbare Stromdichten 30 A/cm 2 ). 

28 Daher eignet sich dieses Aggregat speziell zur Erzeugung höher legierter Stahlsorten. 

29 Siehe auch Oxygenstahlwerk 

30 Dies gestattet den verstärkten Einsatz von wassergekühlten Wandelementen, eines größeren Ofenvolumens und 

kürzerer Starkstromseile; was insgesamt eine höhere Lichtbogenleistung ermöglicht. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Die Induktionsrinnenöfen, die für die Stahlerzeugung nur noch historische Bedeutung 

haben, wurden durch Induktionstiegelöfen (ohne oder mit Vakuum) vollständig 

abgelöst. Wesentliches Kennzeichen gegenüber den Lichtbogenöfen ist der Wegfall der 

Elektrodenkosten. Für die Erschmelzung hochwarmfester Stähle und Legierungen, 

insbesondere in Verbindung mit sauerstoffaffinen Elementen gibt es zum Vakuuminduktionsofen 

praktisch keine Alternative. Überall dort, wo kleine Losgrößen, geringe 

Anforderungen an das Stromnetz, häufiger und schneller Programmwechsel und geringe 

Abbrandverluste gefordert werden, zeigt dieses Verfahren Vorteile gegenüber dem Lichtbogenofen. 

/ESE/, /SES/ 


Rohstahl 

Im Oxygenstahlwerk werden, durch die stark exotherme Reaktion beim Einblasen des 

Sauerstoffes, beinahe keine Energeiträger benötigt. Es werden lediglich geringe Mengen 

Brenngase und Strom für elektrischen Anlagen eingesetzt. 


Roheisen 928,2 kg/t Rohstahl 

Kühlschrott 168,7 kg/t Rohstahl 

Erze 6,92 kg/t Rohstahl 

Kokereigas 2,70 m 3 /t Rohstahl 

Erdgas 0,27 m 3 /t Rohstahl 

Strom 14,10 kWh/t Rohstahl 

Dampf 26,40 kg/t Rohstahl 

Druckluft 4,98 m 3 /t Rohstahl 

Wasser 3,46 m 3 /t Rohstahl 

Sauerstoff 50 m 3 /t Rohstahl 

Kalkstein 49,31 kg/t Rohstahl 


Konvertergas 57,67 m 3 /t Rohstahl 

Fe-haltige Reststoffe 11,2 kg/t Rohstahl 

Stahlwerks-Schlacke 108,4 kg/t Rohstahl 

Konverterstaub 19,0 kg/t Rohstahl 

Bei der Erzeugung von Elektrorohstahl hingegen stammt die gesamte Schmelzenergie 

aus dem Stromnetz. Das ebenfalls benötigte Kokereigas spielt hierbei eine untergeordnete 

Rolle. 


Schrott 1035 kg/t Rohstahl 

Roheisen 106 kg/t Rohstahl 

Kokereigas 6,5 m 3 /t Rohstahl 

Strom 444 kWh/t Rohstahl 

Graphitelektroden 2,5 kg/t Rohstahl 

Druckluft 19,81 m 3 /t Rohstahl 

Wasser 0,25 m 3 /t Rohstahl 

Sauerstoff 19,88 m 3 /t Rohstahl 

Kalk 67,0 kg/t Rohstahl 


Dampf 13,66 kg/t Rohstahl 

Stahlwerks-Schlacke 106,5 kg/t Rohstahl 

Fiterstäube 17,50 kg/t Rohstahl 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Wie bereits in Kapitel 3.2 und 4.3 sollen auch hier die Massenflüsse zur Bereitstellung 

von Rohstahl dargestellt werden. In den Bilanzeresten verbergen sich im wesentlichen 

Stäube und Kuppelgase. 

Schrott 

169 kg 

Eisenerze 

7 kg 

Verschlackungsmittel 

49 kg 

Stahlwerksschlacke 

108 kg 


11 kg 

Bilanzest 

34 kg 

Roheisen 

928 kg 

Oxygenstahlwerk 

Oxygenrohstahl 

1000 kg 

Elektrorohstahl 

1000 kg 

Abbildung A-6: Massenflußdiagramm der Stahlproduktion 

Schrott 

1035 kg 

Elektrostahlwerk 

4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Rohstahl 

4.6.1 KEA für die Bereitstellung von Rohstahl 

Roheisen 

106 kg 

Graphitelektroden 

3 kg 

Verschlackungsmittel 

67 kg 

Stahlwerksschlacke 

107 kg 

Bilanzrest 

104 kg 

Für die Koksherstellung werden als Input-Stoffe neben den Energieträgern Kohle, 

Gicht- und Kokereigas und Strom, Dampf, Druckluft und Wasser berücksichtigt, wobei 

die eingesetzte Kohle mit ca. 90 % den größten Anteil am KEA von 34.731 MJ pro Tonne 

Koks bewirkt. Die eingesetzten Gase tragen zu ca. ¾ zu den restlichen 10 % bei. Als 

energetisch bewerteter Output-Stoff ergibt sich Kokereigas. Das in der Kokerei entstehende 

Kokereigas wird mit seinem Heizwert gutgeschrieben, Schwefelsäure, Steinkohlenteerpech 

und Rohbenzol werden energiefrei bewertet. Das zusätzlich anfallende 

Ammoniak wird in Stickstoff und Wasserstoff gespalten und dem Kokereigas zugeführt 

und deshalb, ebenso wie die Koks- und Kohlenstäube, die in den Prozeß zurückgeführt 

werden, massenmäßig wie auch energetisch nicht berücksichtigt. 

Bei der Berechnung des KEA der Sinterherstellung werden die Input-Stoffe Feinerz, 

Kreislaufstoffe aus diesem und anderen Prozeßsegmenten, Koks, Kokereigas, Strom, 

Druckluft, Wasser und Kalkstein berücksichtigt, wobei der KEA des eingesetzten Koks 

zu 50 % am KEA des Sinter beteiligt ist. Die eingesetzten Feinerze haben einen Anteil 

von ca. 30 %, die elektrische Energie ca. 15 %. Die auf der Output-Seite anfallenden 

eisenhaltigen Reststoffe werden, da sie im Kreis geführt werden, genauso wie die Kreislaufstoffe 

auf der Input-Seite energiefrei bewertet. Der KEA von Sinter beträgt demnach 

3.016 MJ pro Tonne, was in etwa dem doppelten Wert von Pellets entspricht. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Als Input-Stoffe für den Hochofen werden Eisenträger (Stückerz, Pellets und Sinter), 

Reduktionsmittel bzw. Brennstoffe (Feinkohle, Koks, Schweröl, Gichtgas und Erdgas) 

sowie Strom, Dampf, Druckluft, Sauerstoff, Wasser und Kalkstein berücksichtigt. Den 

Hauptbeitrag zum KEA von 20.071 MJ pro Tonne Roheisen liefern hier die Reduktionsmittel 

(Kohle, Koks und Schweröl) mit ca. 68 %, gefolgt von den Eisenträgern (17 %), den 

Gasen und der elektrischen Energie mit je rund 7 %. Auf der Output-Seite ergibt sich 

ebenfalls Gichtgas, wobei der Energiegewinn bei der Gichtgasentspannung und der KEA 

des Gichtgases (93 % Anteil am KEA der Ausgangsstoffe) berücksichtigt werden. Zusätzlich 

fallen energetisch nicht bewertete Stoffe wie Fe-haltige Reststoffe 31 , Hochofenschlacke, 

Rinnenschutt, Gichtgasschlamm und -staub an. Die Schlacke findet zwar Verwendung, 

jedoch ist das energetische Substitutionspotential äußerst gering - der Einsatz 

beschränkt sich auf die Substitution von Sand im Straßen- und Wegebau - deshalb wird 

sie ebenso, wie die Stahlwerksschlacken unten, energiefrei bewertet. 

Die wesentlichen Energieströme für die Bereitstellung von einer Tonne Roheisen können 

zusammenfassend aus Abbildung A-7 entnommen werden. 

31 werden der Sinteranlage zugeführt 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Kokereigas 

130 MJ 

Kokereigas 

2.697 MJ 

Steinkohle (stofflich genutzt) 

12.520 MJ 

Kokerei 

Koks 

12.468MJ 

Gichtgas 

1.801 MJ 

Gichtgas 

2.554 MJ 

Steinkohle 

(energetisch genutzt) 

2.880 MJ 

Gichtgas 

1.037 MJ 

Strom 

97 MJ 

Hilfsstoffe und 


KEA der Anlage 

5 MJ 

Koks 

1.474 MJ 

Kokereigas 

128 MJ 

Sinteranlage 

Sinter 

2.889 MJ 

Hochofen 

Roheisen 

20.071 MJ 

Abbildung A-7: KEA-Flußdiagramm der Roheisenproduktion 

Feinerz 

875 MJ 

Strom 

399 MJ 




4 MJ 

Stückerz 

177 MJ 

Pellets 

1.063 MJ 

Feinkohle 

1.591 MJ 

Schweröl 

2.810 MJ 

Erdgas 

41 MJ 

Strom 

1.275 MJ 




3 MJ 

Bei dem Prozeß der Oxygenrohstahlerzeugung werden als Eingangsstoffe Roheisen, 

Kühlschrotte und Erze, Kokerei- und Erdgas, Strom, Dampf, Druckluft, Wasser, Sauerstoff 

und Kalkstein bilanziert, wobei den Hauptbeitrag am KEA (94 %) das eingesetzte 

Roheisen liefert. Auf der Ausgangsseite werden Konvertergas, Fe-haltige Reststoffe, 

Stahlwerksschlacke und Konverterstaub berücksichtigt. Hier wird ebenfalls nur das 

Konvertergas energetisch über seinen Heizwert gutgeschrieben, da es in anderen Prozessen 

wieder zum Einsatz kommt, die Fe-haltigen Reststoffe werden der Sinteranlage 


ENERGIEWIRTSCHAFT


zugeführt und der Konverterstaub wird deponiert. Bei Verrechnung der Input- und 

Output-Seite ergibt sich demnach ein KEA von 18.696 MJ pro Tonne Oxygenrohstahl. 

Dieser Werte liegt niedriger als der von Roheisen, da pro Tonne Rohstahl lediglich 928 

kg Roheisen benötigt werden und der Kühlschrott "kostenlos" miteingeschmolzen wird. 

Außerdem übersteigt der gutgeschriebene Energieinhalt des Konvertergases die Summe 

aller neben dem Roheisen eingesetzter Stoffe. 

Der KEA von Elektrorohstahl ergibt sich zu 8.691 MJ je Tonne. Bei der Berechnung 

wurden Schrotte und Roheisen, Kokereigas, Strom, Graphitelektroden, Dampf, Druckluft, 

Wasser, Sauerstoff und Kalk zur Schlackenbildung berücksichtigt. Der Anteil des 

Stroms beträgt 58 % am KEA des Elektrostahls. Obwohl der Fe-Schrott einen Massenanteil 

von rund 90 % der eingesetzten Eisenträger verursacht, beträgt sein Anteil am 

KEA der Metall-Rohstoffe rund 25 %. Der Anteil am KEA des Elektrostahls liegt bei 

weniger als 8 %. Eine Energiegutschrift auf der Ausgangsseite ist ausschließlich durch 

den abgezogenen Heißdampf bedingt - die Schlacken 32 und Filterstäube 33 bleiben energiefrei. 

Auch hier sind die Hauptenergieströme zur Herstellung von Oxygen- bzw. Elektrostahl 

in Abbildung A-8 zusammenfassend dargestellt. 

Fe-Schrott 

110 MJ 

Eisenerze 

11 MJ 

Kokereigas 

43 MJ 

Erdgas 

9 MJ 

Strom 

162 MJ 




8 MJ 

Konvertergas 

727 MJ 



Roheisen 

18.630 MJ 

Oxygenstahlwerk 

Oxygen-Rohstahl 

18.696 MJ 

Fe-Schrott 

672 MJ 

Abbildung A-8: KEA-Flußdiagramm der Rohstahlproduktion 

4.6.2 Emissionen für die Bereitstellung von Rohstahl 

Elektrostahlwerk 

Elektro-Rohstahl 

8.691 MJ 

Roheisen 

2.128 MJ 

Kokereigas 

104 MJ 

Graphitelektroden 

253 MJ 

Strom 

5.086 MJ 




8 MJ 

Dampf 

42 MJ 

Es werden alle Emissionen berücksichtigt, die durch für den KEA bilanzierte Stoffe 

entstehen. Demnach werden Ammoniak, Rohteere und Rohbenzol ebenso wie Fe-haltige 

Reststoffe, Schlacken und Stäube emissionsfrei geführt. Zusätzlich werden durch die 

entstehenden Kuppelgase, wie Kokerei-, Gicht- und Konvertergas, keine Emissions- 

32 Zur energetischen Nichtbewertung der Schlacke siehe auch Hochofenschlacke 

33 wird als Reststoff deponiert


gutschriften vorgenommen. Alle entstehenden Emissionen werden ausschließlich dem 

Zielprodukt zugewiesen. 

Zu beachten ist, daß bei der Berechnung der vorgelagerten Emissionen der in der 

Kokerei eingesetzten Kohle die Gesamtmasse, für die im Prozeß entstehenden Emissionen 

allerdings nur der tatsächlich verbrannte Teil als Basis dient. 1230 kg Kohle werden 

zugeführt, von denen nur etwa 230 kg in der Kokerei tatsächlich verbrennen und somit 

Emissionen vor Ort verursachen. 


Zusammenfassend werden der KEA pro Tonne Rohstahl und die dabei entstehenden 

Emissionen dargestellt werden. Es wird hierbei zwischen Oxygen- und Elektrostahl 

unterschieden. Der KEA für Rohstahl welcher im Jahre 1995 in Deutschland produziert 

wurde, beträgt demnach 18.696 MJ pro Tonne Oxygen- bzw. 8.691 MJ pro Tonne 

Elektro-Rohstahl. Über die Anteile der Primär- und Sekundär-Metalle in der Gesamtproduktion 

kann zusätzlich noch der KEA für eine Tonne Stahlmix berechnet werden – 

dieser beträgt 16.283 MJ. Der KEA der Anlagen ist im KEA des Stahls mit Anteilen 

zwischen 4‰ (für Oxygenstahl) und 2‰ (für Elektrostahl) bereits berücksichtigt. 

Tabelle A-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Rohstahl in Deutschland 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Rohstahl 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Oxygenstahl 18.696 1.712 1.351 3.319 10.222 8.121 227 257 608 75,9 % 

Elektrostahl 8.691 623 411 1.373 1.433 1.625 131 48 150 24,1 % 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Stahlmix 16.283 1.449 1.124 2.849 8.102 6.554 204 206 498 

Anteil 


ENERGIEWIRTSCHAFT


5 Halbzeugproduktion 

5.1 Herstellung von Vorprodukten 

5.1.1 Stranggießanlagen 

Der flüssige Rohstahl aus den Oxygen- bzw. Elektrostahlwerken wird traditionell im 

sog. Blockgußverfahren, auch Kokillengußverfahren genannt, vergossen. Hierbei wurde 

der flüssige Stahl in wassergekühlte Kupferformen gegossen, danach erfolgte ein erneutes 

Aufheizen in Wärmeöfen und das Auswalzen zu Halbzeug, wie Vorbrammen oder 

Knüppel. Dabei ergaben sich Materialverluste von insgesamt ca. 14 %. 

Im Laufe der Zeit wurde dieses Verfahren, bis auf wenige Ausnahmen, bei denen noch 

Blockguß aus Gründen der Abmessungen, Menge oder Qualität erzeugt wird, vollständig 

durch das kontinuierlich arbeitende Stranggießverfahren abgelöst Hierbei wird der 

flüssige Rohstahl aus dem Stahlwerk durch wassergekühlte Rohrkokillen aus Kupfer 

gegossen. Der Strang erstarrt durch Kokillenwandkühlung zuerst in der Randzone, wird 

anschließend durch Treibrollen, die unterhalb der Kokille angeordnet sind immer weiter 

in die Waagerechte umgelenkt. Durch gleichzeitiges Besprühen mit Wasser kühlt sich 

der Strang weiter ab und errstarrt vollständig bis zum Erreichen der Waagrechten. 

Zuletzt folgt noch ein Trennen der Stränge mit anschließender Oberflächenbehandlung 

(Flämmen bzw. Entzundern). Das Stranggießverfahren erweist sich als rohstoff- und 

energiesparenderes und somit umweltfreundlicheres Verfahren. Der Materialverlust 

liegt hier in Bereichen um ca. 3 %. Der Stranggußanteil bei deutschen Unternehmen lag 

1994 bei >94 % (zum Vergleich 1970

Halbzeugproduktion 25 

eine geringe Dicke gewalzt. Da die Walzdruckkraft durch Verringerung des Walzendurchmessers 

abnimmt, ist man bestrebt, möglichst kleine Walzen zu verwenden. Dies 

hat seine Grenzen, da die Durchbiegung der Walzen gleichzeitig steigt, weshalb man 

dazu übergeht, die eigentlichen Arbeitswalzen durch größere, weiter außenliegenden 

Stützwalzen abzustützen. Auf diese Weise entwickelte man komplexe Mehrwalzengerüste 

mit bis zu 20 Rollen. Je nach zu walzendem Endprodukt variieren die Art bzw. die 

Anzahl der verwendeten Walzgerüste erheblich. 

Im folgenden wird exemplarisch eine Warmwalzanlage für die Blechherstellung betrachtet. 

Dieses Verfahren kann in drei Abschnitte getrennt werden. In der Vorstraße 

werden die Vorbrammen von Dicken um 250 mm auf 60 mm unter Einsatz eines Duo- 

Reversiergerüstes gewalzt. In der Zwischenstraße findet eine Verjüngung mit Hilfe 

eines Quarto-Gerüstes statt, nachdem es dann mit einer Kurbelschere abgeschopft 37 und 

in der Zunderwäsche von Oberflächenoxidationen befreit wird. In der Fertigstraße 

erfolgt durch weitere (hier 7) Quarto-Gerüste eine Reduktion auf die gewünschte Enddicke. 

Nach dem letzten Walzgerüst wird es gekühlt und auf Haspelanlagen zu Coils 

aufgewickelt. Das Warmband wird üblicherweise im Walzzustand, mit Naturkanten und 

einer verarbeitungsfreundlichen dünnen Zunderschicht ausgeliefert, kann aber, falls 

dies gewünscht ist, nachbehandelt werden. 

Es wird zwischen Warmband zum Kaltwalzen bzw. Warmband zur direkten Verwendung 

unterschieden. Aus dem Warmband zum Kaltwalzen wird das klassische Kaltband 

38 , das kaltgewalzte Breitband 39 , Weißblech 40 oder Elektroblech 41 hergestellt. Aus 

dem zur unmittelbaren Verwendung werden längs- oder spiralnahtgeschweißte Rohre, 

Stanz- und Preßteile 42 oder Tiefziehteile 43 produziert. 

/Corr/, /Fri/, /SES/, /WB/ 

5.2 Massenflüsse und energetische Daten zur Herstellung von 

Vorprodukten 

Der Bedarf an Brennstoffen, sowie elektrischer Energie kann den unten dargestellten 

Tabellen entnommen werden. Um Energiemengen zu erhalten ist lediglich eine Multiplikation 

der Brennstoffmassen mit den im Allgemein Teil (Tabelle 3, Bericht I) 

dargestellten Heizwerten der Brennstoffe nötig. 

Neben geringen Mengen an Erdgas für Flämmvorgänge wird in der Strangießanlage in 

erster Linie Strom für Antriebe und Walzen benötigt. Für das Verarbeiten von Oxygenstahl 

bzw. Stahlmix wird derselbe Energieaufwand angesetzt. 

37 Der ungleichmäßig verformte Teil des Bandanfangs und des -endes wird abgetrennt. 

38 für die Herstellung kaltumgeformter Teile, Stanzteile, Verpackungsbänder und Federn 

39 für Weißwaren, verzinktes oder aluminiertes Band für die Automobilindustrie 

40 insbesondere für Konserven- und Getränkedosen 

41 für elektrische Geräte wie Generatoren, Transformatoren und Motoren 

42 z. B. Rahmenkonstruktionen, Felgen für die Automobilindustrie 

43 wie Gasflaschen, Kompressorengehäuse und Hydrospeicher 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Rohstahl-Mix/Oxygen-Rohstahl 1017,54 kg/t Vorbramme 

Erdgas 0,28 m 3 /t Vorbramme 

Strom 4,75 kWh/t Vorbramme 

Druckluft 1,22 m 3 /t Vorbramme 

Wasser 7,73 m 3 /t Vorbramme 

Sauerstoff 0,92 m 3 /t Vorbramme 


Fe-haltige Restoffe 17,54 kg/t Vorbramme 

In der Warmbreitbandstraße wird neben Kokerei- und Erdgas für Stoßöfen, auch 

Strom für unterschiedliche Walzgerüste benötigt. Auch hier findet hinsichtlich der eingesetzten 

Mengen der Energieträger keine Unterscheidung zwischen Warmbreitbändern 

aus Oxygenstahl bzw. aus Stahlmix statt. 


Vorbramme 1038,28 kg/t Warmband 

Kokereigas 90,30 m 3 /t Warmband 

Erdgas 1,15 m 3 /t Warmband 

Strom 83,64 kWh/t Warmband 

Dampf 0,80 kg/t Warmband 

Druckluft 13,20 m 3 /t Warmband 

Wasser 25,70 m 3 /t Warmband 

Sauerstoff 1,50 m 3 /t Warmband 


Fe-Schrott 20,10 kg/t Warmband 

Fe-haltige Reststoffe 18,28 kg/t Warmband 

Massenflüsse 

Da in beiden Prozessen neben dem Eingangsstoff Rohstahl bzw. Vorbramme lediglich 

geringste Mengen Hilfsstoffe benötigt werden und auf der Ausgangseite ebenso nur 

wenig Fe-haltige Reststoffe anfallen, wird an dieser Stelle auf ein Massenflußdiagramm 

verzichtet. 

5.3 Herstellung von Endprodukte 

5.3.1 Blechherstellung und Oberflächenvergütung 

Es muß zwischen Grob- und Mittelblech- bzw. Feinblechherstellung unterschieden werden. 

Bei der Grob- und Mittelblechherstellung wird das Stahlband bereits im warmen 

Zustand auf die gewünschten Enddicken zurechtgewalzt. Ein Kaltwalzen entfällt, wodurch 

der Energieaufwand für die Herstellung dieser Bleche in guter Näherung mit dem 

für das Warmband aus einem Stahlmix gleichgesetzt werden kann. Die Herstellung der 

Fein- und Feinstbleche ist aufgrund des großen Anteils (27,5 % der Stahlerzeugnisse 

1995) im folgenden genauer beschrieben. 

Neben den eigentlichen Walzanlagen durchläuft das Stahlband im Kaltwalzwerk noch 

andere Anlagen wie Beizanlagen, verschiedene Glühöfen, Schneideeinrichtungen und 

Nachwalzstraßen. Als Endprodukt ergibt sich Feinblech oder Feinstblech, wie es zum 

Beispiel für die Herstellung von Dosen oder Fahrzeugblechen benötigt wird. 

Die Anlagen unterscheiden sich je nach gewünschtem Endprodukt, deshalb wird im 

folgenden exemplarisch eine Anlage zur Herstellung der Bleche für Stahlblechdosen 

dargestellt. Hier wird in Beizanlagen mit Schwefel- oder Salzsäure die im Warmwalz- 


ENERGIEWIRTSCHAFT


werk entstandene Zunderschicht der Stahlbandes entfernt. Nach Einölen des Warmbandes 

gelangt es zum eigentlichen Kaltwalzwerk, das aus mehreren Quarto-Gerüsten 

besteht und wird hier auf die gewünschten Enddicken - von 2,5 mm auf 0,26 bis 0,29 mm 

- gewalzt. Da das Blech durch diese Kaltverformung sehr spröde wird, muß es vor der 

Verwendung als Verpackungstoff, nach einem Entölungsschritt in einem Durchlaufoder 

Haubenglühofen rekristallisierend geglüht werden. Nach dem Glühen gelangt das 

Blech letztlich zum Verbessern der Oberfläche zum Dressieren ins Nachwalzwerk, in 

dem die Dicke durch Walzen ohne Schmier- und Kühlmittel um 1 bis 3 % reduziert wird. 

Nach einem Besäumen 44 wird das Feinstblech wieder zu Coils aufgehaspelt und weiteren 

Verarbeitungsstufen zugeführt. 

Aufgrund ihrer Legierungszusammensetzung ist die Mehrzahl der gewalzten Fertigerzeugnisse 

ohne zusätzlichen Schutz nur sehr eingeschränkt witterungs- und korrosionsbeständig. 

Je nach Einsatzzweck wird es deshalb verzinnt, verchromt, verzinkt, 

aluminiert oder kunststoffbeschichtet. Alle Maßnahmen dienen der Oberflächenvergütung 

bzw. dem Schutz vor Umwelteinflüssen oder der optischen Aufwertung. Das 

Verzinnen bei Lebensmitteldosen verbessert hauptsächlich die Tiefziehfähigkeit, während 

der Oxidationsschutz hierbei durch eine anschließende Lackierung erreicht wird. 

Das Verzinnen von Weißblech geschah traditionell durch Feuerverzinnen, wobei das 

Blech durch einen Tiegel mit flüssigem Zinn gezogen wurde. Dieses Verfahren wurde 

durch die elektrolytischen Verzinnung, bei der beliebige, gegebenenfalls unterschiedliche 

Dicken auf Vorder- und Rückseite möglich sind, weitestgehend abgelöst. Das Band welches 

über mehrere Stromrollen kathodisch geschaltet ist, wird um zwei Reihen anodisch 

geschalteter Zinnanoden durch ein Elektrolytbad gezogen. Das Zinn der Anoden geht in 

Lösung und wird auf der Kathode, dem Stahlband abgeschieden. Die gewünschte Endstärke 

der Zinnschicht wird durch die Anzahl der hintereinanderliegende Becken gesteuert. 

Nach dem letzten Bad wird das Band über den Schmelzpunkt von Zinn (232°C) 

erwärmt und in einem Wasserbad abgeschreckt, wodurch eine hohe Haftfähigkeit und 

der brillante Glanz des elektrolytisch verzinnten Weißblechs erreicht wird. Als Endprodukt 

erhält man verzinntes Weißblech. 

Beim Verchromen wird in einem dem elektrolytischen Verzinnen ähnlichen Verfahren 

verchromtes Weißblech hergestellt. Lediglich das Erwärmen am Ende entfällt, da hier 

Temperaturen um 1860°C erforderlich wären, welche deutlich über dem Schmelzpunkt 

des Stahls liegen. 

Das Verzinken geschieht heute durch zwei nebeneinander existierende Verfahren, 

nämlich die Feuerverzinkung und die elektrolytische Verzinkung. Beim Feuerverzinken 

werden die Blechbänder rekristallisierend geglüht, gereinigt und durch ein temperaturgeregeltes 

Zinkbad gezogen. Durch einen starken Luftstrahl aus Schlitzdüsen wird im 

Anschluß das überflüssige Zink auf Bandvorder- und -rückseite abgestreift, wodurch die 

erforderliche Zinkauflage gesteuert wird. Das elektrolytische Verzinken ist dem elektrolytischen 

Verzinnen sehr ähnlich - lediglich das abschließende Glühen erfolgt bei der 

Schmelztemperatur des Zinks um 420°C. Als Endprodukt erhält man hier verzinktes 

Blech oder Feinblech, welches bevorzugt und in immer stärkerem Maße im Automobilbau 

verwendet wird. 

/EvF/, /FvF/, /vEzS/ 

44 Abtrennen der unregelmäßigen Außenkanten 


ENERGIEWIRTSCHAFT


5.3.2 Stabstahl- bzw. Formstahlproduktion 

Die von der Stranggießanlage kommende Vorbramme wird nicht in Warmwalzwerken 

flachgewalzt, sondern in einem Profilwalzwerk zu dem jeweiligen Profil umgeformt. 

Auch hier findet im Regelfall eine Erwärmung in gasbeheizten Öfen statt um die Vorbrammen 

auf Umformtemperatur zu bringen. Zusätzlich werden Maßnahmen zum Beseitigen 

von Verzunderungen, Ölen zum Schutz vor Korrosion oder Nachglühen zum 

Beseitigen von Verspannungen, durchgeführt. Bei Blankstählen findet zusätzlich ein 

Schälen oder Schleifen der Oberflächen statt. Zudem wird der Stahl anschließend zur 

Verbesserung der Maßhaltigkeit und der Festigkeit einer Ziehanlage zugeführt. 

/SF/, /vEzS/ 

5.3.3 Rohrherstellung 

Bei der Rohrherstellung muß zwischen geschweißten und nahtlosen Rohren unterschieden 

werden. Als Ausgangsprodukt für längs- oder spiralgeschweißte Rohre dienen im 

wesentlichen entsprechende Warmbänder bzw. bereits vergütete Feinbleche, wohingegen 

die Vorbramme für nahtlose Rohre direkt dem Rohrwalzwerk und anschließend 

einer entsprechenden Ziehmaschine zugeführt wird . 

Nahtlose Rohre werden durch drei Arbeitsschritte hergestellt. Zuerst erfolgt ein 

Lochen eines erwärmten Blocks (Abschnitt der Vorbramme) zu einem Hohlblock durch 

Preßlochen 45 oder Schrägwalz-Lochen 46 . Danach wird das Strecken des Hohlblocks zu 

einer sog. Luppe durchgeführt und zuletzt werden diese Luppen auf Pilgerwalzwerken 

zum fertigen Rohr gewalzt. 

Rohre mit Naht lassen sich mit längs- oder spiralförmiger Naht herstellen. Längsgeschweißte 

Rohre werden aus Stahlbändern hergestellt, die mit Hilfe von entsprechenden 

Walzen zu einem Rohr gebogen und anschließend der Länge nach verschweißt werden. 

Rohre mit spiralförmiger Naht werden durch das schräge Aufwickeln eines Endlosstahlbandes 

produziert, wobei die Kanten anschließend verschweißt werden. Dadurch 

ergibt sich die charakteristische spiralförmige Schweißnaht. 

Im Rahmen dieser Studie wird ein induktiv längsgeschweißtes Rohr aus feuerverzinktem 

Feinblech betrachtet. Zusätzlich werden die Aufwendungen für die Produktion eines 

nahtlosen Rohres durch Vergleich mit mittlerem Stabstahl abgeschätzt 

/SF/, /vEzS/ 


Endprodukten 

Beim Kaltwalzen wird neben Erdgas für Glühöfen und andere thermische Prozesse 

Strom für die Antriebe der Walzgerüste benötigt. 

45 Pressen des Blocks über einen Preßdorn. 

46 Zwei schräg zueinander stehende Walzen verursachen eine kombinierte Dreh- und Vorwärtsbewegung des Rundblocks 

über einen Preßdorn. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Warmband 1048,9 kg/t Feinblech 

Erdgas 18,1 m 3 /t Feinblech 

Strom 177,1 kWh/t Feinblech 

Dampf 263,7 kg/t Feinblech 

Druckluft 27,3 m 3 /t Feinblech 

Wasser 13,7 m 3 /t Feinblech 

Schwefelsäure 20% 6,8 kg/t Feinblech 


Schrott 48,9 kg/t Feinblech 

Bei der Produktion der vergüteten Bleche verhält es sich ähnlich. Neben Erdgas für 

die Erwärmung von Beschichtungbädern und abschließendes Glühen wird hauptsächlich 

Strom für den Antrieb der Rollwerke benötigt. 

Elektrolytisch verzinntes Weißblech 


Feinblech 1043 kg/t Weißblech 

Zinn 1,2 kg/t Weißblech 

Erdgas 13,1 m 3 /t Weißblech 

Strom 101,5 kWh/t Weißblech 

Wasser 8,1 m 3 /t Weißblech 


Schrott 44,2 kg/t Weißblech 

Elektrolytisch verchromtes Weißblech 


Feinblech 1043 kg/t Weißblech 

Chrom 0,03 kg/t Weißblech 

Erdgas 12,6 m 3 /t Weißblech 

Strom 55,8 kWh/t Weißblech 

Wasser 6,2 m 3 /t Weißblech 


Schrott 43,0 kg/t Weißblech 

Feuerverzinktes Weißblech 


Feinblech 982,4 kg/t Feinblech 

Feinzink 17,6 kg/t Feinblech 

Erdgas 27,1 m 3 /t Feinblech 

Strom 52,1 kWh/t Feinblech 

Bei der Herstellung von Profilen wird ebenfalls lediglich Erdgas für Stoßöfen bzw. 

abschließendes Glühen und Strom zum Antrieb der Walzgerüste benötigt. Die nicht 

unerhebliche Mengen an Fe-Schrott (250 - 310 kg), die während der Produktion von 

Stabstählen anfallen werden im Elektrostahlwerk wieder eingeschmolzen. 

Formstahl, grober Stabstahl 


Vorbramme 1250 kg/t SS-grob 

Erdgas 40,9 m 3 /t SS-grob 

Strom 83,6 kWh/t SS-grob 


Schrott 250 kg/t SS-grob 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Mittlerer Stabstahl 


Vorbramme 1310 kg/t SS-mittel 

Erdgas 115,3 m 3 /t SS-mittel 

Strom 155,9 kWh/t SS-mittel 


Schrott 310 kg/t SS-mittel 

Leichter Stabstahl 


Vorbramme 1310 kg/t SS-leicht 

Erdgas 115,3 m 3 /t SS-leicht 

Strom 180,9 kWh/t SS-leicht 


Schrott 310 kg/t SS-leicht 

Bei der Rohrherstellung kann zwischen nahtlosen und solchen mit Naht unterschieden 

werden. Da für den ersten Fall keinerlei Zahlen zur Verfügung standen bzw. ermittelt 

werden konnten, wurden die Aufwendungen durch Vergleich mit mittleren Stabstahl 

abgeschätzt. Der Umformaufwand entspricht näherungsweise dem von mittlerem 

Stabstahl, da alle Vorgänge wie Glühen, Ziehen, Schälen und Schleifen auch bei der 

Herstellung von nahtlosen Rohren nötig sind. Für die Produktion von induktiv längsgeschweißten 

Rohren dient als Ausgangsmaterial feuerverzinktes Feinblech. Einzig Aufwendungen 

für das induktive Schweißen sind nötig. 


verzinkt. Feinblech 1000 kg/t Rohr 

Strom 23,52 kWh/t Rohr 

Massenflüsse 

Alle Massenflüsse für das Kaltwalzwerk, die Vergütungsverfahren, die Herstellung von 

Profilen wie auch die Rohrherstellung sind in obigen Tabellen aufgelistet. Ebenso wie bei 

der Herstellung der Vorprodukte ergeben sich bei der Blechproduktion und demnach für 

die Rohrproduktion 47 neben dem Hauptmassenstrom vom Vorprodukt zum Endprodukt 

nur geringste Massenströme, - daher wird auch hier auf die Darstellung eines Massenflußdiagramms 

verzichtet. 

5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen 

5.5.1 KEA für die Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen 

Vorprodukte 

Bei der Berechnung das KEA für das Stranggießen, d.h. für die Herstellung von Vorbrammen, 

muß zwischen Vorbrammen aus Rohstahl-Mix 48 und solchen für die Feinblechherstellung 

(ausschließlich aus Oxygenstahl) unterschieden werden. Für Vorbrammen 

aus Stahlmix ergibt sich der KEA zu 16.653 MJ/t - aus reinem Oxygenstahl 

dagegen zu 19.109 MJ/t. In beiden Fällen trägt der Rohstahl zu ca. 99,5 % zum KEA der 

47 Das feuerverzinkte Blech wird lediglich der Länge nach zusammengeschweißt. 

48 Oxygenstahl und Elektrostahl 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Vorbrammen bei. Zusätzlich bilanziert werden Erdgas für Schneidbrenner und Flämmanlagen, 

Strom für die Antriebe und Pumpen, sowie Druckluft, Sauerstoff und Wasser. 

Wie bei der Berechnung des KEA der Vorbramme wird hier erneut unterschieden, ob aus 

dem Warmband anschließend Feinbleche oder andere Produkte hergestellt werden. 

Den Hauptanteil trägt hier erneut das Modulprodukt des vorherigen Prozeßschritts; die 

Vorbramme ist in beiden Fällen mit ca. 88 % beteiligt. Der Rest verteilt sich auf die 

eingesetzten Gase (ca. 60 %), elektrische Energie (ca. 40 %) und die restlichen Hilfsstoffe 

(< 1 %) wie Dampf, Druckluft, Wasser und Sauerstoff. Auf der Output-Seite werden 

neben dem Zielprodukt, Fe-Schrott und Fe-haltige Reststoffe berücksichtigt. Beide werden, 

da sie der Sinteranlage bzw. den Stahlwerken wieder zugeführt werden, energiefrei 

bewertet. Demnach beträgt der KEA von Warmband aus Stahl-Mix 19.700 MJ/t, für 

selbiges aus Oxygenstahl dagegen 22.358 MJ/t. 

Bleche 

Wie bereits erwähnt, kommt für das Kaltwalzen ausschließlich Warmband aus 100 % 

Oxygenstahl in Frage. Dieses Warmband trägt mit über 85 % zum KEA der Eingangsstoffe 

bei. Die restlichen 15 % verteilen sich zu 57 % auf den elektrischen Energieverbrauch 

und mit 40 % auf den Erdgasverbrauch. Zusätzlich wird noch ein Bahntransport 

des Warmbands vom Warmwalzwerk zum Halbzeugwerk und der Einsatz von Wasser 

und Schwefelsäure berücksichtigt; auf der Output-Seite erfolgt für die anfallenden 

Schrotte keine Gutschrift. Der KEA von unbeschichtetem Feinblech ergibt sich schließlich 

zu 27.084 MJ pro Tonne. 

In den Berechnungen für vergütete Bleche wird zwischen elektrolytisch verzinntem 

bzw. elektrolytisch verchromtem Weißblech und feuerverzinktem Feinblech differenziert. 

Den größten Anteil am KEA des elektrolytisch verzinnten Weißblechs - 

29.967 MJ/t - verursacht das eingesetzte Feinblech. Zu den letzten 6 % tragen der elektrische 

Energieaufwand (68 %), Erdgas (27 %), Zinn (5 %) und Wasser bei. Der Fe- 

Schrott auf der Output-Seite wird energiefrei bewertet. 

Beim KEA des elektrolytisch verchromten Weißblechs - 29.347 MJ/t - verhalten 

sich die Anteile ähnlich wie beim elektrolytisch verzinnten Weißblech; lediglich der 

Strombedarf halbiert sich und der durch das eingesetzte Chrom verursachte KEA ist um 

ein Vielfaches niedriger 49 . 

Zum KEA des feuerverzinkten Feinblechs mit 28.881 MJ pro Tonne trägt erneut mit 

ca. 90 % das eingesetzte Feinblech bei. Der Rest verteilt sich zu ca. 42 % auf das eingesetzte 

Erdgas, zu ca. 32 % auf das zum Veredeln benötigte Feinzink und zu 26 % auf die 

verbrauchte elektrische Energie. 

Profile 

Für die Stabstahlherstellung wird ebenfalls zwischen drei verschiedenen Halbzeugen 

unterschieden. Dies sind der grobe, mittlere und leichte Stabstahl. 

49 Der KEA pro Tonne Chrom ist beinahe doppelt so groß wie der des Zinns, allerdings wird nur 2,5 % der Menge des 

Zinns benötigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Am KEA des Formstahls 50 (auch grober Stabstahl genannt), der 23.224 MJ pro Tonne 

beträgt, ist die eingesetzte Vorbramme mit einen Anteil von rund 90 % beteiligt. Erdgas 

und der benötigte Strom verteilen sich mit 60 bzw. 40 % auf den Rest; der auf der Output-Seite 

anfallende Fe-Schrott wird energiefrei geführt. 

Beim mittleren Stabstahl 51 verursacht die Vorbramme einen 80 %igen Anteil am KEA 

des Stabstahl, der sich zu 27.690 MJ pro Tonne ergibt. Erdgas verursacht ca. 70 % und 

Strom ca. 30 % der restlichen 20 % des KEA; erneut wird der Fe-Schrott auf der Output- 

Seite energetisch nicht berücksichtigt. 

Beim leichten Stabstahl 52 verteilen sich die Anteile des KEA - 27.977 MJ/t - ähnlich 

wie beim mittleren Stabstahl, lediglich der Strombedarf ist um ca. 300 MJ angewachsen, 

was im wesentlichen auf einen oder mehrere zusätzliche Ziehvorgänge zurückzuführen 

ist. 

Rohre 

Für Nahtlose Rohre wurden die Aufwendungen, wie schon in Kap. 5.3.3 erwähnt, 

durch Vergleich mit mittlerem Stabstahl abgeschätzt.. Aus diesem Grund beträgt der 

KEA für nahtlose Rohre ca. 27.700 MJ pro Tonne. 

Der KEA für längsgeschweißte Rohre berechnet sich zu 29.151 MJ/t, wobei es sich 

hierbei um ein feuerverzinktes Rohr handelt. Falls das Rohr aus einer anderen Stahlsorte 

besteht oder eine andere Oberflächenbeschichtung haben soll, kann der Aufwand 

abgeschätzt werden. Der primärenergetische Aufwand für das Längsschweißen beträgt 

rund 270 MJ pro Tonne Rohr. Zu berücksichtigen ist, daß mit kleiner werdenden Querschnitt 

des Rohrs, der KEA ansteigt, da das Blech vor dem Verschweißen auf geringere 

Dicken gewalzt und zunehmend exakter oberflächenbehandelt werden muß. 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen 

Es sind die Emissionen aller Stoffe berücksichtigt, die energetisch erfaßt worden sind. 

Die Kreislaufmaterialien 53 wurden als energiefreie Stoffe emissionsfrei bilanziert Die 

einzelnen Emissionswerte für die unterschiedlichen Halbzeuge sind zusammen mit dem 

KEA im nächsten Abschnitt dargestellt. 

50 Hierzu gehören Spundwanderzeugnisse und schwere Baustahlprofile. 

51 Hierzu zählen mittlere und leichte Baustähle wie z.B. Bewehrungen für Stahlbetonbauten. 

52 Hierunter versteht man leichte Konstruktruktionsprofile für den Automobilbau oder Heimhandwerksbedarf. 

53 Fe-Schrott und Fe-haltige Reststoffe 


ENERGIEWIRTSCHAFT

Zusammenfassung 33 

6 Zusammenfassung 

In den nebenstehenden Tabellen sind nochmals alle betrachteten Stahl-Halbzeuge zusammen 

mit ihrem KEA, ihren Anteilen an der Gesamtproduktion im Jahre 1995 (/SE4/) 

und den bei der Bereitstellung entstehenden Emissionen dargestellt. 

Zusätzlich sind in Tabelle A-4 Vergleichswerte dreier Studien zur Produktion von Stahlblech 

aufgeführt. Eine Diskussion dieser Werte im Vergleich zu denen im Rahmen dieser 

Studie ermittelten Zahlen findet im Anschluß statt. 

Tabelle A-3: Kumulierter Energieaufwand von Stahl-Halbzeugen in Deutschland 1995 

und Anteile an der Jahresproduktion 

54 abgeschätzt durch Vergleich mit mittleren Stabstahl 

55 beinhaltet ebenfalls Gleisoberbauerzeugnisse, Spundwanderzeugnisse, Breitflanschträger 

56 als Fertigerzeugnis 

Produkt KEA [MJ/t] Anteil 

Grob- und Mittelblech 19.700 8,6 % 

Feinblech (unbeschichtet) 27.084 

Elektrolytisch verzinntes Weißblech 29.967 

Elektrolytisch verchromtes Weißblech 29.347 

Feuerverzinktes Feinblech 28.881 

Nahtlose Stahlrohre 54 

27.690 

Stahlrohre mit Naht (feuerverzinkt) 29.151 

Formstahl 55 

23.224 

Mittlerer Stabstahl 27.690 

Leichter Stabstahl 27.977 

27,5 % 

8,4 % 

12,5 % 

Walzdraht nicht bekannt 12,9 % 

Warmbreitband 56 

20.185 11,4 % 

Sonstige nicht näher klassifiziert nicht bekannt 18,7 % 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle A-4: Emissionen bei der Bereitstellung von Stahl-Halbzeugen in Deutschland 

1995 

Produkt 

Als grundsätzliches Problem bei der Ermittlung der Emissionen hat sich herauskristallisiert, 

daß über Emissionsminderungsmaßnahmen (Entschwefelung, DeNOX, ...) in der 

Stahlindustrie oder die Einbindung von Schadstoffen (z.B. Schwefel) in feste Abfallprodukte 

keine Informationen vorliegen. Im Einzelnen führt der Vergleich der in dieser 

Studie ermittelten Emissionen mit einschlägigen Quellen zu folgenden Ergebnissen: 

• CO2: Die hier ermittelten CO2 Emissionen liegen etwas höher als die Werte der 

Vergleichsstudien. Dies liegt zum Teil an den umfangreichen Vorketten der Energieträger 

und sonstiger Inputmaterialien. Da außerdem die auftretenden Kuppelgase 

stets emissionsfrei bewertet werden (keine Allokation der Emissionen auf 

Kuppelgase), sind die Ergebnisse der Prozeßkettenanalyse jedoch plausibel und 

werden weiterverwendet. 

• CO: Die im Rahmen der Prozeßkettenanalyse ermittelten Werte stellen die bei 

"üblicher" Verbrennung 57 der eingesetzten Energieträger freiwerdende Emissionsmenge 

dar. Da die bei der Koksherstellung eingesetzte Steinkohle bzw. der im 

Hochofen eingesetzte Koks unter Sauerstoffmangel verbrannt werden, entstehen 

deutlich höhere Mengen an Kohlenmonoxid als hier zugrundegelegt wurde. Da die 

Verbrennungsprodukte jedoch nicht direkt an die Umwelt abgegeben werden, sondern 

in Form von Kokereigas bzw. Gichtgas einer weiteren energetischen Nutzung 

(Nachverbrennung) zugeführt werden, hängt die Menge an emittiertem CO stark 

davon ab, wie hoch die Leckagen bzw. sonstigen Verluste bei der Zuführung der 

Verbrennungsprodukte zur weiteren Nutzung sind. Geht man davon aus, daß von 

den rund 230 kg Kohlenmonoxid, die pro Tonne Feinblech insgesamt entstehen, 

57 Es wurden Standardverfahren zur Verbrennung von Energieträgern definiert, die die Grundlage zur Ermittlung der 

kumulierten Emissionen bilden. 



alle Werte je Tonne Halbzeug 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Grob- und Mittelblech 1.658 1.216 3.075 8.598 7.048 220 220 530 

Feinblech (unbeschichtet) 2.247 1.674 4.018 11.589 9.644 276 304 700 

Elektrolytisch verzinntes Weißblech 2.440 1.806 4.299 12.142 10.275 296 321 737 

Elektrolytisch verchromtes Weißblech 2.404 1.788 4.258 12.112 10.199 292 320 734 

Feuerverzinktes Weißblech 2.334 1.734 4.090 11.445 9.772 281 304 696 

Nahtlose Stahlrohre 62 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

2.255 1.778 4.163 10.885 9.561 293 283 681 

Stahlrohre mit Naht (feuerverzinkt) 2.349 1.741 4.106 11.454 9.803 282 304 697 

Formstahl 1.980 1.539 3.777 10.349 8.673 268 266 641 

Mittlerer Stabstahl 2.255 1.778 4.163 10.885 9.561 293 283 681 

Leichter Stabstahl 2.272 1.785 4.180 10.895 9.594 294 284 683 

Warmbreitband 64 

1.658 1.216 3.075 8.598 7.048 220 220 530 

Stahlblech (/GEM3/) 1.860 28.524 4.093 3.143 10.186 1.023 25 1976 

Kaltfeinblech (/SBFe2/) 1.932 16.420 2.814 2.619 39


rund 90 % nachverbrannt werden, so scheinen die in den verschiedenen Quellen 

angegebenen Werte durchaus plausibel. 

• NOx: Die Menge der Stickoxidemissionen variiert je nach Quelle stark. Die im 

Rahmen dieser Studie ermittelten Werte stimmen gut mit den Werten aus /GEM3/ 

überein, liegen jedoch deutlich über den Werten der anderen Vergleichsstudien. Da 

NOx-Emissionen sehr stark von der Prozeßtemperatur abhängen, ist eine Bewertung 

aufgrund der hohen Verbrennungstemperaturen und der komplexen Vorgänge 

im Hochofen nur schwer möglich. Für weitere Berechnungen werden daher 

die Ergebnisse der Prozeßkettenanalyse verwendet. 

• SO2: Die mit Hilfe der Verbrennungsrechnung aus den Brennstoff-Schwefelgehalten 

berechneten SO2-Emissionen liegen deutlich über den Werten der Vergleichsstudien. 

Sie stammen zu rund 65 % aus der Verbrennung des im Koks enthaltenen 

Schwefels im Hochofenprozeß. Da über Emissionsminderungsmaßnahmen (Entschwefelung) 

in der Stahlindustrie oder die Einbindung von Schwefel in feste Abfallprodukte 

keine Informationen vorliegen, kann keine Plausibilisierung der 

Werte vorgenommen werden. 

• CH4: Da die Methanemissionen zum größten Teil aus der Vorkette der Energieträger 

(Methanemissionen beim Steinkohlebergbau) stammen und diese Werte im 

Rahmen dieser Studie weitgehend abgesichert wurden, können Werte aus /SBFe2/ 

und /IZW/ als zu klein angesehen werden. Die Ergebnisse der Prozeßkettenanalyse 

können als plausible Werte verwendet werden. 

• NMVOC: Die im Rahmen der Prozeßkettenanalyse ermittelten NMVOC-Emissionen 

stammen im wesentlichen aus der Kokerei. Wegen der großen Diskrepanz der 

Vergleichswerte wird der hier ermittelte Wert weiterverwendet. 

• N2O: Die N2O-Emissionen, die im wesentlichen aus der in der Kokerei verbrannten 

Steinkohle stammen, liegen deutlich über den Vergleichswerten. Eine Plausibilisierung 

der Werte ist nicht möglich, da die der Emissionsberechnung zugrundeliegenden 

Verbrennungsvorgänge nur begrenzt mit den Vorgängen in der Kokerei 

vergleichbar sind. 

• Staub: Die Staubemissionen liegen im Bereich der Vergleichswerte. Auffallend 

sind hier die fast dreimal so hohen Werte bei /GEM3/, die im wesentlichen aus dem 

Hochofenprozeß bzw. der Sinterherstellung stammen. Für weitere Berechnungen 

wird der Wert aus der Prozeßkettenanalyse verwendet. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

1 Einleitung 

B. Die Aluminiumprozeßkette 

Aluminium ist das dritthäufigste Element bzw. das am häufigsten vorkommende Metall 

der Erdkruste. Es ist nach Stahl zum am meisten verwendeten Metall geworden und 

wird aufgrund seiner vorteilhaften Eigenschaften in vielen Bereichen der Technik 

eingesetzt. Es ist wegen seines niedrigen spezifischen Gewichts (ca. 2,7 g/cm 3 - dies 

entspricht in etwa einem Drittel der Dichte von Stahl) hervorragend geeignet für die 

Verwendung in mobilen Konstruktionen, wie Luft-, Land- und Wasserfahrzeugen, sowie 

bei häufig auszuwechselnden und zu transportierenden Teilen. Es weist zudem eine 

hohe Beständigkeit gegen chemische Einflüsse auf, die sich durch zusätzlichen 

Oberflächenschutz weiter verbessern läßt. Seine gute Umform- und Spanbarkeit machen 

Aluminium zu einem Werkstoff für beliebig komplizierte Strukturen. Aluminium ist 

ungiftig, leicht zu reinigen, sterilisierbar und erfüllt alle hygienischen und antitoxischen 

Anforderungen. 


Alle Verfahrensbeschreibungen, Abbildungen und Zahlenwerte für die Aluminiumprozeßkette 

stammen, falls nicht explizit anders angegeben, aus Arbeiten die an der FfE 

bzw. am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Anwendungstechnik entstanden sind. 

Die Aluminiumindustrie verhält sich gegenüber Anfragen sehr zurückhaltend, weshalb 

die Emissionsdaten ebenfalls durch Vergleich mit allgemeinen Industrieprozessen 

(/GEM3/ /Emi/, /VDEW/) oder durch theoretische Verbrennungsberechnung ermittelt 

wurden. 

37

38 B. Die Aluminiumprozeßkette 

1.2 Prozeßablauf der Aluminiumerzeugung und -verarbeitung 

Der betrachtete Prozeßablauf der Aluminium-Halbzeug-Produktion ist in untenstehender 

Grafik schematisch dargestellt, wobei die Erläuterungen hierzu den folgenden Kapiteln 

zu entnehmen sind. Die Zahlen in der rechten unteren Ecke geben jeweils die Kapitelnummer 

an. 

Legende 



Import 

Tonerde 

Import 

Prim.-/Sek.- 

Aluminium 



4. 

4. 

Petrolkoks, 

Pech 

Anodenherstellung 

Anoden 

38% 

49% Prim. 

8% Sek. 

Flammofen 

Neuschrott 

4. 

6. 

Bergbau 3. 

Bauxit 

Import 

Bauxit 

Tonerdeproduktion 

Tonerde 

62% 

Elektrolyse, 

Gießerei 

Primär- 

Aluminium 

25% 

Gießerei 

Barren 


Halbzeuge, 

Produkte 

Abbildung B-1: Schematische Darstellung der Aluminiumprozeßkette 

3. 

4. 

4. 

4. 

6. 

18% 

Steinsalz 

Natronlaugenherstellung 

4. 

Natronlauge 

Altschrott 

div. Verfahren 

Sekundär- 

Aluminium 

in Deutschland 

5.



Aus Abbildung B-1 ist zu entnehmen, daß für das in Deutschland verwendete Aluminium 

nicht nur Bauxit (der Ausgangsstoff für die Tonerde- und somit für die Aluminiumproduktion), 

sondern auch Tonerde, Primär-Aluminium und Sekundär-Aluminium 

aus den unterschiedlichsten Ländern importiert 58 werden. Die spezifischen Aufwendungen 

für die Erzeugung elektrischer Energie hängen - wie bereits in im Allgemeinen 

Teil (Kap. 5.2.2, Bericht I) erwähnt - stark von der Kraftwerksstruktur des betrachteten 

Landes ab und deshalb müssen diese Seitenimporte ebenfalls berücksichtigt werden. Da 

bei der Elektrolyse, dem energieintensivsten Schritt der Aluminiumprozeßkette, beinahe 

ausschließlich elektrische Energie zugeführt wird, wirken sich hierbei die Aufwendungen 

für die Bereitstellung dieser Energieform in Primär-Aluminiumexportierenden 

Ländern entscheidend auf den KEA aus. Mit Hilfe der Importstrukturen 

für Bauxit, Tonerde, Primär- und Sekundär-Aluminium im Jahre 1995 lassen sich die 

spezifischen Primärenergieaufwendungen in den betrachteten Ländergruppen 

ermitteln 59 . Die genauen Berechnungen hinsichtlich der absolut und effektiv produzierten 

bzw. importierten Mengen würden den Rahmen sprengen und sind ggf. /Corr/ zu 

entnehmen. Trotzdem soll ein kurzer Überblick über die Importe im Jahre 1995 gegeben 

werden. 

Deutschland bezieht Bauxit zu je ca. 1/3 aus Guinea bzw. Guyana. Weitere 19 % bzw. 

8 % stammen aus Australien bzw. China. Im selben Zeitraum exportierte Mengen werden 

mit dem Importen quotal verrechnet. In Deutschland selbst wird kein Bauxit abgebaut. 

Über 43 % der Tonerde stammt aus Jamaika, gefolgt von ca. 16 % aus Irland und rund 

13 % aus Italien. Sonstige relevante Länder mit Anteilen zwischen 7 und 4 % sind Surinam, 

Spanien, Niederlande und Frankreich. Die parallel hierzu exportierte Menge wird 

ebenfalls quotal verrechnet. Aus einem Vergleich zwischen importierter und in 

Deutschland produzierter Tonerde ergibt sich, daß über 1/3 der in Deutschland verarbeiteten 

Tonerde direkt aus dem Ausland stammt - 2/3 werden in Deutschland aus 

importiertem Bauxit produziert. 

Die Primär-Aluminium-Importe verteilen sich zu über 20 % auf Norwegen, 18 % auf 

die GUS, rund 13 % auf die Niederlande, zwischen 9 und 4 % auf die Länder Kanada, 

Brasilien, Großbritannien, Island und weitere nicht näher spezifizierte Länder mit 

Anteilen kleiner 4 %. Hiervon werden wieder die Exporte im gleichen Zeitraum abgezogen. 

Es zeigt sich erneut, daß nur 1/3 des in Deutschland verwendeten Primär-Aluminiums 

auch tatsächlich im Inland produziert wurde. Es wird sich zudem herausstellen, 

daß bedingt durch die spezifischen Primärenergieaufwendungen für elektrische Energie 

in Primär-Alumnium-exportierenden Länder, stark voneinander abweichende KEA für 

Primär-Aluminium aus Deutschland bzw. dem Ausland resultieren. 

Sekundär-Aluminium, welches aus Schrott und Recyclingmaterialien produziert wird, 

stammt ausschließlich aus Europa. Als Importländer sind die meisten europäischen 

Länder vertreten; 1995 waren die wichtigsten Großbritannien (ca. 20 %), Niederlande 

58 Die Importe der Zwischenprodukte Tonerde, Primär- und Sekundär-Aluminium werden im folgenden als Seitenimporte 

bezeichnet. 

59 Siehe Kap. Kap. 5.2.2 bzw. 4.1.2 in Bericht I 


ENERGIEWIRTSCHAFT


(ca. 17 %), Frankreich (ca. 14 %) und Belgien/Luxemburg (ca. 11 %). Die Exportmenge 

wird erneut quotal verrechnet und es zeigt sich, daß rund 1/3 des in Deutschland produzierten 

Sekundär-Aluminiums aus dem Ausland stammt. 

Zusätzlich werden auch Aluminium-Schrotte nach Deutschland importiert. Da im 

selben Zeitraum allerdings die doppelte Menge an Schrotten exportiert wird, wird davon 

ausgegangen, daß die in der deutschen Sekundär-Aluminium-Produktion eingesetzten 

Schrotte allesamt ausschließlich aus Deutschland stammen. 

/Met/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Aluminiumerze (Bauxite) befinden sich meist nahe der Erdoberfläche und können daher 

weitgehend im Tagebau abgebaut werden. Die chemische bzw. mineralogische 

Zusammensetzung sowie die physikalischen Eigenschaften, der für die Tonerdeerzeugung 

verwendeten Bauxite unterschiedlicher Lagerstätten, schwanken erheblich. 

Sie bestehen aus Aluminiumhydroxiden [Al(OH)3 und AlO(OH)] und Oxiden der 

Elemente Eisen, Silizium, Titan und Calzium zu unterschiedlichen Teilen sowie 

Spurenelementen. Bauxit kann nicht direkt in Elektrolysen verwendet werden, deshalb 

muß es vor der elektrolytischen Umsetzung auf ein Zwischenprodukt, die sog. Tonerde 

(im wesentlichen Aluminiumoxid) weiterverarbeitet werden. Diese Tonerdeproduktion 

wird deshalb ebenfalls in diesem Kapitel in Abschnitt 3.4 erläutert. /AlMB/, /TdC/ 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import von Bauxit 

Der Bauxitabbau wird ebenso wie beim Eisenerz weitestgehend mit Hilfe von Seilbaggern 

im Tagebau durchgeführt. Pro Tonne Bauxit müssen etwa zwei Tonnen Abraum 

beseitigt werden. Danach werden zwei Drittel der für Deutschland relevanten Erze ohne 

weitere Aufbereitung zu den Tonerdefabriken transportiert. In einem Drittel der Fälle 

wird das geförderte Erz gewaschen und getrocknet. /AlMB/ 

Der Transport nach Deutschland geschieht mit Hilfe von elektrischen Güterzügen von 

der Grube bzw. der Aufbereitungsanlage bis zum Hochseehafen und mit Hochseefrachtern 

um den Seeweg zurückzulegen. Die einzige in Deutschland produzierende 

Tonerdefabrik liegt in Stade nahe der Elbemündung; deshalb kann auf einen Binnentransport 

verzichtet werden. Für die nach Importanteilen gewichteten Transportentfernungen 

ergeben sich je nach betrachteter Ländergruppe unterschiedliche Werte. Für 

Bauxit, das nach Deutschland importiert wird, sind dies ca. 100 km für den Inlandstransport 

im Exportland und ca. 10.300 km für den Hochseetransport bis zum Oxidwerk 

in Stade. Für alle Länder die Bauxit importieren um daraus produzierte Zwischenprodukte, 

wie Tonerde und Primär-Aluminium, nach Deutschland zu exportieren 

werden die Entfernungen zu 300 bzw. 6.000 km abgeschätzt. 

Die Darstellung der Massenflüsse zur Bereitstellung von Bauxit erfolgt zusammen mit 

den Massenflüssen bei der Tonerde-Bereitstellung. 


Bauxit 

Neben vernachlässigbaren Mengen elektrischer Energie für den Abbau durch 

Seilbagger wird zur Trocknung des Bauxits und für sonstige Baumaschinen 

ausschließlich Diesel (16,4 kg) benötigt. Der Energieaufwand kann mit den im 

Allgemeinen Teil (Tabelle 4, Bericht I) dargestellten Heizwerten ermittelt werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Bauxit 

3.3.1 KEA für Bauxit frei Tonerdewerk 

Wie schon in Kap. 3.2 erwähnt, wurde beim Abbau ausschließlich Diesel berücksichtigt. 

Der elektrische Energieaufwand kann wie in der Stahlprozeßkette vernachlässigt 

werden. Demnach ergibt sich pro Tonne abgebautes Bauxit - unabhängig in welchem 

Land dies geschieht - ein KEA von 788 MJ/t. 

Mit den oben genannten Transportentfernungen läßt sich über die Multiplikation mit 

den primärenergetischen Aufwendungen für Transporte 60 (Achtung hier gilt der "Bauxit- 

Mix" bzw. der "Welt-Mix" für die Bereitstellungsaufwendungen elektrischer Energie 61 ) 

der KEA Bauxit frei Tonerde-Werk berechnen. Demnach ergibt sich für nach Deutschland 

exportiertes Bauxit ein KEA von 3.645 MJ/t. Für Bauxit welches in Dritt-Länder 

exportiert wird - aus welchen später Zwischenprodukte 5 nach Deutschland exportiert 

werden - beträgt der Wert 2.761 MJ/t. In beiden Fällen verursacht der Seetransport den 

größten Anteil (>80 %) am Gesamtaufwand. 

3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Bauxit 

Zur Berechnung der Emissionen bei Bauxitabbau wird davon ausgegangen, daß die 

Verbrennung in LKW-ähnlichen Motoren erfolgt. 

Für beide Fälle wurden alle während des Transports auftretenden Emissionen der 

beiden Transportmittel berücksichtigt. Zu beachten ist hierbei, daß für den Einsatz 

elektrischer Energie die Emissionsfaktoren der jeweils betrachteten Ländergruppen 

berücksichtigt wurden. 


Nun werden die Ergebnisse aus den vorherigen beiden Abschnitten zusammengefaßt 

dargestellt. In der Tabellen wird unter Bauxit 1 das nach Deutschland exportierte Bauxit 

und unter Bauxit 2 jenes verstanden, welches in Länder exportiert wird, die es zu 

Zwischenprodukte verarbeiten und diese nach Deutschland exportieren. 

Tabelle B-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Bauxit frei Tonerdewerk in Deutschland bzw. weltweit 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Bauxit 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Bauxit 1 3.645 286 330 1.293 1.394 117 158 10 133 

Bauxit 2 2.761 207 266 1.138 856 115 138 8 105 

60 siehe Tabelle 6 in Bericht I 

61 siehe Tabelle 5 in Bericht I 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]


3.4 Produktion und Import von Tonerde 

Tonerde wird weltweit fast ausschließlich mittels des Bayer-Verfahrens, welches ein 

sehr effizientes und selektives hydrometallurgisches Extraktionsverfahren darstellt, aus 

Aluminiumhydroxid [Al(OH)3] gewonnen. Da zur Tonerdeproduktion große Mengen 

Natronlauge (NaOH) benötigt werden, werden die Verfahren zur Herstellung dieser 

ebenfalls kurz erläutert. 

Natronlauge wird aus Natriumchloridlösung mittels Elektrolyse (Alkalichloridelektrolyse) 

hergestellt. Hierbei entstehen aus Natriumchlorid und Wasser in Kuppelproduktion 

Natronlauge, Chlor und Wasserstoff. Es gibt prinzipiell zwei Varianten 

dieses Verfahrens, das Quecksilber- oder Amalgamverfahren und das Diaphragmaverfahren. 

Beim ersten Verfahren wird reine, chloridfreie Lauge gewonnen, wohingegen 

beim zweiten eine zwar preiswertere, jedoch chloridhaltige Lauge gewonnen wird. Da 

das Quecksilberverfahren das in Deutschland hauptsächlich angewandte Verfahren 

darstellt, wird nur dieses betrachtet. 

In einem Elektrolysegefäß mit einem schwach geneigten Boden (ca. 15 mm/m) fließt 

kathodisch geschaltetes Quecksilber als eine zusammenhängende Schicht. In die darüber 

befindliche ca. 60 bis 80°C warme Natriumchloridlösung tauchen platinmetalloxidbeschichtete 

Titan-Anoden ein. Durch den Elektrolysestrom wird die Salzlösung aufgespalten, 

an der Anode Chlorgas und an der Kathode Natriumamalgam gebildet. Dieses 

Amalgam fließt in einen mit Graphitblöcken gefüllten Zersetzer, in dem katalytisch 

unter Zufuhr von Wasser konzentrierte Natronlauge entsteht. Das beteiligte Quecksilber 

wird in die Elektrolysezelle zurückgepumpt und steht dem Prozeß erneut zur Verfügung. 

Um Aluminium zu erzeugen ist es notwendig, die wesentlichen Verunreinigungen Fe2O3 

(bis 30 %), SiO2 (bis 5 %) und TiO2 (bis 3 %) weitestgehend aus dem Bauxit zu entfernen. 

Da das Prinzip des Bayer-Verfahrens (nasser Aufschluß) zur Herstellung der Tonerde 

in diversen Fachbüchern ausführlichst erklärt ist und eine genaue Analyse aller 

Prozeßschritte den Rahmen sprengen würde, beschränkt sich diese Studie auf die 

wesentlichen Schritte. 

Da der Bayer-Prozeß möglichst einheitliches, fein gemahlenes Bauxit erfordert, wird das 

angelieferte Bauxit in Brechern zerkleinert, feinvermahlen und anschließend in großen 

Mischbehältern zwischengelagert. Um sämtliches im Bauxit enthaltene Al2O3 zu extrahieren, 

wird zunächst eine Lösung mit möglichst hoher Al2O3-Konzentration hergestellt. 

Hierbei wird die Mischung aus Bauxit und Dünnlauge in Autoklaven 62 bei 400°C (Rohraufschlußverfahren), 

und 50 bar mit ca. 40%iger Natronlauge vermengt, um nach einigen 

Stunden Rühren Natriumaluminat zu bekommen. Die unerwünschten Bestandteile 

werden als Rotschlamm (Eisenoxide) oder Natriumaluminiumsilicat (Siliziumoxide) 

abgeschieden. Die abfließende Natriumaluminatlauge (Klarlauge) muß nach einer sorgfältigen 

Filtration gekühlt werden, um die für das Ausrühren des Hydroxids notwendige 

Übersättigung zu erreichen. Dies geschieht in Plattenwärmetauschern, in denen die 

Klarlauge von 90°C auf ca. 60-70°C abgekühlt und gleichzeitig die Dünnlauge, welche 

bei der Ausfällung entsteht, auf 40-80°C aufgeheizt wird. Im Anschluß erfolgt eine 

Impfung mit kristallinem Aluminiumhydroxid [Al(OH)3], um den nachgeschalteten 

62 beheizbare Behälter für chemische Reaktionen unter Druck 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Ausrührvorgang zu beschleunigen. Da kristallines Aluminiumhydroxid schwerer löslich 

ist als amorphes, erfolgt eine Umkehrung des Lösungsvorgangs. Das nun von unerwünschten 

Bestandteilen weitgehend befreite Aluminiumhydroxid wird durch Scheibenfilter 

geleitet. Die feinere Fraktion des Hydroxids wird zum Impfen verwendet, die 

gröbere nach einer vollständigen Abtrennung der Lauge der Kalzinierung (Dehydratisierung 

bei ca. 1.300°C) zugeführt. 

Beim Tonerdetransport hier muß zwischen der in Deutschland produzierten, der 

importierten und der in Drittländer 63 exportierten Tonerde differenziert werden. Für in 

Deutschland produzierte Tonerde wird angenommen, daß sie jeweils zur Hälfte bis ins 

Ruhrgebiet bzw. nach Hamburg transportiert wird 64 , und die Strecke jeweils zur Hälfte 

mit Zug bzw. Binnenschiff zurückgelegt wird. Die gemittelte Entfernung beträgt 170 km. 

Für importierte Tonerde werden die Transportentfernungen - gewichtet über die 

Importstruktur - für die drei unterschiedlichen Transportmittel berechnet. Dies sind ca. 

220 km für den Güterzug, ca. 4.900 km für den Hochseefrachter und 150 km für das 

Binnenschiff. Für in Drittländer exportierte Tonerde werden analog zum Bauxittransport 

die Transportentfernungen zu 300 km Güterzugtransport und 6.000 km Transport 

per Massengutfrachter abgeschätzt. 

/AlMB/, /AlTB/, /MHK/, /TdC/ 


Tonerde 

In der Alkalichloridelektrolyse wird neben geringen Mengen an Brennstoff hauptsächlich 

Strom benötigt. Der auf der Output-Seite entstehende Wasserstoff wird ebenfalls 

berücksichtigt. Der Transport der Steinsalze ist vernachlässigbar, da diese laut 

/Bur/ und /Die/ in unmittelbarer Nähe gefördert werden. 


Steinsalz 730,6 kg/t Natronlauge 

Strom für Steinsalzherst. 42,03 kWh/t Natronlauge 

B-Mix für Steinsalzherst. 6,33 kg/t Natronlauge 

Strom 1.550 kWh/t Natronlauge 

Wasser 0,7252 m3/t Natronlauge 


Wasserstoff (H2) 12,6 kg/t Natronlauge 

Chlor 443,2 kg/t Natronlauge 

Durch Einführung einiger Verfahrensverbesserungen in den letzten Jahrzehnten konnte 

der Energieverbrauch im Bayer-Prozeß stark gesenkt werden. Dies sind im speziellen 

der Übergang von diskontinuierlicher zu kontinuierlicher Prozeßführung, die bereits 

erwähnte Einführung des Rohrreaktors für den Bauxitaufschluß und der Ersatz der 

Drehrohröfen für die Kalzinierung durch Wirbelschichtöfen. 

Für die drei verschiedenen Tonerden (siehe auch Kap. 3.6.1) - in Deutschland produzierte 

(Tonerde 1), nach Deutschland importierte (Tonerde 2), und in Dritt-Länder exportierte 

Tonerde (Tonerde 3) - wurden hier abweichende Massen- und Energiemengen 

bilanziert. /Bund/, /EAA/, /Leo/ 

63 Länder welche Tonerde zu Primär-Aluminium verarbeiten und nach Deutschland exportieren. 

64 Dort befinden sich die einzigen in Deutschland existierenden Primär-Hütten. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tonerde-Produktion in Deutschland (Tonerde 1) 


Bauxit 1.924 kg/t Tonerde 

Natronlauge (50%) 50,0 kg/t Tonerde 

Kalk 49,7 kg/t Tonerde 

Erdgas 302,8 m 3 /t Tonerde 

Strom 260 kWh/t Tonerde 

Wasser 0,3 m3/t Tonerde 

Mahlkörperverschleiß 13,20 kg/t Tonerde 


Rotschlamm 962 kg/t Tonerde 

Tonerde-Produktion im Ausland (Tonerde 2,3) 


Bauxit 2.298 kg/t Tonerde 

Natronlauge (50%) 92,8 kg/t Tonerde 

Kalk 92,8 kg/t Tonerde 

Erdgas 165,1 m 3 /t Tonerde 

Schweröl 110,9 kg/t Tonerde 

Steinkohle 62,6 kg/t Tonerde 

Strom 260 kWh/t Tonerde 

Wasser 0,3 m3/t Tonerde 

Mahlkörperverschleiß 13 kg/t Tonerde 


Rotschlamm 1.450 kg/t Tonerde 


In den nachfolgenden Massenflußdiagrammen sind die Bauxit- und Tonerdeproduktion 

zusammen in jeweils einem Diagramm dargestellt, da Tonerde den eigentlichen Rohstoff 

für die Aluminium-Elektrolyse darstellt. Es wurden die wesentlichen Massenströme für 

die Bereitstellung von Tonerde berücksichtigt, wobei zwischen in Deutschland 

(Tonerde 1) und im Ausland produzierter Tonerde 65 (Tonerde 2 bzw 3) unterschieden 

werden muß. 

65 Sowohl Tonerde, die anschließend nach Deutschland exportiert wird, als auch Tonerde, die im Ausland produziert, in 

Drittländer exportiert, zu Primär-Aluminium verarbeitet wird, um anschließend dieses Primär-Aluminium nach 

Deutschland zu exportieren. 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Bauxitabbau 

und -transport 

Tonerde 

1000 kg 

Tonerdetransport 

Tonerde 

1000 kg 

Bauxit 

1.924 kg 

Bauxit 

1.924 kg 


Kalk 

50 kg 

Salz 

37 kg 

Natronlaugenproduktion 

Natronlauge 50 kg 

Bilanzrest 

62 kg 

Rotschlamm 

962 kg 

Wasser 

36 kg 

Chlor 

22 kg 

Wasserstoff 

1 kg 

in Deutschland produzierte Tonerde 

Abbildung B-2: Massenflußdiagramme zur Tonerde-Bereitstellung (Tonerde 1) 

Bauxitabbau 

und -transport 


Tonerde 

1000 kg 


Tonerde 

1000 kg 

Bauxit 

2.298 kg 

Bauxit 

2.298 kg 

Salz 

68 kg 


Natronlauge 93 kg 

Kalk 

93 kg 

Bilanzrest 

34 kg 

Rotschlamm 

1.450 kg 

Wasser 

67 kg 

Chlor 

41 kg 

Wasserstoff 

1 kg 

im Ausland produzierte Tonerde 

Abbildung B-3: Massenflußdiagramme zur Tonerde-Bereitstellung (Tonerde 2, 3)


3.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Tonerde 

3.6.1 KEA für Tonerde frei Elektrolysewerk 

Bei der Natronlaugenproduktion, wie auch der Tonerde-Produktion und ebenfalls beim 

Transport mit elektrischen Güterzügen muß unterschieden werden in welchem Land, 

bzw. welcher Ländergruppe dieser Prozeß stattfindet. Die Unterschiede bei der Berechnung 

des KEA ergeben sich durch die primärenergetische Bewertung von elektrischer 

Energie, da einmal mit dem "Deutschland-Mix", einmal mit dem "Tonerde-Mix" und als 

drittes mit dem "Welt-Mix" bewertet werden muß 66 . Zusätzlich wurden, je nach dem ob 

der Prozeß in Deutschland oder im Ausland stattfindet, unterschiedliche Energie- und 

Massenaufwendungen berücksichtigt (siehe auch Kap. 3.4 bzw. 3.5). Daher wird im 

folgenden Abschnitt jeweils zwischen drei Fällen unterschieden: 

Fall 1: Importiertes Bauxit (Bauxit 1) wird in Deutschland zu Tonerde (Tonerde 1) 

verarbeitet und anschließend zu einem Elektrolyse-Werk in Deutschland transportiert. 

Der Bayer-Prozeß und die Transporte der Tonerde finden in Deutschland 

statt und daher wird elektrische Energie mit den primärenergetischen Bereitstellungsaufwendungen 

für Deutschland bewertet. 

Fall 2: Bauxit (Bauxit 2) wird im Ausland zu Tonerde (Tonerde 2) verarbeitet und 

anschließend nach Deutschland zu einem Elektrolyse-Werk exportiert. Der 

Bayer-Prozeß und die Transporte der Tonerde finden in für Deutschland relevante 

Tonerde-exportierenden Ländern statt. Elektrische Energie wird daher 

mit den primärenergetischen Bereitstellungsaufwendungen für diese Ländergruppe 

("Tonerde-Mix") bewertet. 

Fall 3: Bauxit (Bauxit 2) wird im Ausland zu Tonerde (Tonerde 3) verarbeitet und 

anschließend in "unbekannte" Länder zu einem Elektrolyse-Werk exportiert, 

welche Primär-Aluminium produzieren und dieses nach Deutschland exportieren. 

Der Bayer-Prozeß und Transporte der Tonerde zum Hafen finden in diesen 

"unbekannten" Ländern statt. Elektrische Energie wird deshalb mit den primärenergetischen 

Bereitstellungsaufwendungen im Welt-Mittel 67 bewertet. 

Da bei der Natronlaugenproduktion Chlor und Natronlauge in Kuppelproduktion 

entstehen, wird der Energieaufwand für die Herstellung zu gleichen Teilen auf Chlor 

und Natronlauge aufgeteilt 68 . Neben dem Elektrolysestrom, der zu über 95 % am KEA 

der Input-Seite beteiligt ist, werden als Eingangsstoffe zusätzlich Steinsalze und Wasser 

berücksichtigt. Der ebenfalls in diesem Prozeßschritt anfallende Rest-Wasserstoff wird 

verkauft und deshalb über seinen Heizwert gutgeschrieben. Für Fall 1 ergibt sich ein 

KEA von 8.485 MJ/t, für Fall 2 beträgt der Wert 7.457 MJ/t und Fall 3 müssen pro 

Tonne Natronlauge 8.716 MJ aufgewendet werden 

Der KEA der Tonerde setzt sich zu 45 - 49 % aus dem KEA für zugeführte thermische 

Brennstoffe wie Erdgas und Schweröl zusammen. Zwischen 27 und 32 % werden durch 

das zugeführte Bauxit verursacht, wobei in Fall 1 "Bauxit 1" und in den beiden anderen 

Fällen "Bauxit 2" zugeführt wird. Der Rest wird verursacht durch Natronlauge, Kalk, 

66 siehe hierzu ebenfalls Kap 4.1.2 in Bericht I 

67 siehe "Welt-Mix" Tabelle 5 in Bericht I 

68 Denkbar wäre auch eine Aufteilung entsprechend der Massenverhältnisse gewesen - hier wurde allerdings davon 

ausgegangen, daß der Prozeß einmal primär zur Erzeugung von Natronlauge und einmal primär zur Erzeugung von 

Chlor dient. Da bei der Trennung von NaCl pro Na genau ein Cl entsteht, wurde der Energieaufwand molar umgelegt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Wasser und Mahlkörperverschleiß. Transportaufwendungen für Natronlauge in Fall 1 

entfallen, da diese per Pipeline von einem Werk auf der anderen Straßenseite angeliefert 

wird. In den beiden anderen Fällen wird allerdings aufgrund des sehr hohen Natronlaugenbedarfs 

im Bayer-Prozeß von einer naheliegenden bzw. im Tonerde-Werk 

intergrierten Alkalichloridelektrolyse ausgegangen, so daß hier ebenfalls keine Transporte 

angesetzt werden. Der neben dem Zielprodukt anfallende Rotschlamm wird 

deponiert und somit energiefrei geführt. Als KEA ergeben sich letztlich 21.750 MJ/t für 

Fall 1, 23.235 MJ/t für Fall 2 und 23.763 MJ/t für Fall 3. 

Die erhöhten Energieaufwendungen für nicht in Deutschland produzierte Tonerde sind 

bedingt durch einen erhöhten thermischen Energieeinsatz, einer erhöhten Bauxitmenge 

und einem höherem Natronlaugen- und Kalkeinsatz (/Bund/, /EAA/, /Leo/). Als gegenläufiger 

Effekt sind die etwas niedriger liegenden spezifischen Primärenergieaufwendungen 

für die Bereitstellung von elektrische Energie zu erwähnen. 

Aus denen in Kap. 3.4 genannten Entfernungen und dem KEA für Transporte aus dem 

Allgemeinen Teil (Tabelle 6, Bericht I) berechnet sich schließlich der KEA von Tonerde 

frei Primär-Aluminium-Elektrolyse im ersten Fall zu 21.881 MJ/t, für Fall 2 zu 24.833 

MJ/t und im dritten Fall beträgt der Wert 25.736 MJ pro Tonne. Im ersten Fall wird der 

zusätzliche Aufwand zu ¼ durch den Transport per Güterzug und 3/4 durch den Transport 

per Binnenschiff verursacht, wohingegen in den beiden anderen Fällen der Hochseetransport 

zu über 80 % beteiligt ist. 

Nachfolgend sind die Energieflüsse für die drei oben erwähnten Fälle nochmals zusammenfassend 

in Flußdiagrammen dargestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Bauxit- 

Abbau 

Bauxit 

1.516 MJ 

Bauxit- 

Transport 

Bauxit 

7.012 MJ 

Tonerde- 

Produktion 

Tonerde 

21.749 MJ 


Tonerde 

21.880 MJ 

Diesel 

1.516 MJ 

Güterzug 

212 MJ 


5.284 MJ 

Natronlauge (50%ig) 

424 MJ 


Erdgas 

10.737 MJ 

Strom 

2.978 MJ 

Zuschläge und 

Hilfsstoffe 598 MJ 

Güterzug 

101 MJ 

Schubboot und Leichter 

30 MJ 

Strom 

911 MJ 



Wasserstoff 

76 MJ 

Chlor 

424 MJ 

Abbildung B-4: KEA-Flußdiagramm zur Tonerde-Bereitstellung für in Deutschland 

produzierte Tonerde (Tonerde 1) 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Bauxit- 

Abbau 

Bauxit 

1.811 MJ 

Bauxit- 

Transport 

Bauxit 

6.346 MJ 

Tonerde- 

Produktion 

Tonerde 

23.234 MJ 


Tonerde 

24.833 MJ 

Diesel 

1.811 MJ 

Güterzug 

844 MJ 


3.691 MJ 


692 MJ 


therm. Energie 

12.755 MJ 

davon 

Erdgas 5.854 MJ 

Schweröl 4.948 MJ 

Steinkohle 1.953 MJ 

Strom 

2.642 MJ 



Güterzug 

231 MJ 


1.316 MJ 

Schubbott und Leichter 

52 MJ 

Strom 

1.502 MJ 



Wasserstoff 

142 MJ 

Chlor 

692 MJ 

Abbildung B-5: KEA-Flußdiagramm zur Tonerde-Bereitstellung für nach Deutschland 

exportierte Tonerde (Tonerde 2)


Bauxit- 

Abbau 

Bauxit 

1.811 MJ 

Bauxit- 

Transport 

Bauxit 

6.346 MJ 

Tonerde- 

Produktion 

Tonerde 

23.763 MJ 


Tonerde 

25.736 MJ 

Diesel 

1.811 MJ 

Güterzug 

844 MJ 


3.691 MJ 


809 MJ 



12.755 MJ 




Steinkohle 1.953 MJ 

Strom 

3.054 MJ 




1.606 MJ 

Güterzug 

367 MJ 

Strom 

1.736 MJ 



Wasserstoff 

142 MJ 

Chlor 

809 MJ 

Abbildung B-6: KEA-Flußdiagramm zur Bereitstellung von Tonerde (Tonerde 3), die in 

Länder exportiert wird, die wiederum Primär-Aluminium nach 

Deutschland exportieren 

3.6.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Tonerde 

Es wurden die Emissionen aller energetisch bilanzierten Stoffe und die der Transporte 

berücksichtigt. Eine emissionstechnische Gutschrift bei der Natronlaugenherstellung 


ENERGIEWIRTSCHAFT


erfolgt sowohl für den verkaufsfähigen Wasserstoff 69 als auch für das Kuppelprodukt 

Chlor. Die Emissionen werden, entsprechend der energetischen Bewertung, zu 50 % der 

Produktion von Chlor zugeschrieben. 

Zu beachten ist, daß die Emissionen in jeweils unterschiedlichen Ländergruppen entstehen 

und somit selbst bei identischen Endenergieverbräuchen von einander abweichen 

können. 


Der KEA und die Emissionen für in Deutschland produzierte (Tonerde 1) bzw. nach 

Deutschland importierte Tonerde (Tonerde 2) und ihre Anteile am Gesamtaufkommen 

sind in folgender Tabelle angegeben. Daraus läßt sich ein Mix für Tonerde frei deutschem 

Elektrolyse-Werk berechnen (Tonerde-Mix). Zusätzlich sind noch der primärenergetische 

Aufwand und die Emissionen für die Bereitstellung von Tonerde für 

Fall 3 berücksichtigt. Hierbei sind alle Energieaufwendungen und dabei entstehenden 

Emissionen unter Berücksichtigung der Bauxitimport- und Tonerdeproduktions- bzw. 

Importstruktur bis zur Anlieferung bei den deutschen bzw. ausländischen Elektrolyse- 

Werken berücksichtigt. 


Tonerde frei Primär-Aluminium-Elektrolyse 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Tonerde 

69 Da Wasserstoff mit Hilfe unterschiedlichster Verfahren produziert wird, wird hier nach der Substitutionsmethode 

vorgegangen. Es werden die Emissionen gutgeschrieben, welche bei der Produktion über das Steamreforming von 

Erdgas entstehen würden. 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Tonerde 1 21.880 1.410 1.374 3.466 3.017 2.402 361 44 318 61,6 % 

Tonerde 2 24.833 1.814 1.793 4.803 5.508 2.968 517 149 497 38,4 % 

Tonerde-Mix 23.016 1.565 1.535 3.980 2.975 2.620 421 85 387 

Tonerde 3 25.736 1.873 1.825 4.850 5.654 3.035 521 151 504 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Anteil

Aluminium-Produktion 53 

4 Aluminium-Produktion 

Wie bei der Eisenproduktion ist es möglich Aluminium aus primären Rohstoffen, also 

aus Tonerde, oder aus sekundären Rohstoffen - im wesentlichen Schrotten - herzustellen. 

In 4.1 und 4.3 wird zuerst die Primär-Aluminium-Produktion betrachtet; in 4.4 und 

4.6 die Sekundär-Aluminium-Produktion. 

4.1 Primär-Aluminium-Produktion 

Die im Aluminiumwerk angelieferte Tonerde wird weltweit ausnahmslos im Kryolith- 

Tonerde-Verfahren nach Hall und Héroult (Schmelzelektrolyse) zu Rohaluminium (Primär-Aluminium) 

weiterverarbeitet. Da die in der Elektrolyse verwendeten Anoden 

einem großen Verschließ von 0,4 bis 0,5 t pro Tonne Aluminium unterliegen, sind die 

Anlagen zur Anodenherstellung meist integraler Bestandteil des Aluminiumwerkes. 

Deshalb soll ebenso kurz auf die Anodenherstellung eingegangen werden. 

In der Anodenproduktion werden vorkalzinierter Petrolkoks, Steinkohlenteerpech 70 

und Anodenreste aus der Elektrolyse bei ca. 160°C gemischt und zu Rohanoden von ca. 

0,5 bis 1,5 Tonnen Masse geformt. Diese grünen Anoden werden unter Einsatz von 

Erdgas oder Schweröl in Ringkammeröfen auf 1050 bis 1250°C erwärmt, und auf diese 

Weise leitfähig gemacht. Die nötigen Anschlüsse erhält die Anode in der nachgeschalteten 

Anodenschlägerei. Anschließend wird sie mit einer Aluminiumschicht gegen Luftbrand 

versehen. 

Im Elektrolysewerk wird das angelieferte Aluminiumoxid (Tonerde) zunächst in einem 

zentralen Oxidbunker zwischengelagert und nachdem es zur Reinigung der Elektrolyseabgase 

eingesetzt wurde, der Elektrolyse über (11) zugeführt. Um die Temperaturen 

in der Elektrolyse möglichst niedrig zu halten 71 wird eine 10%ige Lösung von 

Al2O3 in geschmolzenem Kryolith ( Na3AlF6 ) elektrolysiert. So ist es möglich, die Elektrolyse 

des Oxids bei ca. 950°C durchzuführen. Zwischen einer Kohlenstoff-Bodenelektrode 

(3) und zweireihig in Längsrichtung angeordneten Anoden (8) wird der flüssige 

Elektrolyt (7) durch Anlegen einer Spannung von 4 bis 5 Volt und bei Stromstärken 

zwischen 50 und 250 kA chemisch in Aluminium und Sauerstoff zerlegt. Der eigentliche 

Stromanschluß wird über ein 110 bis 220 kV-Netz vorgenommen, wobei dieser Drehstrom 

in zwei Stufen auf 600 bis 1000 Volt herabtransformiert und anschließend gleichgerichtet 

wird. Diese Spannung wird schließlich an 150 bis 250 in Serie geschaltete 

Zellen angelegt, wodurch sich letztlich die gewünschte Spannung von ca. 4,5 Volt pro 

Zelle ergibt. Der entstehende Sauerstoff reagiert mit dem Kohlenstoff der Anoden zu 

Kohlendioxid, wodurch auch der Anodenverbrauch zu erklären ist. Um einen unterbrechungsfreien 

Betrieb zu gewährleisten werden Zellen mit etwa 20 Anoden verwendet, 

von denen täglich eine gewechselt wird. Die ausgetauschten Anodenreste werden der 

Anodenherstellung wieder zugeführt und somit verwertet. Unterhalb 72 der Elektrolytschicht 

(7) bildet sich flüssiges Hüttenaluminium (6), das täglich in Chargen von ein 

70 dient als Bindemittel und zum Teil als Brennstoff 

71 die Schmelztemperatur der Tonerde liegt bei 2.050°C 

72 Die Dichte des Elektrolyts beträgt etwa 2,1 g/cm 3 im Vergleich zu 2,3 g/cm 3 für Hüttenaluminium. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


bis zwei Tonnen mittels Saugrohr entnommen und sofort den werkseigenen Gießereien 

zugeführt wird. 

Abbildung B-7: Querschnitt einer modernen Elektrolysezelle (/AlTB/) 

Die bei der Elektrolyse entstehenden Abgase werden über eine Wirbelschicht aus Aluminiumoxid 

geleitet, wodurch die stark gesundheitsschädlichen Fluorverbindungen fast 

vollständig (zu 98 %) zurückgeführt werden können. Falls besonders reines Aluminium 

gewünscht ist, werden zur Abgasreinigung Elektrofilter vorgeschaltet, die weitere Verunreinigungen 

beseitigen. 

Bei der Untersuchung des Transports des Primär-Aluminiums muß zwischen dem in 

Deutschland produzierten und importiertem Primär-Aluminium unterschieden werden. 

Für in Deutschland hergestelltes Aluminium wird ein Bahntransport mit 300 km angesetzt. 

Für das importierte Primär-Aluminium ergeben sich unter Berücksichtigung der 

Importstruktur für den Eisenbahntransport ca. 1.700 km, für den Hochseetransport ca. 

1.930 km und rund 170 km für den Binnentransport. 

/AlMB/, /AlTB/, /Chem/, /ME/, /MHK/, /Par/, /TdC/ 


Primär-Aluminium 

In die Anoden-Produktion gelangt als Energieträger neben Strom für elektrische 

Antriebe (Mischer etc.) Erdgas zur Feuerung der Ringkammeröfen. Zusätzlich verbrennt 

beim Backen ein Teil der eingebrachten grünen Anoden (Petrolkoks und Steinkohlenteerpech), 

die ebenfalls zur Aufrechthaltung der gewünschten Temperaturen beitragen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Petrolkoks 679,1 kg/t Anode 

Petrolkoks energetisch 20,4 kg/t Anode 

Elektrodenpech 120,8 kg/t Anode 

Elektrodenpech energetisch 49,1 kg/t Anode 

Füllpulver 20,3 kg/t Anode 

Anodenreste 202,7 kg/t Anode 

Erdgas 85,3 m 3 /t Anode 

Strom 200 kWh/t Anode 


Teer 2,6 kg/t Anode 

Als Energieträger in der Elektrolyse dient im wesentlichen elektrische Energie für die 

eigentliche Elektrolysezelle, sowie für Hilfsanlagen. Geringe Mengen Diesel für Fahrzeuge 

und Infrastruktur werden zusätzlich berücksichtigt. Da sich sowohl die Energieals 

auch die Rohstoffmengen je nach betrachtetem Land unterscheiden wird zwischen in 

Deutschland produziertem (Prim-Al 1) und im Ausland produziertem Aluminium (Prim- 

Al 2) unterschieden (siehe auch Kap. 3.6.1) 

Primär-Aluminium-Produktion in Deutschland (Prim-Al 1) 


Tonerde 1.910 kg/t Prim-Al 

Anoden 520 kg/t Prim-Al 

Kathoden 25,4 kg/t Prim-Al 

Elektrolysestrom 14.015 kWh/t Prim-Al 

sonstiger Strom 863 kWh/t Prim-Al 

Diesel 89,0 kg/t Prim-Al 

Aluminiumfluorid 17,5 kg/t Prim-Al 


Fluoridhaltige Salze 14,0 kg/t Prim-Al 

Anodenreste 105,4 kg/t Prim-Al 

Primär-Aluminium-Produktion im Ausland (Prim-Al 2) 


Tonerde 1.940 kg/t Prim-Al 

Anoden 520 kg/t Prim-Al 

Kathoden 25,4 kg/t Prim-Al 

Strombedarf 15.200 kWh/t Prim-Al 

Diesel 89,0 kg/t Prim-Al 

Aluminiumfluorid 17,5 kg/t Prim-Al 


Fluorhaltige Salze 14,0 kg/t Prim-Al 

Anodenreste 105,4 kg/t Prim-Al 

Der theoretische Energiebedarf für die technische Produktion von Aluminium beträgt 

nach /MHK/ 6,53 kWh; 5,78 kWh pro kg produziertes Aluminium und 0,75 kWh zum 

Aufheizen der Einsatzstoffe. Durch einen Vergleich mit den typischen Energieaufwendungen 

von 13 bis 17 kWh läßt sich ein Wirkungsgrad von 38 bis 50 % bestimmen. 

Die Ursachen können unterteilt werden in einen gegenüber der Theorie erhöhten 

Strombedarf bzw. Spannungsbedarf und den bis heute noch nicht vollständig verstandenen 

Anodeneffekt 73 . Die beiden ersten Effekte sollen etwas näher betrachtet werden: 

73 Phänomenologisch äußert sich der Anodeneffekt durch Auftreten einer isolierenden Gasschicht an der Anode, die ein 

plötzliches Ansteigen der Betriebsspannung auf das bis zu 15-fache verursacht. Durch Zugabe von Tonerde, Rühren des 

Bades mit Preßluft oder Holzstämmen wird der Normalzustand wieder hergestellt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


• Nach dem Gesetz von Faraday können mit 1 kAh elektrischen Strom 335 Gramm 

Aluminium erzeugt werden - tatsächlich entstehen nur ca. 85 bis 95 % dieser 

Menge. Der Grund hierfür ist eine möglichen Rückreaktion des an der Kathode 

entstehenden flüssigen Aluminiums mit dem an der Anode entstehenden 

Kohlendioxid zu Aluminiumoxid und Kohlenmonoxid. Ohne näher darauf 

einzugehen, sei noch erwähnt, daß die vorhandene Leitfähigkeit des Elektrolyts, 

sowie die chemischen Reaktionen des Aluminiums mit dem Elektrolyt und dem 

Kohlenstoffboden den Strombedarf ebenfalls erhöhen. 

• Um Aluminium aus Aluminiumoxid zu erzeugen, ist eine theoretische Spannung von 

1,17 Volt nötig. Real werden die Elektrolysezellen allerdings bei 4 bis 5 Volt betrieben. 

Die diversen Ursachen lassen sich sowohl auf Spannungabfälle im Elektrolyt, 

an der Anode, an der Kathode und in den äußeren Stromleitungen, als auch auf eine 

Überspannung, die hauptsächlich zur Prozeßbeschleunigung (0,7 V) und teilweise 

zur Überwindung von bestimmten Diffusionsgefällen (0,1 V) nötig ist, zurückführen. 

Ein Energieverbrauch von 13 kWh/kg stellt im übrigen die ökonomische Grenze dar, da 

durch Herabsetzen der anodischen Stromdichte der Energieverbrauch zwar verringert 

werden kann, aber gleichzeitig die Betriebs- und Investitionskosten zunehmen würden. 

Deshalb ist mit einer weiteren wesentlichen Reduktion des spez. Energiebedarfs in den 

nächsten Jahren nicht zu rechnen. Da der größte Anteil der Anlagen aufgrund ihres 

Alters einen Energieverbrauch aufweist, der deutlich über dem oben genannten liegt 

(15-17 kWh/kg), kann aber dennoch eine weitere Verminderung erwartet werden. 


Die wesentlichen Stoffflüsse für die Bereitstellung von Primär-Aluminium frei Halbzeugwerk 

sind zusätzlich im untenstehenden Diagramm übersichtlich zusammengefaßt. 

Hinter dem Bilanzrest verbergen sich im wesentlichen Kohlendioxid- bzw. Kohlenmonoxid-Emissionen, 

die durch Oxidation des in den Anoden enthalten Kohlenstoffs mit 

dem im Aluminiumoxid gebundenen Sauerstoff entstehen. Die Spannbreiten bei der 

eingesetzten Tonerde bzw. dem entstehenden Bilanzrest ergeben sich durch die Betrachtung 

von Elektrolyse-Werken in Deutschland bzw. im Ausland . Die niedrigeren 

gelten jeweils für Deutschland. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Anodenreste 105 kg 

Teer 

1 kg 

Kathoden 

25 kg 

Aluminiumfluorid 

18 kg 

Fluorhaltige Salze 

14 kg 

Bilanzrest (CO 2/CO) 

1.354-1.384 kg 

Anodenreste 105 kg 

Pech Petrolkoks 

63 kg 353 kg 

Anoden- 

Produktion 

Anoden 

520 kg 

Tonerde 

1.910 -1.940 kg 

Primär-Aluminium-Produktion 


1.000 kg 

Transport 


1.000 kg 

Abbildung B-8: Massenflußdiagramm zur Bereitstellung von Primär-Aluminium 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Primär-Aluminium 

4.3.1 KEA für Primär-Aluminium frei Halbzeugwerk 

Bei der Bilanzierung wird erneut zwischen mehreren Fällen unterschieden. 

Im Fall 1 wird Primär-Aluminium in einem deutschen Elektrolysewerk aus dem Tonerde-Mix 

aus Tabelle B-2 produziert. Die benötigten Anoden, ebenso wie das benötigte 

Aluminiumfluorid, werden ebenfalls in Deutschland produziert. 

Im Fall 2 geschehen diese Prozesschritte in Ländern, die anschließend Primär-Aluminium 

nach Deutschland exportieren. Alle elektrischen Energieaufwendungen werden 

mit dem "Prim-Al-Mix" aus Tabelle 5 im Allgemeinen Teil (Bericht I) bewertet. 

Zum KEA der Anoden trägt Petrolkoks mit einem Anteil von mehr als 65 % und Elektrodenpech 

zu ca. 17 % bei. Die restlichen Anteile verteilen sich auf Erdgas, Strom und 

Füllpulver. Rückgeführte Anodenreste aus der Elektrolyse werden, da sie im Kreis 

geführt werden, ebenso wie der entstehende Teer, der als Reststoff aufgefaßt wird, 

energiefrei bewertet. Es ergeben sich für den KEA von einer Tonne Anoden im Fall 1 

38.079 MJ und im Fall 2 - bedingt durch geringe spezifische Aufwendungen bei der 

Strombereitstellung - 37.216 MJ. 

Als Input-Stoffe der Elektrolyse werden in dieser Studie Tonerde, Anoden, Kathoden, 

Diesel für die Infrastruktur und Aluminiumfluorid 74 berücksichtigt. Der Strombedarf für 

die Elektrolyse und aller Hilfsanlagen liegt im Mittel bei ca. 15.000 kWh pro Tonne 

Aluminium. Die fluorhaltigen Salze werden als Reststoffe aufgefaßt und somit energiefrei 

bewertet, ebenso wie die Anodenreste, welche der Produktion neuer Anoden zugeführt 

werden und somit Kreislaufstoffe darstellen. Der KEA von 239.664 MJ im Fall 1 

bzw. 183.283 MJ für eine Tonne gegossenes Primär-Aluminium wird letztlich zu ca. 2/3 

durch den Elektrolysestrom, zu ca. 20 - 30 % durch die Tonerde und 8 % durch den 

Einsatz der Anoden verursacht. Für importiertes Aluminium ergibt sich ein geringerer 

Wert, da die primärenergetischen Aufwendungen für die Bereitstellung von Strom in der 

betrachteten Ländergruppe ("Prim-Al-Mix") niedriger liegen als in Deutschland. Eine 

Diskussion der Abhängigkeiten des KEA vom Kraftwerkspark wird am Ende des 

Berichts in „Weiterführende Überlegungen“ durchgeführt. 

Bedingt durch stark unterschiedliche Transportentfernungen beträgt der KEA für den 

Transport des in Deutschland produzierten Primär-Aluminiums weniger als 15 % des 

KEA für den Transport des importierten Aluminiums. Im ersten Fall beträgt der KEA 

des Primär-Aluminium frei Halbzeugwerk 240.022 MJ/t, wovon weniger als 2‰ durch 

den Transport per Güterzug bedingt sind. Im Fall 2 ergibt sich der KEA zu 

185.437 MJ/t; 1 % werden durch Transportprozesse verursacht und verteilen sich zu 

73 % auf den Güterzugtransport zum Hafen oder direkt zum Halbzeugwerk, zu 24 % auf 

den Hochsee- und zu 3 % auf den Binnentransport. 

74 Ein Teil dieses Fluorids reagiert mit den Wänden und Boden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tonerde-Mix 

43.960 MJ 

Anoden- 

Produktion 

Anoden 

20.768 MJ 

Primär-Aluminium-Produktion 


239.664 MJ 

Transport 

Primär-Aluminium aus Deutschland 

240.022 MJ 

Petrolkoks (stofflich genutzt) 

13.564 MJ 

Steinkohlenteerpech (stofflich genutzt) 

2.482 MJ 


therm. Energie Petrolkoks: 813 MJ 

3.472 MJ Teerpech: 1009 MJ 

Erdgas: 1650 MJ 

Strom 

1.250 MJ 

Strom 

170.427 MJ 

Diesel 

4.277 MJ 

Aluminium-Fluorid 

233 MJ 

Güterzug 

358 MJ 

Abbildung B-9: KEA-Flußdiagramm zur Primär-Aluminium-Bereitstellung für in 

Deutschland produziertes Aluminium (Prim-Al 1) 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Tonerde-Mix 

49.927 MJ 

Anoden 

20.297 MJ 

Primär-Aluminium- 

Produktion 


183.283 MJ 

Transport 

Anoden- 

Produktion 

Primär-Aluminium importiert 

185.437 MJ 

Petrolkoks (stofflich genutzt) 

13.564 MJ 

Steinkohlenteerpech (stofflich genutzt) 

2.482 MJ 


therm. Energie Petrolkoks: 813 MJ 

3.472 MJ Teerpech: 1009 MJ 

Erdgas: 1650 MJ 

Strom 

779MJ 

Strom 

108.550 MJ 

Diesel 

4.277 MJ 

Aluminium-Fluorid 

232 MJ 

Güterzug 

1.579 MJ 


517 MJ 

Schubboot mit Leichter 

59 MJ 

Abbildung B-10: KEA-Flußdiagramm zur Primär-Aluminium-Bereitstellung für nach 

Deutschland importiertes Aluminium (Prim-Al 2) 

4.3.2 Indirekte Emissionen von Primär-Aluminium 

Mit Ausnahme der Emissionen bei der Bereitstellung von Petrolkoks oder Elektrodenpech, 

wurden alle Emissionen der eingesetzten Stoffe während der Anodenproduktion 

bilanziert. Petrolkoks entsteht als Abfallprodukt bei der Verarbeitung von flüssigen 

Kohlenwasserstoffen (Mineralölindustrie) ebenso wie das Steinkohlenpech, das ein 

Abfallprodukt der Koksherstellung darstellt.


Für die beiden anderen Prozeßschritte (Elektrolyse und Transporte) wurden alle Stoffe, 

denen ein KEA zugeordnet wurde, hinsichtlich ihrer Emissionen berücksichtigt. Zu 

beachten ist, daß für den Verbrauch von elektrischer Energie einmal die Emissionen für 

Deutschland und einmal für Primär-Aluminium-exportierende Länder angesetzt werden. 

Zusätzlich wurden bei der Reduktion von Al2O3 (Tonerde) zu Aluminium die dabei 

entstehenden CO und CO2-Emissionen berücksichtigt 75 . 


Wie auch für Bauxit und Tonerde werden im folgenden der KEA und die indirekten 

Emissionen von Primär-Aluminium zusammenfassend dargestellt. Hierbei sind alle 

Aufwendungen bis zur Bereitstellung beim Halbzeugwerk inklusive der Import- und 

Produktionsstrukturen berücksichtigt. 


Primär-Aluminium frei Halbzeugwerk in Deutschland 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Prim-Al 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Prim-Al 1 240.022 14.741 25.306 22.932 15.130 24.894 2.231 564 1.749 34,1 % 

Prim-Al 2 185.437 10.107 27.396 25.719 15.144 17.326 2.697 514 1.757 65,9 % 

Prim-Al-Mix 204.050 11.687 26.683 24.769 15.139 19.907 2.538 531 1.754 

Metall/Aluminium-D 

/GEM3/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

186.228 13.400 117.000 21.500 37.900 11.480 1.040 320 28.260 

Bis auf die CO, SO2 und die Staub-Emissionen bewegen sich die Werte in ähnlichen 

Bereichen. Die signifikanten Abweichungen sollen im folgenden näher erläutert werden: 

• CO: In /GEM3/ wird keine Nachverbrennung von CO-Emissionen berücksichtigt. 

Allein 110 Gramm pro Kilogramm Aluminium stammen aus dem 

Elektrolyseprozeß. Im Rahmen dieser Studie wurde eine Nachverbrennung von 

90 % der CO-Emissionen zu CO2 berücksichtigt. 

• SO2: In /GEM3/ wird in der Tonerdeproduktion als Brennstoff hauptsächlich 

Schweröl und in geringen Mengen Erdgas eingesetzt. Im Rahmen dieser Studie 

wird für in Deutschland produzierte Tonerde ausschließlich Erdgas und im 

Ausland wesentlich geringere Mengen Schweröl, die durch Steinkohle und Erdgas 

substituiert wurden, eingesetzt. 

• Staub: Die wesentlichen höheren Staub-Emissionen im Rahmen von /GEM3/ entstehen 

während Bauxitabbaus als prozeßbedingte Emissionen. Prozeßbedingte 

Staubemissionen sind auf Grund ungesicherter Werte im Rahmen dieser Studie 

nicht berücksichtigt worden 

75 Als Basis dienen die Reaktion 2 Al2O3 + 3 C 4 Al + 3 CO2 und eine 10%ig Rückreaktion von Aluminium mit dem an 

der Anode entstehenden Kohlendioxid: 2 Al + 3 CO2 Al2O3 + 3 CO. Hieraus lassen sich die prozeßbedingten 

Emissionen berechnen. Berücksichtigt wurde ebenfalls, daß rund 90 % der entstehenden CO-Emissionen zu CO2 

nachverbrannt werden. 

Anteil 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.4 Sekundär-Aluminium-Produktion 

Wie bereits zu Beginn des Kapitels erwähnt gibt es eine weitere Möglichkeit der Aluminium-Produktion 

durch das Wiedereinschmelzen von Aluminium-Schrott. Hierbei 

wird zwischen Neuschrott (sortenreiner Schrott aus anderen Verarbeitungsstufen) und 

Altschrott (Schrott aus Rückführungssystemen zum Erfassen von Produkten nach ihrem 

Nutzungsphasen) unterschieden. Daher wird zwischen zwei Verfahren unterschieden. 

Das Einschmelzens ohne Salz, mit einem vorgelagerten Abschwelen, wird überwiegend 

für Altschrott, das Direkteinschmelzen unter Salz für Neuschrott verwendet. Die dabei 

entstehenden Salzschlacken und Aluminium-Krätzen werden aufbereitet und ein Großteil 

des Salzes und des Aluminiums zurückgewonnen. Vor den eigentlichen Verfahrensbeschreibungen 

der Sekundär-Aluminium-Produktion wird deshalb kurz noch die Salzschlacken-Aufbereitung 

bzw. die Krätze-Aufbereitung dargestellt. 

Die Salzschlacke wird gebrochen, gesiebt und vom Aluminium-Granulat, das dem 

Umschmelzwerk zugeführt wird, getrennt. Anschließend wird diesem Schlackenpulver 

Wasser zugesetzt, so daß sich im wesentlichen die in der Salzschlacke enthaltenen Oxide 

ablösen und man nach Kristallation die zu 99 % zurückgewonnenen Mischsalze bei der 

Sekundär-Aluminium-Produktion wieder einsetzen kann. 

Unter Aluminium-Krätze versteht man die Aluminiumoxid-Schicht die sich auf flüssigem 

Aluminium bildet, wenn es mit Sauerstoff in Berührung kommt. Diese Schicht, 

welche ebenfalls Schmelzsalze enthält wird abgekrätzt (entfernen der Aluminium- 

Krätze) und nach möglichst schnellem Abkühlen lassen sich rückgewinnbare Metallinhalte 

von 15 bis 30 % erzielen. Nach einer Anreicherung auf über 60 % Aluminium- 

Anteil kann das Material erneut in der Sekundärhütte eingesetzt werden. 

Neuschrott ist sortenrein oder mit bekannten Anteilen anderer Metalle legiert, nicht 

verunreinigt oder verschmutzt. Nach einem Zerkleinern des Schrottes in Mühlen wird er 

in brennstoffbeheizten Öfen oder Induktions-Öfen unter Luftabschluß - wodurch der sog. 

Abbrand verhindert und eine hohe Metallausbeute möglich wird - eingeschmolzen. 

Eventuell vorhandene Beschichtungen werden traditionell in einem vorgelagerten Ofen 

bei 300 bis 500° C abgeschwelt und die Rauchgase werden nachverbrannt. In modernen 

Anlagen ist das Abschwelen und Schmelzen zusammengefaßt um Abwärmen nutzen zu 

können. 

Altschrott stammt aus einem diversifizierten und effektiven Netzwerk von Sammelund 

Sortierfirmen. Der Schrott wird grob vorsortiert, zerkleinert und z.B. von magnetischen 

Teilen durch eine Magnetabscheidung befreit. Durch eine eventuell nachfolgende 

Naßtrennung (Schwimm-Sink-Scheidung), sowie ein Abschwelen von nichtmetallischen, 

brennbaren Anhaftungen werden weitere Verunreinigungen entfernt. Bestandteile wie 

Oxide und Nitride lagern sich beim Einschmelzen an den Salzkristallen an, 

Anhaftungen anderer Metalle, deren Schmelzpunkt höher liegt als der des Aluminiums, 

können durch Ausschmelzen des Aluminiums auf einer Schmelzbrücke ausgeschieden 

werden. 

Wie beim Primär-Aluminium-Transport wird wieder zwischen dem in Deutschland 

produzierten und dem nach Deutschland importierten Sekundär-Aluminium unterschieden. 

Für in Deutschland produziertes Aluminium wird ein Bahntransport mit 300 km 

angesetzt. Unter Berücksichtigung der Importstruktur für Sekundär-Aluminium lassen 


ENERGIEWIRTSCHAFT


sich rund 500 km für den Eisenbahntransport, ca. 400 km für den Hochseetransport und 

120 km für den Binnentransport berechnen. 

/AlMB/, /AlTB/, /EAA/ 


Sekundär-Aluminium 

In den beiden Prozessen zum Wiedereinschmelzen von Aluminiumschrotten, die im 

folgenden betrachtet werden, sind die Energieaufwendungen für die Krätze- bzw. Salzschlacken-Aufbereitung 

bereits enthalten. 

Für die Anlieferung der Neuschrotte wird ein Bahntransport von 200 km angesetzt. 

Als Energieträger werden neben elektrischer Energie für Shredder und elektrische 

Antriebe auch Schweröl und Erdgas zum Abschwelen und Einschmelzen zugeführt. Die 

exakten Energieinhalte ergeben sich, wie auch in den vorherigen Abschnitten, aus den 

Massen der Energieträger und den im Allgemeinen Teil (Tabelle 3 und 4, Bericht I) dargestellten 

Heizwerten. 


Neu-Schrotte 1.040 kg/t Sek-Al 

Neu-Schrott-Transport 200 km 

Schweröl 24,86 kg/t Sek-Al 

Erdgas 90,00 m 3 /t Sek-Al 

Strom 291,35 kWh/t Sek-Al 

Kalk 4,77 kg/t Sek-Al 

Sonstiges 4,12 kg/t Sek-Al 


Al aus Krätzeaufbereitung 21,51 kg/t Sek-Al 

Filter-Staub 8,89 kg/t Sek-Al 

Mahl-Staub 18,49 kg/t Sek-Al 

Da Altschrotte nicht konzentriert bei bestimmten Werken anfallen, müssen sie in 

kleine Mengen von den unterschiedlichsten Sammelstellen zusammengetragen werden. 

Hierfür wird ein LKW-Transport von 300 km angesetzt 76 . Vor dem Einschmelzen müssen 

die Altschrotte wie bereits erwähnt, einer Aufbereitung unterzogen werden. Zum 

Einsatz kommen hierfür im wesentlichen Schweröl, Erdgas und elektrische Energie. 

Beim Einschmelzen der aufbereiteten Schrotte wird neben elektrischer Energie hauptsächlich 

Erdgas für den Schmelzofen benötigt. 

Hinsichtlich der Endenergieaufwendungen wird zwischen nach Deutschland importiertem 

und im Inland produziertem Sekundär-Aluminium nicht unterschieden. 

76 Die Neuschrotte fallen konzentriert bei den Halbzeugwerken an und können deshalb gesammelt per Bahn transportiert 

werden. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Alschrottaufbereitung 


Alt-Schrotte 1.229 kg/t Schrott 

Alt-Schrott Transport 300 km 

Schweröl 4,16 kg/t Schrott 

Erdgas 30,41 m 3 /t Schrott 

Strom 64,01 kWh/t Schrott 

Additive 2,17 kg/t Schrott 


Nicht-Fe-Metalle 40,44 kg/t Schrott 

Fe-Metall 9,52 kg/t Schrott 

Filter Staub 3,28 kg/t Schrott 

Mahl-Staub 48,14 kg/t Schrott 

Gummi 23,55 kg/t Schrott 

Steine 4,16 kg/t Schrott 

Abwasser 90,13 kg/t Schrott 

sonstige Reste 11,95 kg/t Schrott 

Aufbereiteten Schrott Schmelzen und Gießen inlusive Salzschlackenaufbereitung 


aufber.Schrott 1.116 kg/t Sek-Al 

Al-Granulat 76,65 kg/t Sek-Al 

Schweröl 12,82 kg/t Sek-Al 

Erdgas 246,41 m 3 /t Sek-Al 

Strom 287,80 kWh/t Sek-Al 

Salz 13,67 kg/t Sek-Al 

Kalk 7,57 kg/t Sek-Al 

Sonstiges 8,47 kg/t Sek-Al 


Eisen-Schrott 2,18 kg/t Sek-Al 

Al-Oxid 119,36 kg/t Sek-Al 

Al-Granulat 76,65 kg/t Sek-Al 

Filter-Staub 9,63 kg/t Sek-Al 

Mahl-Staub 14,54 kg/t Sek-Al 


Wie bereits in Kap. 3.5 bzw. 4.2 sollen auch hier die Massenströme zur Produktion von 

Sekundär-Aluminium aus Neuschrott bzw. Altschrott dargestellt werden. Detailliert 

können alle Massenströme den obigen Tabellen entnommen werden. 



Neuschrott 

1040 kg 

Sekundär-Aluminium- 

Produktion 


aus Neuschrott 

1000 kg 



Aluminium aus 

Krätzeaufbereitung 

22 kg 

Mahl- und Filterstäube 

27 kg 

Abbildung B-11: Massenflußdiagramm zur Bereitstellung von Sekundär-Aluminium aus 

Neuschrott 

Die großen Salzmengen beim Einschmelzen von Neuschrott werden hauptsächlich intern 

im Kreis geführt und tauchen deshalb im obigen Massenflußdiagramm nicht explizit auf.


Das Massenflußdiagramm zur Produktion von Sekundär-Aluminium aus Altschrott 

beinhaltet sowohl die Aufbereitung als das eigentliche Einschmelzen der Schrotte. 

Al-Granulat 

77 kg 

Altschrott 

1372 kg 

Aufbereitung 

Aufbereiteter Altschrott 

1116 kg 


Produktion 

Sek-Aluminium 

aus Altschrott 

1000 kg 

Transport 

Sek-Aluminium 

aus Altschrott 

1000 kg 

Additive 

2 kg 

Nichtmetallische 

Reste 44 kg 

Metalle 

56 kg 


57 kg 

Abwasser 

101 kg 



Salz 

14 kg 

Metalle 

2 kg 


24 kg 

Al-Oxid 

120 kg 

Abbildung B-12: Massenflußdiagramm zur Bereitstellung von Sekundär-Aluminium aus 

Altschrott 

4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Aluminium 

4.6.1 KEA für Sekundär-Aluminium frei Halbzeugwerken 

Für die Anlieferung von Neuschrotten wird ein Bahntransport von 300 km angesetzt. 

Der KEA der Neuschrotte (siehe auch Abbildung B-13) mit 7.899 MJ pro Tonne setzt 

sich zu je ca. 40 % aus elektrischer Energie und dem KEA des eingesetzten Erdgases 

zusammen. Der zweite Brennstoff (Schweröl) trägt mit ca. 15 % bei. Die restlichen 5 % 

werden durch den eingesetzten Kalk und den Bahntransport verursacht. Der Schrott an 

sich wird energiefrei bewertet, da bei der Auskopplung aus den Halbzeugprozessen keine 

Energiegutschrift berücksichtigt wurde. Die Output-Stoffe wie das Aluminium aus der 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Krätzaufbereitung und die Filter- bzw. Mahl-Stäube werden als Kreislaufstoffe bzw. 

Reststoffe ebenfalls energiefrei bewertet. Die Aufwendungen für die Salzschlackenaufbereitung 

sind ebenfalls berücksichtigt. 

Der KEA von aufbereiteten Altschrotten beträgt für den in Deutschland stattfindenden 

Prozeß 2.350 MJ/t. Für das aus Altschrotten produzierte Sekundär-Aluminium, welches 

im Anschluß nach Deutschland exportiert wird, liegt der Wert bei 2.317 MJ/t. Die 

Hauptbeiträge mit 46 % bzw. rund 30 % liefern Erdgas und Strom. Schweröl ist mit rund 

8 % beteiligt. Durch den Transport werden ca. 15 % des KEA verursacht. Der Alt-Schrott 

wird ebenso wie geringe Mengen Additive energetisch vernachlässigt. Als Output-Stoffe 

ergeben sich Nicht-Eisen-Metalle und Eisen, sowie Filter- und Mahl-Stäube, Gummi, 

Steine und andere Reste, wobei diese erneut energetisch unberücksichtigt bleiben, da 

Schrotte vor der Verwendung aufbereitet werden müssen bzw. Stäube und sonstige 

Reste deponiert oder verschüttet werden. 

Beim Einschmelzen der aufbereiteten Schrotte verursachen die Brennstoffe Erdgas 

und Schweröl über 60 % des KEA von Sekundär-Aluminium, gefolgt vom KEA der aufbereiteten 

Schrotte (ca. 17 %) und dem elektrischen Energieeinsatz (ca. 22 %). Das 

restliche Prozent ergibt sich durch zu ersetzende Salzmengen und Kalk. Auf der Output- 

Seite ergeben sich neben Eisenschrotten, Aluminiumoxiden und Aluminium-Granulat 

aus der Salzschlackenaufbereitung Filter- und Mahl-Stäube, die erneut energiefrei 

bleiben. Die Aluminiumoxide werden in Sondermülldeponien deponiert. Das Aluminium- 

Granulat wird erneut dem Schmelzwerk zugeführt. Bei der Berechnung wurde zwischen 

importierten - mit einem KEA von 15.095 MJ/t - und im Inland produzierten Sekundär- 

Aluminium - mit einem KEA von 15.277 MJ/t - unterschieden. 

Durch Multiplikation der Transportentfernungen mit dem KEA der unterschiedlichen 

Transportmittel aus dem Allgemeinen Teil (Tabelle 6, Bericht I), ergibt sich für die 

primärenergetisch bewerteten Transportaufwendungen des in Deutschland produzierten 

Sekundär-Aluminiums etwa ein Drittel des KEA von importierten Aluminium. Der 

Hauptteil wird in beiden Fällen durch den Schienentransport (ca. 67 %) verursacht. 

Es ergeben sich die Primärenergieaufwendungen gemäß Abbildung B-14. 




Produktion 


aus Neuschrott 

7.899 MJ 

Strom 

3.337 MJ 

Erdgas 

3.191 MJ 

Schweröl 

1.109 MJ 

Güterzug 

239 MJ 



Abbildung B-13: KEA-Flußdiagramm zur Sekundär-Aluminium-Bereitstellung für in 

Deutschland produziertes (Sek-Al 1) bzw. importiertes Alu (Sek-Al 2)


Aufbereitung 

Aufbereiteter 

Altschrott 

2.622 MJ 


15.278 MJ 


aus Deutschland 

15.636 MJ 

LKW 

393 MJ 

Erdgas 

1.203 MJ 

Strom 

818 MJ 

Schweröl 

207 MJ 


Produktion 

Transport 

Erdgas 

8.738 MJ 

Strom 

3.297 MJ 

Schweröl 

572 MJ 



Salz 

14 MJ 

Güterzug 

358 MJ 

Aufbereitung 

Aufbereiteter 

Altschrott 

2.586 MJ 


15.095 MJ 


importiert 

15.815 MJ 

LKW 

393 MJ 

Erdgas 

1.203 MJ 

Strom 

782 MJ 

Schweröl 

207 MJ 


Produktion 

Transport 

Erdgas 

8.738 MJ 

Strom 

3.150 MJ 

Schweröl 

572 MJ 



Salz 

14 MJ 

Güterzug 

577 MJ 


101 MJ 

Schubboot mit 

Leichter 42 MJ 

Abbildung B-14: KEA-Flußdiagramm zur Sekundär-Aluminium-Bereitstellung für in 

Deutschland produziertes (Sek-Al 1) bzw. importiertes Alu (Sek-Al 2) 

4.6.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Sekundär-Aluminium 

Hinsichtlich der Emissionen wurden alle Stoffe berücksichtigt, die auch energetisch 

bewertet wurden. Emissionen, die durch Transporte entstehen, wurden ebenfalls bilanziert. 

4.7 Zusammenfassung 

In untenstehender Tabelle sind die primärenergetisch bewerteten Aufwendungen und 

Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Aluminium zusammenfassend dargestellt. 

Hierbei sind alle Vorketten, inklusive der Import- und Produktionsstrukturen 

berücksichtigt worden. Unter Sek-Al 1 wird nach der bekannten Nomenklatur erneut 

das in Deutschland produzierte und unter Sek-Al 2 das nach Deutschland importierte 

Sekundär-Aluminium verstanden. Zusätzlich sind ebenfalls die Werte für Sekundär- 

Aluminium aus Neuschrott dargestellt. Eine Unterscheidung zwischen in Deutschland 


ENERGIEWIRTSCHAFT


aus Neuschrott produziertem und nach Deutschland importiertem, aus Neuschrott 

produziertem Sekundär-Aluminium ist nicht nötig, da davon ausgegangen werden kann, 

daß der Neuschrott ausschließlich aus der Halbzeugverarbeitung (findet in Deutschland 

statt) stammt, bzw. das daraus produzierte Sekundär-Aluminium ebenfalls 

ausschließlich im eigenen Land verbracht wird (Kosten- und Aufwandsfrage). 


Sekundär-Aluminium frei Halbzeugwerk in Deutschland 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Aluminium 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Sek-Al 1 15.636 879 799 1429 617 2.032 117 24 96 67,3 % 

Sek-Al 2 15.815 822 907 1.633 641 2.129 146 23 96 32,7 % 

Sek-Al-Mix 15.694 860 834 1.496 625 2.063 127 23 96 

Sek-Al aus Neuschrott 7.899 466 344 590 673 913 49 14 51 

Mit Hilfe dieser Werte und der Werte aus Tabelle B-3 läßt sich zuletzt noch der KEA 

und die Emissionen für den Aluminium-Mix aus Primär- und Sekundär-Metall berechnen. 

Hierbei werden die Werte mit den Anteilen am Gesamtaufkommen 77 in Deutschland 

im Jahre 1995 gewichtet. 

Tabelle B-5: Kumulierter Energieaufwand für die Bereitstellung frei Halbzeugwerk 

und indirekte Emissionen von Aluminium 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Prim-Al-Mix 204.050 11.687 26.683 24.769 15.139 19.907 2.538 531 1.754 74,0 % 

Sek-Al-Mix 15.694 860 834 1.496 625 2.063 127 23 96 26,0 % 

Aluminium-Mix 154.996 8.867 19.951 18.708 11.359 15.260 1.910 399 1.322 

77 Produktion und Import 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Anteil 

Anteil



In dieser Studie werden die gebräuchlichsten Halbzeuge betrachtet; dies sind ein gewalztes 

Aluminium-Blech mit 0,25 mm Dicke, wie es häufig im Automobilsektor verwendet 

wird, ein stranggepreßtes Aluminium-Profil - ebenfalls für den Automobil- oder 

z.B. Fensterrahmenbau - und 2 unterschiedlich dicke Aluminium-Folien mit den Dicken 

7 bis 12 µm bzw. 100 µm, die in erster Linie in der Elektroindustrie 78 bzw. als Verpakkungsstoff 

verwendet werden. Zusätzlich wird im Anschluß der KEA weiterer Halbzeuge 

abgeschätzt. /AlTB/ 


Das Aluminium wird in den Elektrolysewerken nach der Entnahme aus dem Ofen zu 

Gußformaten vergossen. Zu unterscheiden ist zwischen Rundbarren, Walzflachbarren, 

Hohlbarren und Bändern. Diese Gußformate werden anschließend in den Halbzeugwerken 

zu den gewünschten Halbzeugen weiterverarbeitet. 

Das weltweit bevorzugte Verfahren stellt das Vertikalstranggießen bzw. das Wassergießverfahren 

da. Hierbei wird flüssiges Aluminium ohne erneutes Aufwärmen durch 

eine niedrige wassergekühlte Kokille gegossen, die vor dem Gießbeginn mit einem absenkbaren 

Gießtisch abschließt. Mit einsetzender Erstarrung wird der Tisch abgesenkt 

und es entsteht wie beim Stahl-Strangießverfahren ein von außen nach innen erstarrender 

Block. Es sind Barren aller Abmessungen und Formen (auch Hohlbarren) möglich, 

lediglich die Länge ist durch den Hub des Tisches begrenzt. /AlTB/ 


Vorprodukten 

Der Energiebedarf zum Gießen des flüssigen Aluminiums ist bereits in den Prozeßmodulen 

der Aluminiumelektrolyse bzw. der Sekundär-Aluminium-Schmelze enthalten. 

Hierbei wurde das Standard-Gießverfahren (Vertikalstranggießen) betrachtet. 

5.3 Herstellung von Endprodukten 

Walzprodukte 

Bleche und Bänder werden auf Basis von Walzflachbarren produziert. Sie werden 

nach einem Abfräsen der Oberfläche - eventuell erfolgt zuvor ein Glühvorgang zur 

Rekristallisation - in Kammer- oder Durchlauföfen auf eine entsprechend der Zusammensetzung 

günstige Walztemperatur (400 bis 540°C) gebracht. Durch Warmwalzen 

mit nachfolgendem Kaltwalzen werden die gewünschten Enddicken erreicht. Beide 

Walzverfahren sind denen der Stahlverarbeitung (siehe Kap. A.5.) ähnlich und werden 

daher nicht weiter erläutert. 

78 z.B. für Kondensatoren 


ENERGIEWIRTSCHAFT


In speziellen Walzwerken, durch gleichzeitiges Walzen und Ziehen, wird aus weichgeglühten 

Folien-Vorwalzband mit Dicken zwischen 0,6 und 0,8 mm Aluminium-Folie 

hergestellt. Beim Fertigwalzen laufen üblicherweise zwei Folien durch ein Walzgerüst 

(Doppelwalzen), wodurch die Folien eine matte und eine hochglänzende Seite 79 erhalten. 

Im Anschluß daran werden, abhängig vom Verwendungszweck, die Folien vollständig 

weichgeglüht, wodurch zugleich verbleibende Walzölreste verdampfen und die Folie 

völlig steril wird. 

Strangpreß- und Zieherzeugnissen 

Neben dem Walzen ist das Strangpressen das wichtigste Umformverfahren zur Herstellung 

von Aluminium-Halbzeugen. Stranggepreßt werden Stangen, Rohre und 

Strangpreßprofile. Im Gegensatz zur Profilierung durch Walzen sind die Gestaltungsmöglichkeiten 

für den Querschnitt bei Strangpressen wesentlich freizügiger. 

Ausgangsmaterial für das Strangpressen ist der Preßbolzen, der nach einem materialausgleichenden 

Glühen (Homogenisieren) von einem längeren, stranggegossenen Preßbarren 

80 auf die erforderliche Länge abgetrennt wird. Nach einem Erwärmen auf eine 

günstige Umformtemperatur 81 wird der Preßbolzen in einen ebenfalls aufgewärmten 

Rezipienten eingeschoben, dessen Innendurchmesser nur wenig größer ist, als der Außendurchmesser 

des Bolzens. Mit Hilfe eines Preßstempels wird der Werkstoff durch 

eine Matrize gepreßt, die dem austretenden Strang die gewünschte Querschnittsform 

gibt. Anschließend werden die Profile gereckt 82 und auf die Endabmessungen zugesägt. 

Falls Hohlformen produziert werden sollen, wird ein fester, während des Pressens geschmierter 

und gekühlter Dorn in den Preßraum eingebracht, wodurch sich letztlich z.B 

ein stranggepreßtes Rohr ergibt. 

Durch anschließendes Ziehen kann eine höhere Maßgenauigkeit oder eine Festigkeitssteigerung 

durch Kaltverfestigung erreicht werden. Sowohl Voll- als auch Hohlprofile 

können durch Ziehen weiterverarbeitet werden. Unter Ziehen versteht man ein Kaltumformen, 

bei dem sich unter Verringerung des Querschnitts, in Ziehwerkzeugen mit sich 

allmählich verengendem Einlauf, eine entsprechende Verlängerung ergibt. 

Profile und Rohre aus Bändern 

Hierbei werden entsprechende Metallbänder umgebogen und verschweißt. Für Rohre 

kommt ein induktives Längsschweißen oder spiralförmiges Schweißen in Frage. Die 

Herstellung von Rohren oder Profilen aus Bändern ist im Vergleich zum Strangpressen 

und anschließendem Ziehen meist preisgünstiger und speziell bei dünnwandigen, kleinen 

oder komplizierten Querschnitten die einzige Herstellungsmöglichkeit. Bei Aluminium 

kommt dieses Verfahren bevorzugt bei der Herstellung von Fensterrahmen mit 

sehr komplexen Querschnitten, Wärmetauscherprofilen und Rippenprofilen zum Einsatz. 

/AlTB/, /EAA/ 

79 dir hochglänzende Seite entsteht auf der den polierten Stahlwalzen zugewandte Seite. 

80 Eigentlich handlet es sich hierbei um einen Rundbarren, da dieser Rundbarren aber nun stranggepresst wird, wird er 

Preßbarren oder Preßbolzen bezeichnet. 

81 Falls zuvor geglüht wurde, läßt man den Bolzen auf Umformtemperatur abkühlen. 

82 Bögen, Wellen, kleine Knicke und Verdrehungen werden beseitigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Massenflüsse 

Alle Massenflüsse für die Produktion von Blechen, Folien und Profilen können den 

unteren Tabellen entnommen werden. Ebenso wie bei der Herstellung von Stahl-Halbzeugen 

ergeben sich hier neben dem Hauptmassenstrom vom Gußformat zum Endprodukt 

nur geringste Massenströme, - daher wird auch hier auf die Darstellung eines 

Massenflußdiagramms verzichtet. In der Regel werden zwischen rund 1.300 und 1.500 

kg Aluminium pro Tonne Endprodukt benötigt. 


Endprodukten 

Für die Produktion von Aluminium-Blech werden als Energieträger Erdgas und 

Schweröl für die Öfen zum Erwärmen der Vorprodukte benötigt. Strom wird im wesentlichen 

für Walzanlagen (warm und kalt) eingesetzt. 


Al-Bramme 1.015 kg/t Al-Blech 

Sek-Al aus Neuschrott 468 kg/t Al-Blech 

Schweröl 9,24 kg/t Al-Blech 

Erdgas 91,70 m 3 /t Al-Blech 

Strom 445,60 kWh/t Al-Blech 

Waltöl 3,40 kg/t Al-Blech 


Neuschrott 486 kg/t Al-Blech 

Für Aluminium-Folien ergeben sich ähnliche Aufwendungen an Brennstoffen wie für 

Bleche. Der Strombedarf und die anfallende Schrottmengen sind erhöht, da auf geringe 

Dicken gewalzt wird und zusätzlich Strom für Ziehanlagen benötigt wird. 

Aluminium-Folie (100 µm) 


Al-Bramme 1.012 kg/t Al-Folie1 

Sek-Al aus Neuschrott 380 kg/t Al-Folie1 

Schweröl 13,29 kg/t Al-Folie1 

Erdgas 88,92 m 3 /t Al-Folie1 

Strom 718,48 kWh/t Al-Folie1 

Walzöl 2,94 kg/t Al-Folie1 


Neuschrott 395 kg/t Al-Folie1 

Aluminium-Folie (7 bis 12 µm) 


Al-Bramme 1.015 kg/t Al-Folie2 

Sek-Al aus Neuschrott 493 kg/t Al-Folie2 

Schweröl 14,88 kg/t Al-Folie2 

Erdgas 105,77 m 3 /t Al-Folie2 

Strom 718,48 kWh/t Al-Folie2 

Walzöl 6,04 kg/t Al-Folie2 


Neuschrott 514 kg/t Al-Folie2 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Die Produktion von Aluminium-Profilen wird im Strangpreßverfahren realisiert. 

Erneut werden Brennstoffe zum Erwärmen der Vorprodukte eingesetzt. Strom wird in 

elektrischen Antrieben für Preß-, Zieh und Reckanlagen benötigt. 


Al-Bramme 1.009 kg/t Al-Profil 

Sek-Al aus Neuschrott 291 kg/t Al-Profil 

Schweröl 81,39 kg/t Al-Profil 

Erdgas 14,90 m 3 /t Al-Profil 

Strom 519,93 kWh/t Al-Profil 


Neuschrott 300 kg/t Al-Profil 

Zur Abschätzung des Energiebedarfs von Profilen und Rohren aus Bändern werden 

zusätzlich 300 kWh Strom für zusätzliches Sägen, Biegen und Schweißen oder Löten 

angesetzt. Bei sehr komplexen Profilen dürften die zusätzlichen Energieaufwendungen 

jedoch noch höher liegen. 

Massenflüsse 

Alle Massenflüsse für die Produktion von Blechen, Folien und Profilen können den 

obigen Tabellen entnommen werden. Ebenso wie bei der Herstellung von Stahl-Halbzeugen 

ergeben sich hier neben dem Hauptmassenstrom vom Gußformat zum Endprodukt 

nur geringste Massenströme, - daher wird auch hier auf die Darstellung eines 

Massenflußdiagramms verzichtet. 

5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Halbzeugen 

5.5.1 KEA für die Bereitstellung von Aluminium-Halbzeugen 

Der zusätzliche Energiebedarf zur Herstellung von Gußformaten ist bereits in den Aufwendungen 

für die Elektrolyse enthalten. Es wurde das Standard-Gießverfahren (Vertikalstranggießen) 

betrachtet. 

Der KEA des 250 µm dicken Aluminium-Blech - 169.915 MJ/t - wird zu 92 % durch die 

eingesetzte Aluminium-Bramme und zu 2 % durch Sekundär-Aluminium aus Neuschrott 

verursacht. Die restlichen 5 % werden zu ca. 40 % durch fossile Brennstoffe (Erdgas und 

Schweröl) und zu rund 60 % durch den Einsatz elektrischer Energie verursacht. Die 

Reststoffe in Form von Neuschrotten werden, da sie über das Einschmelzwerk für 

Neuschrotte im Kreis geführt werden, energiefrei bewertet. 

Es wurden wie bereits oben erwähnt,. zwei unterschiedlich dicke Aluminium-Folien 

betrachtet. In beiden Fällen hat die Aluminium-Bramme bzw. das eingesetzte Sekundär- 

Aluminium aus Neuschrott einen Anteil von ca. 90 % bzw. 2 % am KEA der 

Folien - 171.945 MJ/t (Folie 100 µm) bzw. 174.088 MJ/t (Folie 7-12 µm). Der Rest verteilt 

sich zu rund 1/3 auf die fossilen Brennstoffe Schweröl und Erdgas und 2/3 werden durch 

den elektrischen Energieeinsatz verursacht. Die anfallenden Neuschrotte werden erneut 

energiefrei bewertet. Unterschiede im KEA für beide Folien ergeben sich im 

wesentlichen durch einen etwas höheren Materialeinsatz bei der Herstellung der dünneren 

Folie, der durch größere Verschnitte beim Walzen bedingt ist. 

Bei dem hier betrachteten Aluminium-Profil handelt es sich um ein Strangpreßprofil 

welches anschließend noch gezogen wurde. Da die genaue Zielform kaum etwas am 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Energieeinsatz ändert 83 , kann man davon ausgehen, daß Profile ähnlicher Abmessungen 

inklusive Rohre bzw. Hohlprofile in etwa den selben KEA von rund 168.805 MJ/t aufweisen 

dürften. Der berechnete Wert kann also als guter Durchschnittswert für unterschiedlichste 

stranggepreßte Aluminiumprofile angesehen werden 84 . Die Aluminium- 

Bramme und das Sekundär-Aluminium haben erneut einen Anteil von ca. 94 % am KEA. 

Der Rest wird durch fossile Brennstoffe wie Schweröl und Erdgas (zusammen ca. 40 %) 

und die eingesetzte elektrische Energie (ca. 60 %) verursacht. Der anfallende Neuschrott 

wird wie oben energiefrei bewertet. 

Der KEA von Profilen und Rohren aus Bändern ergibt sich durch die Abschätzungen 

in Kap. 5.4 zu knapp 171 GJ pro Tonne - bei sehr komplexen Profilen könnte der Wert 

wesentlich höher liegen. Als unterer Grenzwert ist der Wert jedoch gut geeignet. 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Aluminium-Halbzeugen 

Für die Gußformate sind die Emissionen ebenso wie der KEA bereits bei der Elektrolyse 

berücksichtigt worden. 

Bei den restlichen Verfahren zur Halbzeugherstellung wurden die Emissionen aller 

energetisch bewerteten Stoffe berücksichtigt. Die Gesamtemissionen sind in Tabelle B-7 

dargestellt. 

83 Es handelt sich immer um die gleichen Verfahren lediglich die Matrizen haben unterschiedliche Formen. 

84 Eingeschränkt gültig ist dies für sehr komplexe Profile oder solche mit großen Querschnitten. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Wie auch in den letzten Abschnitten sollen alle betrachteten Aluminium-Halbzeuge 

zusammenfassend hinsichtlich ihrer primärenergetisch bewerteten Aufwendungen und 

der bei der Bereitstellung entstehenden Emissionen dargestellt werden. 

Tabelle B-6: Kumulierter Energieaufwand von Aluminium-Halbzeugen in Deutschland 

1995 



Produkt KEA [MJ/t] 

Bleche 169.915 

Folien 100 µm 171.945 

Folien 7-12 µm 174.088 

Profile (stranggepreßt) 168.805 

Hohlprofile und Rohre 168.805 

Profile und Rohre aus Bändern 173.351 

Tabelle B-7: Emissionen bei der Bereitstellung von Aluminium-Halbzeugen in 

Deutschland 1995 

Produkt 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Bleche 9.715 20.749 19.839 12.237 16.990 2.005 426 1.405 

Folien 100 µm 9.835 20.741 19.944 12.340 17.207 2.014 431 1.413 

Folien 7-12 µm 9.952 20.879 20.115 12.488 17.447 2.028 434 1.426 

Profile (stranggepreßt) 9.743 20.649 20.015 13.607 16.504 2.044 427 1.466 

Hohlprofile und Rohre 85 

9.743 20.649 20.015 13.607 16.504 2.044 427 1.466 

Profile und Rohre aus Bändern 9.911 20.283 20.048 12.359 17.378 2.022 434 1.418 

Wie in Tabelle B-6 deutlich zu sehen ist, sind die Abweichungen der kumulierten Energieaufwendungen 

für die unterschiedlichen Halbzeuge gering. Dies liegt am starken 

Einfluß der Elektrolyse, die den größten Anteil (ca. 75 %) am KEA der Halbzeuge verursacht. 

Deshalb dürften auch nicht betrachtete Halbzeuge mit gleichem Sekundär- 

Aluminium-Anteil allesamt im Bereich zwischen 165.000 und 175.000 MJ liegen. 

Entscheidend verändert werden kann der KEA für Aluminium-Halbzeuge allerdings 

durch eine abweichende Zusammensetzung der Aluminium-Bramme hinsichtlich 

Primär- und Sekundär-Metall oder durch Änderungen der Import-Struktur speziell für 

Primär-Aluminium. Dies zeigt, daß bei der Aluminium-Halbzeug-Herstellung statistische 

Daten eine wesentlich größere Rolle spielen, als „geringfügig“ abweichende Verbrauchsdaten 

der unterschiedlichen Halbzeugprozesse. Für Emissionen gelten entsprechende 

Überlegungen (siehe auch Diskussion im Teil „Weiterführende Überlegungen"). 

Aus diesem Grund ist ein Vergleich der Werte mit den Ergebnissen anderer 

Studien mit einem hohen Maß an Vorsicht durchzuführen, da meist nicht bekannt ist, ob 

bzw. welche Faktoren berücksichtigt worden sind. 

85 Diese Werte sind genauso wie der KEA Circa-Angaben und entsprechen denen von Profilen 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

C. Die Kupferprozeßkette 

Kupfer mit dem chemische Symbol Cu, steht im periodischen System der Elemente über 

den beiden Elementen Silber und Gold. Mit diesen beiden Edelmetallen hat es gewisse 

Ähnlichkeiten; Kupfer ist neben Gold das einzige farbige Metall, die Leitfähigkeit für 

Strom und Wärme liegt an der obersten Spitze der Elemente und wird nur noch von 

Silber übertroffen, weshalb Kupfer den Werkstoff für den Bereich der Elektrotechnik 

und Elektronik 86 darstellt. Gegen Oxidation durch Trink- und Brauchwasser und andere 

Flüssigkeiten ist Kupfer gut beständig, worauf der bevorzugte Einsatz für Rohre und 

Wärmeübertrager beruht 87 . Er wird z.B. in der Hütten- und Gießindustrie für Sauerstofflanzen, 

Tiegel von Lichtbogen-Umschmelzanlagen und Stranggießkokillen (siehe 

auch Stahlprozeßkette) und für alle anderen Anlagenteile, in denen hohe thermische 

Ströme auftreten, verwendet. 


Alle Verfahrensbeschreibungen, Abbildungen und Zahlenwerte für die Kupferprozeßkette 

stammen, falls nicht explizit anders angegeben, aus Arbeiten die an der FfE entstanden 

sind. 

Anfragen bei der Kupferindustrie bezüglich spezifischer Verbrauchsdaten wurden mit 

dem Hinweis, daß es sich hierbei um Interna handelt, abgeblockt. Die Emissionsdaten 

wurden, wie bereits bei Stahl und Aluminium erwähnt, durch Vergleich mit allgemeinen 

Industrieprozessen (/GEM3/ /Emi/, /VDEW/) oder durch theoretische 

Verbrennungsberechnung ermittelt. 

86 Ca. 39 % des Kupfers wird für Drähte verwendet. 

87 Ca. 13 % des Kupfers wird für Rohre verwendet. 

75 


ENERGIEWIRTSCHAFT

76 C. Die Kupferprozeßkette 

1.2 Prozeßablauf der Kupfererzeugung und -verarbeitung 

Um eine Vorstellung über den prinzipiellen Ablauf dieser Prozeßkette zu bekommen, 

erfolgt vorab - wie bereits in den beiden anderen Teilen - eine schematische Darstellung 

des betrachteten Prozeßablaufs. 

Legende 



Import 

unraff. Kupfer 

Import 

raff. Prim- und 

Sek-Kupfer 



4. 

4. 

Schrotte 

17% 

Schrotte 

37% Prim. 

10% Sek. 

Bergbau 

Roherz 

Aufbereitung 

Konzentrat 

Import 

Konzentrat 

Verhüttung 

83% 

Raffination 

raff. Primär- 

Kupfer 

21% 

Schmelzen, 

Gießen 

Rücklaufreste Formate 


32% 

Schrotte 

Verhüttung 

unraff. Kupfer unraff. Kupfer 

Halbzeuge, 

Produkte 

Abbildung C-1: Schematische Darstellung der Kupferprozeßkette 

3. 

3. 

3. 

4. 

4. 

4. 

5. 

Raffination 

4. 

4. 

raff. Sekundär- 

Kupfer 

in Deutschland



Wie in Abbildung C-1 deutlich erkennbar, kann Kathodenkupfer aus Konzentraten 

(Primär-Kupfer) oder Schrotten (Sekundär-Kupfer) erzeugt werden. Die für Deutschland 

relevanten Kupferkonzentrate stammen im Jahre 1995 beinahe ausschließlich aus 

Chile (40 %), Portugal (23,5 %) bzw. Papua-Neuguinea (22 %). Zusätzlich wird allerdings 

auch unraffiniertes (unraff.) Kupfer (sog. Blisterkupfer) und raffiniertes (raff.) Kupfer 

(sog. Kathodenkupfer) aus den unterschiedlichsten Ländern importiert. Das importierte 

Kathodenkupfer kann ebenfalls aus Konzentraten oder Schrotten erzeugt worden sein. 

Aus diesem Grund und der starken Abhängigkeit der primärenergetischen Aufwendungen 

zur Bereitstellung elektrischer Energie von der Kraftwerksstruktur eines Landes 

muß hier auch eine Betrachtung dieser „Seitenimporte“ durchgeführt werden. 

Unraffiniertes Kupfer stammt zu 23,5 % ebenfalls aus Chile und zu 21,5 % aus Südafrika. 

Weitere Importländer sind Bulgarien (17,1 %), Mexiko (14,7 %), Peru (9,1 %) und 

Belgien-Luxemburg (6,8 %). Unraffiniertes Kupfer wird allerdings hauptsächlich aus 

den importierten Konzentraten in Deutschland selbst produziert. Die Importe haben 

lediglich einen Anteil von 17 %. Bei der Ermittlung des KEA muß dies berücksichtigt 

werden. 

Raffiniertes Kupfer wird zu 53 % in Deutschland produziert und zu 47 % importiert. 

Eine nicht unerhebliche Menge wird ebenfalls exportiert. Es läßt sich allerdings nicht 

bestimmen, welches Kathodenkupfer exportiert wird - das in Deutschland produzierte 

oder das importierte und zu welchen Anteilen. Deshalb wird davon ausgegangen, daß 

eine, quotal dem Anteil an der gesamten importierten und produzierten Masse, entsprechende 

Menge exportiert wird. Hieraus ergeben sich nun effektiv in Deutschland produzierte 

und nach Deutschland importierte Mengen; die Anteile verändern sich dabei 

nicht. Durch Untersuchung der Erzeugungsstrukturen dieser Exportländer kann eine 

Aufteilung nach Primär- und Sekundär-Kupfer vorgenommen werden. Es wird hierbei 

davon ausgegangen, daß sich die Anteile von Primär- bzw. Sekundär-Kupfer an den 

Exportmengen ebenso verhalten, wie die Verteilung in der Landesproduktion. Hauptlieferanten 

sind Rußland (41,2 %), gefolgt von Chile (14,4 %) und Polen (10,8 %) 

/Met/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Kupfer-Spuren finden sich in nahezu allen Gesteinen. Der Cu-Gehalt der Erdkruste 

beträgt im Mittel ca. 0,006 %. Da Kupfer wie Eisen die Neigung hat, sich mit Schwefel 

zu verbinden, tritt es häufig in Form von schwefelhaltigen Mineralien auf. Lagerstätten 

nahe der Oberfläche bestehen jedoch hauptsächlich aus oxidischen Erzen. Die beiden 

wichtigsten Kupfererze sind Kupferkies 88 und Kupferglanz 89 . Für den Bergbau 

wichtigere Erze sind das sulfidische Erz Buntkupferkies 90 und die oxidischen Erze 

Kupferspat 91 , Kupferlasur 92 und Rotkupfererz 93 . Entgegen den theoretischen 

Kupferinhalten haben „Fördererze“ meist nur einen Cu-Gehalt von ca. 1 %, bei einigen 

großen Gruben sogar nur 0,3 %; „Reiche“ Erze mit 4 % bilden dagegen die Ausnahme. In 

der vorliegenden Studie wird von einem weltweiten Durchschnitt von 0,8 % Cu-Anteil 

der Fördererze ausgegangen. /SBCu/ 

3.1 Abbau, Aufbereitung und Import der Kupfererze 

Der Kupfererzabbau erfolgt sowohl im Tage-, als auch im Untertagebau. Hierbei 

beginnt der Bergbau zuerst mit dem Abbau oxidischer Erze um mit größeren Tiefen die 

sulfidischen Erze zu erreichen. Pro Tonne Erz werden hierbei beinahe 30 Tonnen Abraum 

beseitigt. 

Im Anschluß werden die Erze einer Aufbereitung unterzogen, bei der durch Brechen 

und Mahlen große Mengen des tauben Begleitgesteins entfernt werden. Danach findet 

eine Anreicherung der sulfidischen Erze mit Hilfe der Schwimmaufbereitung 94 statt. In 

sog. Flotationsanlagen wird das feingemahlene Roherz in Wasser aufgeschlämmt und 

man erhält Erzkonzentrate mit einem Kupfergehalt zwischen 25 und 35 %. Da sich 

oxidische Erze bei der Flotation ungünstig verhalten, werden diese zuerst durch Zusatz 

von Na2S verarbeitet. Hierdurch verhalten sie sich nun wie ein sulfidisches Erz und 

können mit den Mitteln der Sulfid-Flotation behandelt werden. Die gewonnen Cu-Konzentrate 

haben ebenfalls Cu-Anteile von 25 bis 35 %. 

Der Transport der Erze erfolgt je nach Exportland per Bahn oder Schiff über unterschiedliche 

Entfernungen. Durch Kenntnis der für Deutschland relevanten Exportländer 

lassen sich nun unter Berücksichtigung der Importanteile die gewichteten 

Transportentfernungen ermitteln. In Ländern die Cu-Konzentrate nach Deutschland 

exportieren, ergeben sich für den Eisenbahntransport in den Exportländern ca. 90 km 

und für den Hochseetransport ca. 13300 km. Ein Binnentransport in Deutschland 

braucht nicht berücksichtigt zu werden, da die einzige in Deutschland existierende 

Primär-Schmelze in Hamburg liegt und diese direkt per Hochseefrachter beliefert werden 

kann. Für Konzentrate, die in Länder exportiert werden, die ihrerseits Blister- oder 

Kathodenkupfer nach Deutschland ausführen, können die Transportentfernungen 

88 Chalkopyrit (CuFeS2) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 34 % 

89 Chalkosin (Cu2S) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 79 % 

90 Bornit (Cu3FeS4) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 63 % 

91 Malachit (Cu2(OH)2CO3) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 57 % 

92 Azurit (Cu3(OH)2[CO3]2) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 55 % 

93 Cuprit (Cu2O) mit einem theoretischen Kupfergehalt von 88 % 

94 Flotation 


ENERGIEWIRTSCHAFT


lediglich geschätzt werden. Hierbei werden 300 km Bahntransport und 6000 km Hochseetransport 

angesetzt; ein Binnentransport wird ebenfalls nicht berücksichtigt. 

/CuV/, /MHK/, /SBCu/ 


Kupferkonzentraten 

Für den Abbau und die Aufbereitung der Kupfererze wird hauptsächlich elektrische 

Energie (rund 760 kWh) für Abbau-Maschinen und elektrische Antriebe in der Aufbereitung 

benötigt. Zusätzlich kommt Diesel (ca. 54 kg) für Transportfahrzeuge zum Einsatz. 

Die Massenflüsse können untenstehendem Massenflußdiagramm entnommen werden. 

Schwefelsäure und 

Flot. Chemikalien 23 kg 


Hilfsstoffe 89 kg 

Mahlverschleiß 

21 kg 

Abgebautes Roherz 

ca. 38.500kg 

Abbau und Aufbereitung 

Cu-Konzentrat 

1000 kg 

Transport 

Berge 

ca. 37.650 kg 

Abbildung C-2: Massenflußdiagramm für die Bereitstellung von Cu-Konzentraten 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Kupferkonzentraten 

Als Grundlage für die Ermittlung des KEA dienen, wie bereits erwähnt, die Massenflüsse 

in und aus den einzelnen Prozeßmodulen. Aus diesem Grund wird, wie auch in 

den vorherigen Prozeßketten zur Stahl- und Aluminiumproduktion, ein prinzipielles 

Massenflußdiagramm für die Bereitstellung von Cu-Konzentraten in Deutschland aufgezeigt. 

Hierbei sind nur die wesentlichsten Stoffströme betrachtet 95 , weshalb es auch 

nur als Überblick verstanden werden sollte. 

3.3.1 KEA für Kupferkonzentrat frei Kupferhütte 

Die spezifischen primärenergetischen Aufwendungen für elektrische Energie in verschiedenen 

Ländern weichen wie schon bei Aluminium und Stahl erwähnt stark voneinander 

ab. Daher muß bei der Berechnung des KEA unterschieden werden, ob das 

Konzentrat nach Deutschland (Fall 1) oder in Länder exportiert wird (Fall 2), die ihrerseits 

Zwischenprodukte nach Deutschland exportieren. 

So beträgt der KEA von abgebautem und aufbereitetem Cu-Konzentrat im Fall 1 ca. 

10.991 MJ/t. Für Fall 2 liegt der Wert bei 12.972 MJ/t. In beiden Fällen verursacht die 

elektrische Energie den größten Anteil am KEA für den Abbau und die Aufbereitung 

Er beträgt zwischen 63 und 69 %. Diesel trägt zu rund 20 % bei, gefolgt vom Mahlverschleiß 

(5 %) der Brecher und Mühlen, sowie Sprengstoff, Kalk, Flotationschemikalien, 

Schwefelsäure und Wasser, die den Rest des KEA verursachen. Als Output-Stoffe ergeben 

sich im wesentlichen insgesamt pro Tonne Kupferkonzentrat beinahe 30 Tonnen 

Berge 96 , die energiefrei bewertet werden. 

Der KEA für den Transport läßt sich mit Hilfe der Aufwendungen für Transportprozesse 

aus dem Allgemeinen Teil (Tabelle 6, Bericht I) ermitteln, wobei in beiden 

Fällen der Hauptanteil durch den Transport per Hochseefrachter verursacht wird. 

Nachfolgend sind alle Energieströme für bei der Kupferhütte bereitgestelltes 

Cu-Konzentrat dargestellt. Es wird zwischen den beiden betrachteten Fällen – 

Cu-Konzentrate, welche direkt nach Deutschland exportiert werden (Fall 1) und 

Cu-Konzentrate, die in Länder gelangen (Fall 2), welche wiederum unraff. bzw. raff. 

Kupfer nach Deutschland exportieren - unterschieden. 

95 Zur Berechnung der KEA wurden wesentlich mehr Stoffe bilanziert. 

96 Metallarmer Rückstand bei der Aufbereitung der Erze. Wird verhaldet oder in Bergeteichen gelagert. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



3.561 MJ 

Güterzug 

83 MJ 


Aufbereitung 

Cu-Konzentrat 

10.991 MJ 

Transport 

Cu-Konzentrat 

14.635 MJ 

Strom 

6.947 MJ 

Diesel 

2.575 MJ 




569 MJ 


Chemikalien 170 MJ 

Abbildung C-3: KEA-Flußdiagramm für die Bereitstellung von Cu-Konzentrat 1 


1.606 MJ 

Güterzug 

367 MJ 


Aufbereitung 

Cu-Konzentrat 

12.972 MJ 

Transport 

Cu-Konzentrat 

14.945 MJ 

Strom 

8.929 MJ 

Diesel 

2.575 MJ 




569 MJ 


Chemikalien 170 MJ 

Abbildung C-4: KEA-Flußdiagramm für die Bereitstellung von Cu-Konzentrat 2 


ENERGIEWIRTSCHAFT


3.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Kupferkonzentraten 

Zur Flotation kommen etwa 20 verschiedene komplexe chemische Verbindungen in 

Frage (siehe /LdT/). Da nicht festgestellt werden kann, welche Emissionen bei der 

Produktion dieser Stoffe entstehen, werden für die Flotationschemikalien keine 

Emissionen bilanziert. Ebenso wurden für den Sprengstoff nur CO2-Emissionen 

angegeben. Für die restlichen Eingangsstoffe konnten alle Emissionen bilanziert 

werden. Auf der Ausgangsseite erfolgt keine Emissionsgutschrift. Die Transportemissionen 

wurden ebenfalls komplett bilanziert, wobei berücksichtigt wurde, in welcher 

Ländergruppe der Transport erfolgt 97 . 


Zusammenfassend sei nochmals der KEA und die Emissionen pro Tonne bei der 

Kupferhütte bereitgestelltes Cu-Konzentrat dargestellt. Unter Cu-Konzentrat 1 ist 

hierbei das direkt nach Deutschland exportierte zu verstehen; Cu-Konzentrat 2 stellt 

dagegen das in Länder exportierte Kupferkonzentrat dar, die wiederum Zwischenprodukte 

nach Deutschland exportieren. 

Tabelle C-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen für die Bereitstellung von 

Kupferkonzentraten frei Kupferhütte 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Cu-Konzentrat 

97 Die Emissionen unterscheiden sich bedingt durch die abweichenden Energieträgeranteile in der elektrischen 

Energieerzeugung. 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Cu-Konzentrat 1 14.635 1.021 1.503 4.244 2.479 1.478 489 48 351 

Cu-Konzentrat 2 14.945 994 1.531 4.277 1.609 1.698 482 50 311 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Kupfer-Produktion 83 

4 Kupfer-Produktion 

Auch bei Kupfer ist es möglich als Ausgangsstoff sowohl primäre Rohstoffe (Kupfererze), 

als auch Schrotte zu verwenden. In Kap. 4.1 bis 4.3 wird zuerst die Primär-Kupfer- 

Produktion betrachtet, in Kap 4.4 bis 4.6 die Sekundär-Kupfer-Produktion. 

4.1 Primär-Kupfer-Produktion 

Die Produktion von Primär-Kupfer läuft über zwei Haupt-Verfahrensschritte. Zuerst 

werden Kupfer-Konzentrate mit etwa 30 %igem Cu-Anteil zu unraffiniertem Kupfer 

(Blister-Kupfer, ca. 98 % Cu) verhüttet. Im Anschluß gelangt dieses Kupfer in einen 

Raffinationsprozeß, in dem sog. Kupfer-Kathoden mit Cu-Anteilen größer 99,9 % produziert 

werden. 

Produktion von unraffiniertem Kupfer 

Zur Verhüttung von Kupfererzen gibt es zum einen das hydrometallurgische (naßmetallurgische) 

Verfahren und zum anderen das pyrometallurgische (schmelzmetallurgische) 

Verfahren. Größere Bedeutung mit einem Anteil von 80 bis 85 % hat das 

im folgenden dargestellte pyrometallurgische Verfahren. 

In Kupferkonzentraten liegt das Kupfer in Form von Schwefelverbindungen vor (vorzugsweise 

Kupferkies). Dieses wird zu dem sog. Kupferstein (Gemisch aus Schwefelkupfer 

und Schwefeleisen) verhüttet. Zuvor muß durch Erzröstung 98 ein Teil des Schwefels 

entfernt werden, um das richtige Mengenverhältnis zwischen den drei Bestandteilen 

Eisen, Kupfer und Schwefel zu erreichen 99 . Das Schmelzen zu Kupferstein geschah 

traditionell in Schachtöfen; durch den stetigen Rückgang kupferreicher Erze, den hohen 

Verbrauch von Koks und der Gewinnung von sehr unreinem Kupfer kam es allerdings 

zu einer Ablösung durch den sog. Erzflammofen, in dem vorgeröstete Konzentrate und 

Öl oder Kohlenstaub zum Einsatz kommen. In Gebieten mit kostengünstiger 

elektrischer Energie (hoher Wasserkraftanteil) werden auch Elektroöfen eingesetzt. 

Da sich die Röstung der Cu-Konzentrate stark exotherm verhält, wurden die Verfahren 

dahin weiterentwickelt, diese Wärme beim Schmelzen mitzuverwenden. Das älteste (seit 

etwa 1950) und zugleich weltweit am häufigsten angewendete kombinierte Schmelz- 

Röst-Verfahren ist das Outokumpu-Schwebe-Schmelzverfahren, bei dem der 

Reaktionsschacht zugleich dem Rösten und Schmelzen der vorgetrockneten Konzentrate 

dient. In dem darunterliegenden Absetzherd trennt sich die Schlacke vom Kupferstein, 

der im Anschluß abgestochen und in Konvertern (Oxidation von Schwefel und Eisen) 

weiterverarbeitet wird. Durch weiteres Blasen wird zuletzt auch das Schwefelkupfer 

zerlegt, wodurch man Rohkupfer (unraffiniertes Kupfer, Blister-Kupfer) mit einem 

Kupfergehalt von 97 bis 99 % erhält. 

Erwähnt sei, daß es auch Verfahren gibt, die alle drei Schritte (Rösten, Schmelzen und 

Verblasen) integrieren (Mitsubishi-Ofen, Noranda-Prozeß). Auf eine ausführliche Erläuterung 

wird verzichtet, da ausschließlich das Outokumpu-Verfahren bilanziert wurde. 

98 Nur bei Cu-reichen, S-armen Erzen, auf der Basis von Kupferglanz oder Bronit entfällt die Röstung. 

99 Cu:S >1 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Da bei der Bilanzierung von unraffiniertem Kupfer zwischen drei Varianten unterschieden 

wird, unterscheiden sich auch die Transportentfernungen für diese drei Fälle 

erheblich. 

Für in Deutschland produziertes unraffiniertes Kupfer (Fall 1) gibt es keine externen 

Transporte, da es in Deutschland nur eine Primärschmelze gibt und dort das unraffinierte 

Kupfer im gleichen Werk zu raff. Primär-Kupfer weiterverarbeitet wird. Transporte 

treten nur innerbetrieblich auf und sind bereits im KEA der Raffination berücksichtigt. 

Für importiertes unraffiniertes Kupfer (Fall 2) können die gewichteten Transportentfernungen 

über die Importstrukturen ermittelt werden. Diese sind ca. 670 km für den 

Eisenbahntransport und ca. 9.700 km für den Hochseetransport. Ein Binnentransport 

muß nicht berücksichtigt werden, da die einzige in Deutschland existierende Primär- 

Kupfer-Hütte sich in Hamburg befindet und direkt per Hochseefrachter beliefert werden 

kann. 

Für das unraffinierte Kupfer (Fall 3), welches in Länder transportiert wird, die raffiniertes 

Kupfer nach Deutschland exportieren, können keine Aussagen über Importstrukturen 

oder Transportentfernungen getroffen werden. Aus diesem Grunde wird ein 

Schienentransport von 300 km und ein Hochseetransport von 6.000 km angesetzt. 

Produktion von Kupfer-Kathoden 

Die Aufgabe der Raffination ist es die noch im Kupfer enthaltenen Verunreinigungen zu 

entfernen. Als wesentliche Verfahren kommen die elektrolytische Raffination und die 

Schmelzflußraffination (Feuerraffination) zum Einsatz, wobei das elektrolytische Verfahren 

(90 % des Kupfers werden elektrolytisch raffiniert) das zweite zunehmend zurückdrängt. 

Der elektrolytischen Raffination geht aber immer eine Feuervorraffination 

voraus, um die meisten Verunreinigungen vorab zu verschlacken und somit die eigentliche 

Elektrolyse zu entlasten. 

Ähnlich wie im Oxygenstahlkonverter werden bei der Feuerraffination Verunreinigungen, 

die im unraffinierten Kupfer enthalten sind, durch Einblasen von Luft oxidiert 

und somit entfernt. Das hierbei entstehende Kupferoxid wird durch das sog. Polen (Eintauchen 

von frischen Buchen- oder Birkenstämmen in das flüssige Kupfer) wieder zu 

Kupfer reduziert. Neben Rundbolzen, Walzplatten oder Kerbblöcken werden aus dem 

flüssigen Kupfer hauptsächlich Anoden gegossen, die anschließend in der elektrolytischen 

Raffination weiterverarbeitet werden. 

Bei der elektrolytischen Raffination werden die aus der Feuerraffination gewonnen 

Anoden abwechselnd nebeneinander zwischen aus Elektrolytkupfer hergestellten dünnen 

Kathoden-Startbleche in mit Kupfersulfatlösung gefüllte Elektrolysebäder gehängt. 

Durch Anlegen einer Spannung geht das Kupfer der Anoden in Lösung und schlägt sich 

an den Kathodenblechen als sehr reines Metall nieder. Die Verunreinigungen der 

Anoden werden entweder an der Kathode nicht abgeschieden 100 oder werden erst gar 

nicht gelöst und sinken zum Schluß als Anodenschlamm zu Boden. 

Für in Deutschland produziertes Primär-Kathoden-Kupfer wird davon ausgegangen, daß 

lediglich ein Bahntransport über eine Strecke von 300 km nötig ist. Für importiertes 

Primär-Kathoden-Kupfer können die gewichteten Transportentfernungen über die 

100 wie zum Beispiel Nickel und Arsen 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Importstrukturen ermittelt werden. Es ergeben sich ca. 1.900 km für den Eisenbahntransport, 

ca. 2.500 km für den Hochseetransport und 300 km für den Binnentransport. 

/CuV/, /ME/, /MHK/, /SBCu/ 


Primär-Kupfer 

Als Energieträger für die Verhüttung von Kupferkonzentraten wurden neben Strom 

diverse Brennstoffe (Schweröl, Erdgas, Steinkohle, Koks und Diesel) bilanziert. Die 

exakten Einsatzmengen können den Tabellen entnommen werden. 


Konzentrat 30% (feucht) 2.197,2 kg/t unraff. Kupfer 

Schrott 90% 443,6 kg/t unraff. Kupfer 

Schweröl 25,5 kg/t unraff. Kupfer 

Erdgas 30,9 m 3 /t unraff. Kupfer 

Koks 73,1 kg/t unraff. Kupfer 

Kohle 11,9 kg/t unraff. Kupfer 

Diesel 25,4 kg/t unraff. Kupfer 

Strom 675,7 kWh/t unraff. Kupfer 

Wasser 0,3563 m 3 /t unraff. Kupfer 


Schlacke 1.085,73 kg/t unraff. Kupfer 

Schwefelsäure (100%) 1.822,47 kg/t unraff. Kupfer 

Säureschlamm 1,0 kg/t unraff. Kupfer 

Arsenfällprodukt 2,0 kg/t unraff. Kupfer 

Abwasser 256,0 kg/t unraff. Kupfer 

Als einziger Brennstoff der Feuerraffination wurde Erdgas bilanziert. Hinzu kommen 

geringe Aufwendungen elektrischer Energie für elektrische Antriebe. In der anschließenden 

elektrolytischen Raffination wird ausschließlich elektrische Energie benötigt. 


unraff. Kupfer 98% 969,4 kg/t Prim-Cu 

Anodenreste 160,0 kg/t Prim-Cu 

Schrotte 98% 50,6 kg/t Prim-Cu 

Feuerraff. Erdgas 49,8 m 3 /t Prim-Cu 

Feuerraff. Elektro 16,0 kWh/t Prim-Cu 

Raff.-Elektrolyse 469,4 kWh/t Prim-Cu 


Anodenschlamm 10 kg/t Prim-Cu 

Anodenreste 160 kg/t Prim-Cu 

Nickelsulfat 10,0 kg/t Prim-Cu 


In untenstehender Grafik sind die Massenflüsse für die Herstellung von Primär-Kupfer 

dargestellt. Es wurden die Prozeßabschnitte der Verhüttung und Raffination, sowie die 

Transporte des unraffinierten Kupfers und des Primär-Kathoden-Kupfers berücksichtigt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Anodenreste 

160 kg unraff.Kupfer 

969 kg 



unraff.Kupfer 

969 kg 

Transport 

Raffination 

Nickelsulfat 


10 kg 

1.000 kg Anodenschlamm 

10 kg 

Transport 


1.000 kg 

Cu-Konzentrat 

2.130 kg 

Verhüttung 

Kupfer-Schrotte 

51 kg 

Kupfer-Schrott 

430 kg 

Wasser 

345 kg 

Sauerstoff 

940 kg 


Hilfsstoffe 127 kg 

Arsenfällprodukte 

2 kg 

Säureschlamm 

1 kg 

Schlacke 

1.120 kg 

Schwefelsäure 

1.880 kg 

Abbildung C-5: Massenflußdiagramm für die Bereitstellung von Primär-Kupfer


4.3 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Primär-Kupfer 

4.3.1 KEA für Primär-Kupfer frei Halbzeugwerk 

Den Hauptanteil am KEA der Input-Stoffe zur Verhüttung von Kupferkonzentraten 

verursachen die Erze selbst (ca. 63 %). Des weiteren tragen noch elektrische Energie (ca. 

20 %) und diverse fossile Energieträger (Schweröl, Erdgas, Koks und Kohle) zum KEA 

bei. Der Energieaufwand für die Bereitstellung der ebenfalls eingesetzten Schrotte 101 ist 

in den anderen Aufwendungen bereits berücksichtigt. Als Ausgangsstoffe werden 

Schlacke, Schwefelsäure Säureschlamm, Arsenfällprodukte und Abwasser berücksichtigt, 

wobei lediglich die Schwefelsäure 102 energetisch gutgeschrieben wird. Die Schlacke 

wird aufgrund ihres geringen Substitutionspotentials vernachlässigt 103 , wohingegen die 

anderen Stoffe als Reststoffe aufgefaßt werden. 

In allen drei Fällen wurde vom selben Endenergieaufwand ausgegangen, lediglich der 

KEA der eingesetzten Cu-Konzentrate ist im ersten Fall der des Cu-Konzentrats 1 und 

in den beiden anderen Fällen der des Cu-Konzentrats 2. Zusätzlich wurden die spezifischen 

Aufwendungen zur Bereitstellung elektrischer Energie entsprechend variiert. Der 

KEA beträgt schließlich 34.101 MJ/t für Fall 1, 33.804 MJ/t für Fall 2 und 34.721 MJ/t 

für den dritten Fall. 

Aus den Transportentfernungen ergibt sich durch Multiplikation mit den spezifischen 

Aufwendungen aus dem Allgemeinen Teil (Tabelle 6, Bericht I) der KEA für die 

benötigten Transporte. Hier wurde beim Eisenbahntransport ebenfalls der von 

Deutschland abweichende Kraftwerkspark der jeweils betrachteten Ländergruppen 

berücksichtigt. Der KEA von unraffiniertem Kupfer bei der Raffinationshütte ergibt sich 

demnach zu 34.101 MJ/t für Fall 1, 37.125 MJ/t für den 2. Fall und 36.694 MJ/t für den 

Fall 3. 

Zur Ermittlung des KEA für die Produktion von primärem Kathodenkupfer wird eine 

Feuerraffination mit anschließender elektrolytischer Raffination betrachtet. Zusätzlich 

wird zwischen in Deutschland produzierten (Fall 1) und importierten Primär- 

Kupfer-Kathoden (Fall 2) unterschieden. Den größten Anteil am KEA (über 80 %) mit 

40.884 MJ/t (Fall 1) bis 42.917 MJ/t (Fall 2) verursacht das eingesetzte unraffinierte 

Kupfer. Der Rest verteilt sich zu ca. 75 % auf elektrische und zu ca. 25 % auf thermische 

Energie. Die Anodenreste werden im Kreis geführt und deshalb energiefrei bewertet. Als 

Ausgangsstoff wird zusätzlich zu den Anodenresten, noch der anfallende Anodenschlamm 

berücksichtigt, der ebenfalls energiefrei bewertet wird, da die genaue Zusammensetzung 

sehr stark variiert und die aus ihm gewinnbaren Edelmetalle nur in 

Spuren vorkommen. 

Der KEA für den Transport von „Inlands-Kupfer“ wird ausschließlich durch den betrachteten 

Bahntransport verursacht. Über die Hälfte des KEA für den Transport von 

importierten Kupfer-Kathoden wird ebenfalls durch den Bahntransport verursacht. 

101 Erfassen, Aufbereiten und Transportieren 

102 Der Schwefel wird bei der Erzröstung in einem stark exothermen Prozeß freigesetzt, d.h. für den Schwefel braucht 

keine Prozeßenergie aufgewendet werden. Deshalb wird nur ein Anteil der Energie des Inputstoffes "Cu-Konzentrat" 

gutgeschrieben. Die Berechnung erfolgt folgendermaßen: Masse des Schwefels in der Schwefelsäure geteilt durch die 

Summe aus Masse des Schwefels in Schwefelsäure und Masse des Kupfers im Outputprodukt mal dem KEA des 

Inputprodukts "Cu-Konzentrat". 

103 Schlacke wird hauptsächlich an Stelle von Sand eingesetzt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Letztlich ergeben sich die in den unteren KEA-Flußdiagrammen aufgeführten Werte für 

beim Halbzeugwerk bereitgestelltes Primär-Kupfer. In Abbildung C-6 sind die Energieflüsse 

für in Deutschland produziertes Primär-Kupfer dargestellt, wobei für das unraffinierte 

Kupfer zwei Äste dargestellt wurden. Der linke wird durch den Import von 

unraffiniertem Kupfer verursacht – rechts sind die Aufwendungen für in Deutschland 

produziertes Kupfer dargestellt. Die Anteile am Gesamtaufkommen sind hierbei bereits 



ENERGIEWIRTSCHAFT


unraff.Kupfer 

5.593 MJ 

unraff.Kupfer 

importiert 

6.142 MJ 

Ausland Deutschland 

Cu-Konzentrat 

5.433 MJ 


1.053 MJ 


Koks 420 MJ 

Steinkohle 62 MJ 

Diesel 202 MJ 

Erdgas 181 MJ 

Schweröl 188 MJ 

Strom 

1.162 MJ 


2.055 MJ 


429 MJ 

Güterzug 

120 MJ 


33.558 MJ 


40.884 MJ 


41.242 MJ 

Cu-Konzentrat 

25.852 MJ 

Verhüttung Verhüttung 

Transport 

unraff.Kupfer 


27.415 MJ 

unraff. 

Kupfer-Mix 

Raffination 

Transport 

unraff.Kupfer 

27.416 MJ 

Strom 

5.560 MJ 

Erdgas 

1.766 MJ 

Güterzug 

358 MJ 


5.116 MJ 


Koks 2.041 MJ 


Diesel 981 MJ 

Erdgas 881 MJ 

Schweröl 915 MJ 

Strom 

6.223 MJ 


9.775 MJ 

Abbildung C-6: KEA-Flußdiagramm für die Bereitstellung von Primär-Kupfer 1 


ENERGIEWIRTSCHAFT




Cu-Konzentrat 

31.833 MJ 

Verhüttung 

unraff.Kupfer 

33.659 MJ 

Transport 


35.572 MJ 

Raffination 


42.917 MJ 

Transport 


45.955 MJ 


6.169 MJ 


Koks 2.461 MJ 


Diesel 1.183 MJ 



Strom 

7.694 MJ 


12.037 MJ 

Güterzug 

356 MJ 


1.557 MJ 

Strom 

5.579 MJ 

Erdgas 

1.766 MJ 

Güterzug 

2.273 MJ 


660 MJ 

Schubboot und 


Abbildung C-7: KEA-Flußdiagramm für die Bereitstellung von Primär-Kupfer 2 

4.3.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Primär-Kupfer 

Für alle auf der Eingangsseite der Verhüttung bilanzierte Stoffe wurden die Emissionen 

berücksichtigt. Für die Stoffe auf der Output-Seite erfolgt keine emissionstechnische 

Gutschrift. Die beim Transport von unraffiniertem Kupfer zur Raffinationshütte 

entstehenden Emissionen wurden ebenfalls komplett bilanziert. 

Die Emissionen aller energetisch berücksichtigten Stoffe für die Feuer- und elektrolytische 

Raffination sowie die Emissionen, die während der Transporte des Primär- 

Kupfers zu den Halbzeugwerken entstehen sind bilanziert worden, wobei ebenfalls oben 

genannte Fälle unterschieden wurden.



Erneut wird eine Zwischenbilanz gezogen und zusammenfassend der KEA und die 

Emissionen für unraffiniertes Kupfer frei Raffinationshütte dargestellt. Zusätzlich sind 

die Anteile des in Deutschland produzierten (unraff. Cu 1) bzw. nach Deutschland importierten 

unraffinierten Kupfers (unraff. Cu 2) angegeben. Unter „unraff. Cu 3“ wird 

das unraffinierte Kupfer verstanden, welches in die Länder exportiert wird, die es raffinieren 

und anschließend zum Teil nach Deutschland exportieren. Der Mix aus 

„unraff. Cu 1“ und „unraff. Cu 2“ entspricht dem bei einer deutschen Raffinationshütte 

bereitgestellten unraffiniertem Kupfer (unraff.-Cu-Mix). 

Alle bisher auftretenden Energieaufwendungen und dabei entstehenden Emissionen 

sind kumuliert bilanziert worden. 


unraffiniertem Kupfer frei Raffination 1995 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVO 

C 

[g] 

unraff. Cu 1 34.101 2.235 2.902 8.494 4.797 4.327 960 130 701 82,9 % 

unraff. Cu 2 37.125 2.371 3.183 8.990 4.642 5.080 1.011 138 691 17,1 % 

unraff. Cu-Mix 36.617 2.258 2.950 8.579 4.771 4.456 969 131 699 

unraff. Cu 3 36.694 2.348 3.225 9.084 4.184 4.937 1.021 137 677 

Ebenso soll der KEA pro Tonne Primär-Kathoden-Kupfer zusammenfassend dargestellt 

werden. Zusätzlich werden hier auch die Anteile an der gesamten produzierten bzw. 

importierten Menge ausgewiesen, aus welcher sich ein Mix für in Deutschland verwendetem 

Primär-Kupfer berechnen läßt. Hierbei ist unter Prim-Cu 1, das in Deutschland 

produzierte und unter Prim-Cu 2 das importierte Primär-Kupfer zu verstehen. 


Primär-Kupfer frei Halbzeugwerk 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Prim-Cu 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVO 

C 

[g] 

Prim-Cu 1 41.242 2.620 3.105 8.785 4.842 5.252 974 142 705 36,9 % 

Prim-Cu 2 45.955 2.843 3.810 10.166 4.653 6.413 1.126 156 712 63,1 % 

Prim-Cu-Mix 44.214 2.760 3.549 9.656 4.723 5.984 1.070 151 710 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

Anteil 

Anteil 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.4 Sekundär-Kupfer-Produktion 

Kupfer kann, ebenso wie auch Stahl und Aluminium, neben der Produktion aus Erzen 

auch aus Altmetall bzw. sog. Sekundärrohstoffen 104 gewonnen werden. Aus Abbildung C- 

1 ist ersichtlich, daß Schrotte für über die Hälfte des in Deutschlands gewonnen Kupfers 

als Rohstoff dienen 105 . Die Verarbeitung erfolgt in Deutschland überwiegend auf dem 

pyrometallurgischen Weg, nach dem Schachtofen-Konverter-Prozeß. Die Cu-Gehalte der 

Einsatzstoffe schwanken zwischen 5 und 99 %; die Qualität und der Cu-Gehalt der 

gewonnenen Kathoden sind mit denen für Primär-Kupfer identisch. 

4.4.1 Verhüttung und Raffination 

Die Hütte besteht aus drei Hauptaggregaten - dem Schachtofen, dem Konverter und 

dem Anodenofen, wobei je nach Schrottart und -zusammensetzung alle drei oder auch 

nur einzelne Schritte durchlaufen werden. 

Im Schachtofen werden die Sekundärrohstoffe mit Hilfe von Koks reduzierend eingeschmolzen, 

wobei organische Bestandteile verbrennen, und Metalle wie Zink, Blei und 

Zinn sich verflüchtigen und in Oxidform aus dem Abgas abgeschieden werden. Die 

hierbei entstehende Schmelze mit einem Kupfer-Gehalt von 70 bis 80 % wird im Konverter 

unter Zusatz von Koks verblasen, wodurch sich die restlichen Verunreinigungen 

von Zink, Blei und Zinn verflüchtigen; Anteile an Eisen, Aluminium und Nickel verschlacken 

zum größten Teil. Diese Konverterschlacke mit unvermeidlichen Anteilen an 

Kupfer wird rezirkuliert und dem Schachtofen erneut zugeführt. Das Produkt mit ca. 

96 % Kupferanteil gelangt nun zum Anodenofen und wird unter Zugabe von reinen 

Kupferschrotten (ca. 95 % Cu-Gehalt) pyrometallurgisch raffiniert. Als Produkt 

ergibt sich schließlich hochreines Kupfer (99 % Kupfer-Anteil), welches zu Anoden- 

Platten vergossen, und der Raffinationselektrolyse zugeführt wird. Um reines Kathodenkupfer 

zu erhalten, ist wie bei der Produktion von Primär-Kupfer eine nachgeschaltete 

elektrolytische Raffination (siehe Kap. 4.1) erforderlich. Als Produkte ergeben 

sich neben sehr reinem Kathodenkupfer mit mindestens 99,9 % Kupfer, Kupfer- und 

Nickelsulfat, sowie der edelmetallhaltige Anodenschlamm. Die so gewonnenen Kathoden 

werden im Anschluß eingeschmolzen und zu Rundbarren für die Halbzeugherstellung 

oder Gießwalzdraht für die Drahtherstellung vergossen. 

Für in Deutschland produziertes Sekundär-Kupfer (Sek-Cu 1) wird wie beim Primär- 

Kupfer ein Bahntransport von 300 km angesetzt. Für importiertes Sekundär-Kupfer 

(Sek-Cu 2) werden dieselben Entfernungen wie für importiertes Primär-Kupfer verwendet, 

da es sich hierbei um dieselben Exportländer handelt. 

/RCu/ 

104 Stäube, Aschen, Krätzen, Schlacken oder andere Cu-haltige Rückstände aus diversen Prozessen 

105 Für den Mix sind es immerhin noch über 42 %. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Sekundär-Kupfer 

Als Brennstoffe für die Verhüttung und die Raffination sind neben dem Hauptbrennstoff 

bzw. Reduktionsmittel Koks, auch Erdgas für Stützfeuerungen und Diesel für 

Transportprozesse bilanziert worden. Der Strombedarf für die Verhüttung und die 

Raffination ist getrennt ausgewiesen. 


Schrotte 90% 1.040,0 kg/t Sek-Cu 

Sek.-Rohstoffe 25% 580,0 kg/t Sek-Cu 

Koks 319,2 kg/t Sek-Cu 

Erdgas 160,0 m 3 /t Sek-Cu 

Diesel 20,2 kg/t Sek-Cu 

Strom 414,1 kWh/t Sek-Cu 

Raff.-Elektrolyse 649,7 kWh/t Sek-Cu 


Schlacke 530 kg/t Sek-Cu 

Anodenschlamm 10 kg/t Sek-Cu 

Nickelsulfat 20 kg/t Sek-Cu 

Flugstaub 60 kg/t Sek-Cu 


Die Massenflüsse zur Herstellung von Sekundär-Kupfer sind, wie bereits in den vorherigen 

Abschnitten der Übersichtlichkeit wegen im unteren Diagramm dargestellt. Es 

wurde hierbei von identischen Massenflüssen für in Deutschland produziertes und 

importiertes Kupfer ausgegangen. 

Schrotte 90% Cu 

1040 kg 


1000 kg 


1000 kg 

Schrotte 25% Cu 

580 kg 

Verhüttung und 

Raffination 

Transport 

Anodenschlamm 

10 kg 

Nickelsulfat 

20 kg 

Sonstige Reststoffe 

60 kg 

Schlacke 

530 kg 

Abbildung C-8: Massenflußdiagramm zur Bereitstellung von Sekundär-Kupfer 


ENERGIEWIRTSCHAFT


4.6 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Kupfer 

4.6.1 KEA für bei den Halbzeugwerken bereitgestelltes Sekundär-Kupfer 

Neben Schrotten bzw. Sekundärrohstoffen werden für die Verhüttung und die Raffination 

als weitere Input-Stoffe Koks, Erdgas und Strom berücksichtigt. Die Schrotte 

werden energiefrei bewertet, da die Aufwendungen für Erfassen, Aufbereiten und 

Transportieren bereits in den anderen Verbräuchen berücksichtigt sind. Den größten 

Anteil am KEA der Eingangsstoffe tragen die fossilen Energieträger mit beinahe 60 %. 

Der Einsatz elektrischer Energie schlägt mit weiteren 40 % zu Buche. Auf der Ausgangsseite 

werden Schlacke, Anodenschlamm, Nickelsulfat und Flugstaub bilanziert, 

wobei nur der Dampf energetisch gutgeschrieben wird. Die Schlacke trägt ebenso wie 

der Anodenschlamm, aus bereits beim Primär-Kupfer aufgeführten Gründen, zu keiner 

Energiegutschrift bei. Nickelsulfat und Flugstaub werden deponiert. Der KEA für Fall 1 

beträgt letztlich 29.916 MJ/t, für Fall 2 liegt er bedingt durch einen abweichenden 

Kraftwerkspark bei 29.181 MJ/t. 

Die Aufwendungen für den Transport können durch Multiplikation der Entfernungen 

mit den entsprechenden spezifischen Aufwendungen aus Teil I Tabelle 6 ermittelt werden. 

Für Sekundär-Kupfer aus Deutschland (Sek-Cu 1) ergeben sich für den Transport 

dieselben Aufwendungen wie für Primär-Kupfer. Für importierte Kathoden (Sek-Cu 2) 

dagegen berechnet sich ein etwas geringerer Transportaufwand als für Primär-Kathoden, 

was an den unterschiedlichen Importmengen der einzelnen Länder 106 liegt. Schließlich 

ergibt sich der im untenstehenden Diagrammen dargestellte KEA. Links sind die 

Energieflüsse für Fall 1 und rechts für Fall 2 dargestellt. 

106 Es handelt sich zwar um dieselben Länder, also auch um dieselben primärenergetischen Aufwendungen zur 

Bereitstellung elektrischer Energie, allerdings werden diese bei der Berechnung der primärenergetischen 

Aufwendungen für die betrachtete Ländergruppe mit den Importanteilen gewichtet. Da nicht jedes dieser Länder die 

gleiche Menge Primär- wie Sekundär-Kupfer nach Deutschland importiert, ergibt sich ein geringfügig höherer Wert für 

Sekundär-Kupfer exportierende Länder. (siehe auch Tabelle 5, Bericht I). 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Raffination 


Kupfer 

29.916 MJ 

Transport 



30.274 MJ 

Koks 

11.086 MJ 

Erdgas 

5.674 MJ 

Strom 

12.185 MJ 

Diesel 

971 MJ 

Güterzug 

358 MJ 


Raffination 


Kupfer 

29.181 MJ 

Transport 


importiert 

32.074 MJ 

Koks 

11.086 MJ 

Erdgas 

5.674 MJ 

Strom 

11.450 MJ 

Diesel 

971 MJ 

Güterzug 

2.128 MJ 


660 MJ 

Schubboot und 


Abbildung C-9: KEA-Flußdiagramm zur Sekundär-Kupfer-Bereitstellung für in 

Deutschland produziertes (Sek-Cu 1) bzw. importiertes Kupfer 

(Sek-Cu 2) 

4.6.2 Emissionen für die Bereitstellung von Sekundär-Kupfer 

Bezüglich der Emissionen werden für die Sekundär-Kupfer-Produktion alle energetisch 

erfaßten Stoffe berücksichtigt. Für die Transportprozesse sind ebenfalls alle entstehenden 

Emissionen bilanziert. 

4.7 Zusammenfassung 

Abschießend werden wie auch beim Primär-Kupfer, der KEA und die Emissionen für 

Sekundär-Kupfer zusammenfassend dargestellt. Es wird zwischen den beiden bereits 

erwähnten Fällen unterschieden und zusätzlich unter Berücksichtigung der Anteile ein 

Mix für in Deutschland verwendetes Sekundär-Kupfer (Sek-Cu-Mix) gebildet. 


Sekundär-Kupfer frei Halbzeugwerk 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Sek-Cu 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVO 

C 

[g] 

Sek-Cu 1 30.274 1.412 1.048 2.629 937 8.158 217 151 200 75,4 % 

Sek-Cu 2 32.074 1.419 1.512 3.508 1.263 8.749 332 156 219 24,6 % 

Sek-Cu-Mix 30.717 1.413 1.162 2.845 1.017 8.303 245 152 205 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Anteil 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Mit den bisher berechneten Werten können nun der KEA und die Emissionen für einen 

Kupfer-Mix aus Primär- und Sekundär-Metall berechnet werden. Die Werte aus 

Tabelle C-3 und Tabelle C-4 für den Primär- und Sekundär-Kupfer-Mix werden hierbei 

mit den Anteilen am Gesamtaufkommen in Deutschland im Jahre 1995 gewichtet. Die 

Ergebnisse sind in untenstehender Tabelle dargestellt. 


Kupfer-Kathoden frei Halbzeugwerk 1995 

Produkt 

alle Werte je Tonne Kupfer 



KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVO 

C 

[g] 

Prim-Cu-Mix 44.214 2.760 3.549 9.656 4.723 5.984 1.070 151 710 57,8 % 

Sek-Cu-Mix 30.717 1.413 1.162 2.845 1.017 8.303 245 152 205 42,2 % 

Kupfer-Mix 38.518 2.192 2.542 6.782 3.159 6.963 722 151 497 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Anteil



In dieser Studie werden einige gebräuchliche Kupfer-Halbzeuge betrachtet. Hierbei 

handelt es sich um diverse Flach- und Profilerzeugnisse, die gewalzt oder gepreßt werden 

und um Drähte unterschiedlicher Stärke und Isolierung, sowie gebräuchliche Kabel. 


Die auf elektrolytischen Wege hergestellten Kathoden müssen vor der Weiterverarbeitung 

zu den sog. Gußformaten umgeschmolzen werden. Dies kann entweder in der 

Hüttengießerei vor dem Transport zu den Halbzeugwerken oder im Halbzeugwerk vor 

dem Umformen zu den gewünschten Halbzeugen stattfinden. Die Halbzeugherstellung 

erfolgt nur in Ausnahmefällen direkt aus dem schmelzflüssigen Zustand 107 , sondern die 

Gußformate kühlen ab und werden vor dem eigentlichen Umformen zu Halbzeugen 

wieder auf Umformtemperatur gebracht. Aus diesem Grund ist es für den Energiebedarf 

auch unerheblich, ob das Umschmelzen zu den Gußformaten in Hüttengießereien, also 

vor dem Transport zum Halbzeugwerk, oder direkt vor der Halbzeugherstellung erfolgt. 

In dieser Studie wird davon ausgegangen, daß die Kathoden zu den Halbzeugwerken 

transportiert und erst dort zu Formaten wie Kerbblöcken, Drahtbarren 108 , Rundbarren 

oder Walzflachbarren umgeschmolzen werden. 

Die angelieferten Kathoden werden in brennstoff- oder induktiv-beheizten Öfen eingeschmolzen 

und nach unterschiedlichsten Gießverfahren gegossen. Hierbei wird 

haupsätzlich der Asarco-Schachtofen, ein moderner, gasbeheizter Schmelzofen eingesetzt 

109 . Als bevorzugte Gießereitechnik kommt neben Sand-, Kokillen-, Formmaskenund 

Feingießverfahren hauptsächlich das Stranggießverfahren (siehe auch Teil A bzw. 

B) zum Einsatz. 

/Rom/, /SBCu/ 

5.2 Massenflüsse und energetische Daten zur Herstellung von Vorprodukten 

Der Energiebedarf zum Wiedereinschmelzen der Kathoden ist in den Aufwendungen zur 

Herstellung der Endprodukte enthalten und wird nicht getrennt ausgewiesen. 

5.3 Herstellung von Endprodukten 

Walzerzeugnisse 

Der Walzbarren wird in gasbeheizten Öfen auf 900 °C vorgewärmt und auf eine Dicke 

von 11 mm warmgewalzt. Nach Abkühlung werden die so produzierten Vorwalzbleche 

im Anschluß auf beiden Seiten auf Dicken um 10 mm gefräst und im kalten Zustand auf 

107 Die Ausnahme bildet hier der Gießwalzdraht. 

108 Modernere Verfahren verzichten bei der Drahtherstellung auf die Produktion von Drahtbarren. 

109 Für in dieser Arbeit nicht betrachtete legierte Halbzeuge eignen sich jedoch eher induktiv beheizte Öfen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


0,5 mm fertiggewalzt, um abschließend weichgeglüht zu werden. Insgesamt kann festgestellt 

werden, daß die Verfahren zur Kupferblech- bzw. Kupferbandherstellung denen 

für die Produktion von Stahl-Flacherzeugnissen (siehe (A.5.2 und A.5.3) sehr ähnlich 

sind. 

Strangpreßerzeugnisse 

Das Ausgangsformat für Profile und Stäbe, der Rundbarren, wird auf ca. 900 °C vorgewärmt 

und auf einer Strangpresse verpreßt. Auf Ziehbänken werden diese anschließend 

im kalten Zustand durch Matrizen gezogen und so auf den geforderten Endquerschnitt 

bzw. die nötige Festigkeit gebracht. Abschließend wird rekristallisierend geglüht. 

Als Ausgangsformat zur Herstellung von Rohren dient der Rundbarren oder -bolzen, 

wobei zwei unterschiedliche Verfahren betrachtet werden müssen. 

Rohre können, aus auf 900 °C erwärmten Rundbolzen produziert werden, indem sie über 

Dorne stranggepreßt, anschließend auf Ziehmaschienen weiterverarbeitet und zum 

Schluß weichgeglüht werden. (siehe Aluminium III.6.3) 

Bei dem anderen Verfahren werden die ebenfalls erwärmten Rundbolzen ähnlich wie bei 

nahtlosen Stahlrohren über einen langen Walzdorn schräggewalzt. Anschließend 

findet eine stufenweise Kaltumformung auf Pilgerschrittwalzwerken oder Ziehbänken 

statt, um die gewünschten Endquerschnitte und die nötige Festigkeit zu erreichen. 

Zuletzt erfolgt noch ein rekristallisierendes Schlußglühen. 

Elektrotechnische Erzeugnisse 

Ca. 39 % des gesamten Kupfereinsatzes wird zu Drähten, Litzen oder Kabeln verarbeitet. 

Da es sich hierbei um ein abweichendes Herstellungsverfahren handelt, wird 

dieses getrennt behandelt. Betrachtet werden 0,6 mm und 0,06 mm dicker Draht - 

jeweils blank und in der Ausführung als Lackdraht. Zusätzlich werden noch 0,6 mm 

starker mit einer Kunststoffschicht (PVC, PE) überzogener Draht (Litze), sowie starre 

und flexible Netzkabel behandelt. 

Beim traditionellen Verfahren wurde aus erwärmten Drahtbarren Walzdraht von 8 bis 

12 mm Durchmesser hergestellt. Beim moderneren, zunehmend eingesetzten Gießwalzdraht-Verfahren 

wird der Draht sofort aus den eingeschmolzenen Kathoden in 

der Gießhitze gewalzt; ein erneutes energieintensives Aufwärmen entfällt. Hierbei wird 

das flüssige Kupfer zwischen einem Metallband und einer mit einer umlaufenden Nut 

versehenen Walze zu dem sog. 8 mm starken Gießwalzdraht gewalzt. Im Anschluß 

bringt man den Walzdraht auf Mehrfachziehmaschinen in Kombination mit diversen 

rekristallisierenden Glühvorgängen auf das geforderte Endmaß. 

Die Beschichtung mit Lack geschieht in Tauchbädern, durch die der Draht kontinuierlich 

gezogen wird. Anschließend wird der Lack in Brennöfen bei ca. 550 °C getrocknet 

und der gesamte Vorgang bis zur gewünschten Lackstärke wiederholt. Bei der Kunststoffummantelung 

wird der Draht in einer Durchlaufglühe vorgewärmt und im warmen 

Zustand durch einen Extruder geführt. Anschließend können drei bzw. fünf Einzelleiter 

zusammen kunststoffummantelt werden und man erhält typische Netzleitungen. 

/CuV/, MHK/, /SBCu/ 


ENERGIEWIRTSCHAFT


5.4 Massenflüsse und energetische Daten zur Herstellung von Endprodukten 

Da bei der Produktion der enprodukte hauptsächlich Energieträger und die Vorprodukte 

Beiträge zum KEA liefern wird auf die Massenflüsse nicht detailliert eingegangen - sie 

können jedoch den jeweiligen Tabellen entnommen werden. 

Walz- und Strangpreßerzeugnisse 

Für die Produktion von Kupfer-Blechen und Bändern wird als Energieträger hauptsächlich 

Erdgas für die Öfen zum Schmelzen der Kathoden und Erwärmen der Gußformate 

benötigt. Elektrische Energie wird im wesentlichen für Walzanlagen (warm und 

kalt) eingesetzt. 


Kathoden 1.000 kg/t Band 

Rücklaufschrott aus Halbzeugherstellung 290 kg/t Band 

Rücklaufschrott aus Asarco-Ofen 19,4 kg/t Band 

Holzkohle 4,0 kg/t Band 

Erdgas 59,7 m 3 /t Band 

Strom 21,7 kWh/t Band 

Ofenausbruch 3 kg/t Band 

Graphitkokillen 0,1 kg/t Band 

Strom umformen 531,7 kWh/t Band 

Erdgas Glühen etc. 33,4 m 3 /t Band 

Schwefelsäure 1 kg/t Band 

Kalk 2 kg/t Band 

Zieh und Schmiermittel 3,00 kg/t Band 

Schutzgas 90 m 3 /t Band 

Sonst. Diesel 5,4 kg/t Band 

Sonst. Elektro 23,6 kWh/t Band 


Rücklaufschrott 19,4 kg/t Band 

Kupferhaltige Schlämme 10,0 kg/t Band 

Rücklaufschrott 290 kg/t Band 

Für die Herstellung von Profilen ergeben sich ähnliche Aufwendungen an Brennstoffen 

wie für Bleche, da hier ebenfalls zuerst die Kathoden eingeschmolzen und anschließend 

zwischenerwärmt werden müssen. Der Bedarf an elektrischer Energie ist auf 

Strangpreß- und Ziehvorgänge zurückzuführen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Kathoden 1.000 kg/t Profil 

Rücklaufschrott aus Halbzeugherstellung 438 kg/t Profil 

Rücklaufschrott aus Asarco-Ofen 22 kg/t Profil 

Holzkohle 4 kg/t Profil 

Erdgas 64,6 m 3 /t Profil 

Strom 23,6 kWh/t Profil 

Ofenausbruch 3 kg/t Profil 

Graphitkokillen 0,1 kg/t Profil 

Strom umformen 581,8 kWh/t Profil 

Erdgas Glühen etc. 22,6 m 3 /t Profil 

Schwefelsäure 1 kg/t Profil 

Kalk 2 kg/t Profil 

Zieh und Schmiermittel, Öle 2,85 kg/t Profil 

Schutzgas 45 m 3 /t Profil 

Sonst. Diesel 5,4 kg/t Profil 

Sonst. Elektro 23,6 kWh/t Profil 


Rücklaufschrott 21,9 kg/t Profil 

Kupferhaltige Schlämme 10 kg/t Profil 

Rücklaufschrott 438 kg/t Profil 

Bei der Rohrherstellung muß zwischen zwei Verfahren unterscheiden werden. In 

beiden Verfahren werden erneut ähnliche Mengen an Erdgas benötigt 110 . Lediglich der 

Bedarf an elektrischer Energie für die Umformvorgänge ist bei schräggewalzten Rohren 

gegenüber strangepreßten Rohren halbiert. 

Kupferrohr stranggepreßt Kupferrohr schräggewalzt 


Kathoden 1.000 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott Halbzeugherst. 560 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott Asarco-Ofen 23,4 kg/t Rohr 

Holzkohle 4,0 kg/t Rohr 

Erdgas 70,0 m 3 /t Rohr 


Ofenausbruch 3 kg/t Rohr 

Graphitkokillen 0,1 kg/t Rohr 

Strom umformen 833,9 kWh/t Rohr 

Erdgas Glühen etc. 42,0 m 3 /t Rohr 

Schwefelsäure 1 kg/t Rohr 

Kalk 2 kg/t Rohr 

Zieh und Schmiermittel 2,85 kg/t Rohr 

Schutzgas 45 m 3 /t Rohr 

Sonst. Diesel 5,4 kg/t Rohr 

Sonst. Elektro 23,6 kWh/t Rohr 


Rücklaufschrott 23,4 kg/t Rohr 

Kupferhaltige Schlämme 10,0 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott 560 kg/t Rohr 




Kathoden 1.000 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott Halbzeugherst. 130 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott Asarco-Ofen 17 kg/t Rohr 

Holzkohle 4,0 kg/t Rohr 

Erdgas 51,4 m 3 /t Rohr 


Ofenausbruch 3 kg/t Rohr 

Graphitkokillen 0,1 kg/t Rohr 

Strom umformen 420,3 kWh/t Rohr 

Erdgas Glühen etc. 44,3 m 3 /t Rohr 

Schwefelsäure 1 kg/t Rohr 

Kalk 2 kg/t Rohr 

Zieh und Schmiermittel 2,85 kg/t Rohr 

Schutzgas 45 m 3 /t Rohr 

Sonst. Diesel 5,4 kg/t Rohr 

Sonst. Elektro 23,6 kWh/t Rohr 


Rücklaufschrott 17,0 kg/t Rohr 

Kupferhaltige Schlämme 10,0 kg/t Rohr 

Rücklaufschrott 130 kg/t Rohr 

Elektrotechnische Erzeugnisse 

Die Gießwalzdrahtproduktion geschieht im schmelzflüssigen Zustand. Daher wird 

Erdgas ausschließlich zum Schmelzen der Kathoden benötigt und zusätzliche Aufwärm- 

110 Der leicht erhöhte Bedarf an Erdgas für die Produktion von stranggepreßten Rohren ist auf die erhöhten Mengen an 

Kupfer, die eingeschmolzen werden zurückzuführen. Dies ergibt durch geringere Menge Kupferreste bei der Produktion 

von schräggewalzten Rohren.


vorgänge können entfallen. Zusätzlich wird elektrische Energie zum Antrieb der Anlagen 

benötigt. 


Kathoden 960 kg/t GWD 

Rücklaufschrott 57 kg/t GWD 

Rücklaufschrott aus Drahtherste 40 kg/t GWD 

Strom 144,1 kWh/t GWD 

Erdgas 43,5 m 3 /t GWD 


Rücklaufschrott 57 kg/t GWD 

In der Drahtproduktion (0,6 mm und 0,06 mm) wird als Energieträger beinahe ausschließlich 

Strom für Ziehvorgänge und rekristallisierendes Glühen eingesetzt, wobei die 

dünneren Drähte die mehr als dreifache Menge an elektrischer Energie benötigen. 

Draht blank ∅ 0,6 mm Draht blank ∅ 0,06 mm 


Gießwalzdraht 1.020 kg/t Cu-Draht 

Strom 407,0 kWh/t Cu-Draht 

Zieh und Schmiermittel 1,0 kg/t Cu-Draht 

Sonst. Diesel 8,1 kg/t Cu-Draht 

Sonst. Elektro 53,0 kWh/t Cu-Draht 


Rücklaufschrott 20,0 kg/t Cu-Draht 

Kupferschlamm 1,0 kg/t Cu-Draht 


Gießwalzdraht 1.020 kg/t Cu-Draht 

Strom 1.308,0 kWh/t Cu-Draht 

Zieh und Schmiermittel 2,0 kg/t Cu-Draht 




Rücklaufschrott 20,0 kg/t Cu-Draht 

Kupferschlamm 2,0 kg/t Cu-Draht 

Diese blanken Drähte werden in der Lackdrahtproduktion mit Lack überzogen. Die 

Aufwendungen an elektrischer Energie sind auf Antriebe und Trocknungsvorgänge des 

Lacks zurückzuführen. 

Lackdraht ∅ 0,6 mm Lackdraht ∅ 0,06 mm 


Draht blank 0,6 mm 898,5 kg/t Cu-Draht 



Lack Elektro 70,1 kWh/t Cu-Draht 

Lack 101,5 kg/t Cu-Draht 


Draht blank 0,06 mm 760,0 kg/t Cu-Draht 



Lack Elektro 165,71 kWh/t Cu-Draht 

Lack 240 kg/t Cu-Draht 

In der Litzenproduktion werden die blanken Drähte in einem Extrusionsverfahren 

mit PVC bzw. PE ummantelt. Hier kommt ebenfalls beinahe ausschließlich elektrische 

Energie zum Einsatz. Da für die PVC-ummantelte Litze höhere Mengen an PVC als für 

die PE-Litze benötigt werden, ergibt sich auch ein entsprechend höherer elektrischer 

Energieaufwand. 

PE-Litze (∅ 0,6 mm Cu & 0,3 mm PE) PVC-Litze (∅ 0,6 mm Cu & 0,3 mm PVC) 


Draht blank 0,6 mm 683,0 kg/t Kabel 

Sonst. Diesel 1,7 kg/t Kabel 

Sonst. Elektro 9,6 kWh/t Kabel 

Elektro extrudieren 89,6 kWh/t Kabel 

PE 320 kg/t Kabel 


PE-Reste 3,0 kg/t Kabel 


Draht blank 0,6 mm 564,0 kg/t Kabel 



Elektro extrudieren 123,2 kWh/t Kabel 

PVC 440 kg/t Kabel 


PVC-Reste 4,0 kg/t Kabel 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Bei der Herstellung von Kabeln wird zwischen flexiblen und starren Netzleitungen 

unterschieden. Der höhere Aufwand für die flexiblen Leitungen ist auf den erhöhten 

Bedarf an elektrischer Energie für vielfache Zieh- und Glühvorgänge zurückzuführen 111 . 

PVC-Kabel 3 x 1,5 mm 2 (starr) PVC-Kabel 5 x 1,5 mm 2 (starr) 


Gießwalzdraht 300,64 kg/t Kabel 

Strom ziehen 168,04 kWh/t Kabel 

Zieh und Schmiermittel 0,63 kg/t Kabel 



Strom extrudieren 199,05 kWh/t Kabel 

PVC 710,90 kg/t Kabel 


Rücklaufschrott 6,0 kg/t Kabel 

Reststoffe 0,5 kg/t Kabel 

Kunststoff-Reste 5,7 kg/t Kabel 















PVC-Kabel 3 x 1,5 mm 2 (flexibel) PVC-Kabel 5 x 1,5 mm 2 (flexibel) 















Strom ziehen 1.285,75 kWh/t Kabel 










5.5 KEA und Emissionen für die Bereitstellung von Halbzeugen 

5.5.1 KEA von Kupfer-Halbzeugen 

Die Energieaufwendungen für das Gießen des flüssigen Kupfers zu Gußformaten sind 

zusammen mit denen der eigentlichen Halbzeugherstellung bilanziert. Hierbei wurde 

das Standard-Gießverfahren (Stranggießen) betrachtet. 

Halbzeuge aus Barren 

Als Input-Stoffe für Kupferblech werden neben dem eigentlichen Kupfer (Kathoden, 

Rücklaufschrott aus Asarco-Ofen und Halbzeugherstellung), Erdgas, elektrische Energie 

und diverse Hilfsstoffe berücksichtigt. Die Kathoden verursachen hierbei einen Anteil 

von über 75 % am KEA der Eingangsstoffe. Der Rest verteilt sich zu 60 % auf die 

zugeführte elektrische Energie, zu 30 % auf das eingesetzte Erdgas und zu 10 % auf die 

benötigten Hilfsstoffe. Alle Hilfsstoffe bei der Herstellung des Kupferbands werden 

ebenfalls bei der Herstellung von Profilen und Rohren benötigt; deshalb sei ihre prinzipielle 

Funktion hier kurz erklärt. Holzkohle wird bei den Gießverfahren als Trennmittel 

eingesetzt. Ebenso ist es notwendig von Zeit zu Zeit den Ofenausbruch und den Ver- 

111 Bei dem gleichen Querschnitt von 1,5 mm 2 besteht das flexible Kabel aus 30 Einzeldrähten.


schleiß an Graphitkokillen 112 zu kompensieren. Für Walzanlagen werden Zieh- und 

Schmiermittel sowie Öle benötigt. Schwefelsäure wird zum Beizen der Oberflächen und 

Kalk zu deren Neutralisation benötigt. Schutzgase werden eingesetzt, um eine Oxidation 

der warmen Oberfläche nach der Reinigung zu vermeiden. Zusätzlich werden Diesel und 

Strom für innerbetriebliche Transporte und brennstoffbetriebene Hilfsanlagen 

verbraucht. Auf der Output-Seite werden neben den im Kreis geführten Rücklaufresten 

aus dem Asarco-Ofen bzw. der Halbzeugherstellung noch anfallende Kupferschlämme 

berücksichtigt. Diese Rücklaufreste werden, da sie im Kreis geführt werden, ebenso wie 

der später deponierte Kupferschlamm energiefrei bewertet. 

Zur Produktion von Stangen und Profilen werden dieselben Einsatz- und Reststoffe 

wie oben bilanziert, sie treten lediglich in abweichenden Massen auf. Auf eine erneute 

Aufzählung wird deshalb verzichtet. Erneut tragen die Kathoden mit rund 75 % zum 

KEA bei; die Anteile der restlichen Anteile sind ebenfalls denen bei der Bandherstellung 

ähnlich. 

Wie schon oben erwähnt, werden zwei unterschiedliche Verfahren zur Herstellung von 

Rohren betrachtet. Bei beiden Verfahren werden ebenfalls die bereits bei der Bandherstellung 

beschriebenen Einsatzstoffe benötigt. Ebenso sind die Ausgangsstoffe identisch. 

Der Anteil des KEA der Kathoden am KEA der Rohre liegt bei 73 % (für stranggepreßte 

Rohre) bzw. 80 % (für schräggewalzte Rohre). An den restlichen energetischen Aufwendungen 

ist der elektrische Energiebedarf mit 68 bzw. 56 %, das eingesetzte Erdgas mit 

27 bzw. 23 % beteiligt. Die beiden Verfahren unterscheiden sich hauptsächlich dadurch, 

daß der elektrische Energiebedarf für das Umformen von schräggewalzten Rohren gegenüber 

dem Umformen von strangepreßten Rohren beinahe halbiert ist und bei der 

Herstellung lediglich ¼ der Rücklaufreste anfallen. Der Brennstoffbedarf pro Tonne 

fertiges schräggewalztes Rohr fällt somit geringer aus. 

Drähte, Litzen und Kabel 

Alle Drähte benötigen als Ausgangsprodukt den Gießwalzdraht. Deshalb wird dieses 

Verfahren getrennt von den anderen Modulen zur eigentlichen Draht und Kabelherstellung 

bilanziert. 

Als Materialzugang für die Herstellung von Gießwalzdraht kommen Kathoden (mit 

einem Anteil von über 90 % am KEA des Gießwalzdrahtes) und Rücklaufreste aus dem 

eigentlichen Schmelz-Gieß-Walzprozeß und aus der Drahtherstellung zum Einsatz. Die 

Rücklaufreste sind, da sie im Kreis geführt werden, wie üblich energiefrei bewertet. Der 

Beitrag zu den restlichen 8 % verteilt sich zu 48 % auf Erdgas zum Schmelzen des 

Kupfers und zu 52 % auf elektrische Energie für die Gieß-Walzanlage und Hilfsanlagen. 

Auf der Ausgangsseite wird eine geringe Menge Rücklaufschrott berücksichtigt, die aber 

aus bereits genannten Gründen energiefrei bleibt. Der KEA pro Tonne Gießwalzdraht 

beträgt schließlich 40.171 MJ. 

Den größten Anteil am KEA - 46.480 MJ/t - für blanken 0,6 mm starken Kupferdraht 

mit ca. 88 % verursacht der eingesetzte Gießwalzdraht; die übrigen 12 % resultieren 

hauptsächlich aus der verbrauchten elektrischen Energie. Zieh- und Schmiermittel 

sowie der Strom- und Dieselbedarf für innerbetriebliche Transport- und Hilfseinrichtungen 

leisten kaum einen Beitrag. Die Rücklaufschrotte werden der Gießwalzdraht- 

112 sind für die Formgebung bei dem Stranggießverfahren verantwortlich 


ENERGIEWIRTSCHAFT


herstellung zugeführt und deshalb wird der an die Sekundärhütte rückgeführte Kupferschlamm 

energiefrei bewertet. 

Die Materialflüsse für blanken 0,06 mm starken Kupferdraht sind bezüglich der Art 

der Materialien identisch mit denen bei der Herstellung des 0,6 mm starken Drahtes. 

Die zugeführte Gießwalzdrahtmenge und die Rücklaufreste bleiben unverändert, der 

elektrische Energieverbrauch verdreifacht sich, da weiteres Ziehen und Glühen erforderlich 

ist. Als KEA für den dünnen Draht ergibt sich ein Wert von 57.749 MJ pro 

Tonne. 

Der KEA für lackierten 0,6 mm starken Kupferdraht beträgt 54.937 MJ pro Tonne 

Lackdraht. Den Hauptbeitrag mit 76 % liefert der eingesetzte blanke Draht, gefolgt vom 

KEA des benötigten Lacks mit 22 %. Die restlichen 2 % werden im wesentlichen durch 

den elektrischen Energiebedarf der Trocknungsvorgänge verursacht. 

Die Anteile am KEA des lackierten 0,06 mm starken Kupferdraht mit 74.631 MJ 

verteilen sich zu 59 % auf den zugeführten blanken Draht und zu 28 % auf den benötigten 

Lack. Die restlichen drei Prozent sind auf den elektrischen Energiebedarf zur 

Trocknung zurückzuführen. 

Bei der bilanzierten Litze handelt es sich um einen 0,6 mm starken Kupferdraht, der 

mit Kunststoff ummantelt wurde. Der KEA der verwendeten Kunststoffe und der Aufwand 

zum Aufbringen der Kunststoffschicht erhöht den KEA des Kabels beträchtlich. Es 

wird zwischen zwei Litzen unterschieden: 

• 0,6 mm Draht mit 0,3 mm PE-Schicht entspricht 1,2 mm PE-Litze (0,28 mm 2 ) 

• 0,6 mm Draht mit 0,3 mm PVC-Schicht entspricht 1,2 mm PVC-Litze (0,28 mm 2 ) 

Zusätzlich wird ein 0,6 mm starker Draht mit Isolierung betrachtet 113 , wobei keine Aussage 

getroffen wird welcher Kunststoff aufgebracht wird. Dieser Wert soll für 

den - wahrscheinlich häufigsten - Fall dienen, falls die Art der Kunststoffummantelung 

nicht bekannt ist. 

Als Ausgangsprodukt für die Litzen mit einem KEA von 53.773 MJ/t für die PE-Litze 

und 52.134 MJ/t für die PVC-Litze, dient hier ebenfalls der blanke Draht mit 0,6 mm 

Durchmesser, der einen Beitrag von 59 bis 51 % leistet. Der KEA der Kunststoffe verursacht 

einen Anteil von 38 bzw. 45 %. Der Bedarf an elektrischer Energie mit einem Anteil 

von 3 bis 4 % wird ausschließlich für den Extrusionsvorgang benötigt. 

Für den allgemeinen Fall - d.h. einem Draht mit Kunststoffummantelung - ergibt sich 

der KEA zu 52.953 MJ pro Tonne Litze. 

Als bilanzierte Kabel wurden exemplarisch übliche Netzleitung zur festen bzw. flexibel 

Verlegung bilanziert: 

• NYM 3x1,5 mm² starr 

• NYM 5x1,5 mm² starr 

• HO5VV-F 3x1,5 mm² flexibel 

• HO5VV-F 5x1,5 mm² flexibel 

113 Hierbei wird ein Mittelwert hinsichtlich des Cu-Bedarfs, aller Massenaufwendungen, des Kunststoffbedarfs und des 

KEA des Kunststoffes gebildet und somit ein mittlerer KEA berechnet 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Bis auf den Strombedarf sind die absoluten Beiträge zum KEA des Kabels für starre und 

flexible Kabel identisch. Der KEA für ein 3-poliges Kabel beträgt 7.696 MJ/km für das 

starre und 8.494 MJ/km für das flexible Kabel. Die Verteilung auf die Einzelkomponenten 

ist der des 5-poligen Kabels ähnlich (siehe auch Abbildung C-10). Der KEA 

der 5-poligen Kabel liegt bei 11.464 MJ/km (starr) bzw. 13.674 MJ/km (flexibel). 

[GJ/km] 

1% 

11% 

24% Kupfer 

20% 

Einzelleiter 

starr 

Strom 

(Feinziehen) 

Sonstiges 

PVC 

25% 

54% 

Einzelleiter 

flexibel 

Abbildung C-10: KEA zweier handelsüblicher Kabel (5x1,5mm²) 

64% 

Es sind hier die Werte pro km Kabel angegeben worden – die Zahlenwerten pro Tonne 

können Tabelle A-3 entnommen werden. Deutlich zu erkennen es der wesentlich höher 

liegende Bedarf an elektrischer Energie (ca. Faktor 3) für zusätzliche Zieh- und Glühvorgänge. 

5.5.2 Emissionen bei der Bereitstellung von Kupfer-Halbzeugen 

Bis auf die eingesetzte Holzkohle werden alle Stoffe erfaßt, die nicht energiefrei bewertet 

wurden. Bei der Holzkohle handelt es sich um Holzkohlenstaub, der als Reststoff aus der 

Holzkohlenproduktion aufgefaßt wird und somit kann davon ausgegangen werden, daß 

dort keine Gutschrift hinsichtlich der Emissionen erfolgt ist - deshalb dürfen ebenfalls 

keine Emissionen für die hier eingesetzte Holzkohle berücksichtigt werden 114 . 

114 Energetisch erfolgte eine Belastung aber sehr wohl, da Holzkohlenstaub als Brennstoff eingesetzt hätte werden können 

und somit der Verbrauch dieser Stäube bei den Gießverfahren als KNA aufzufassen ist. 

1% 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Zum Abschluß wird nun eine Übersicht über alle betrachteten Halbzeuge hinsichtlich 

ihres KEA und ihrer Emissionen gegeben. Zusätzlich ist der ungefähre Produktionsanteil 

der jeweiligen Halbzeuge an der Jahresproduktion 1995 angegeben. Bei den 

Drähten, Litzen und Kabeln ist der KEA auch neben der Angabe in MJ pro Tonne, in MJ 

pro km angegeben worden. 

Tabelle C-6: Kumulierter Energieaufwand von Kupfer-Halbzeugen in Deutschland 

1995 und Anteile an der Jahresproduktion 



Produkt KEA [MJ/t] KEA [MJ/km] Anteil 

Bleche 49.324 Entfällt 19 % 

Stäbe und Profile 49.532 Entfällt 8 % 

Sranggepreßtes Rohr 

Schräggewalztes Rohr 

53.321 

47.930 

Entfällt 

Entfällt 

12 % 

Draht 0,6 mm blank 46.680 118 

Draht 0,06 mm blank 57.769 1,5 

Draht 0,6 mm lackiert 54.937 154 

Draht 0,06 mm lackiert 74.631 2,5 

PE-Litze 1,2 mm 53.773 199 

PVC-Litze 1,2 mm 52.133 234 

Litze (Mittelwert) 52.928 212 

Kabel 3 x 1,5 mm² (starr) 56.444 7.690 

Kabel 5 x 1,5 mm² (starr) 57.469 11.456 

Kabel 3 x 1,5 mm² (flexibel) 62.301 8.494 

Kabel 5 x 1,5 mm² (flexibel) 68.596 13.674 

Tabelle C-7: Emissionen bei der Bereitstellung von Kupfer-Halbzeugen in Deutschland 

1995 

Produkt 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

61 % 

NMVOC 

[g] 

Bleche 2.785 2.951 7.693 3.451 8.262 802 171 554 

Stäbe und Profile 2.799 2.949 7.707 3.465 8.277 804 172 555 

Sranggepreßtes Rohr 3.012 3.070 7.938 3.572 8.738 821 179 568 

Shräggewalztes Rohr 2.706 2.920 7.609 3.340 8.107 795 168 549 

Draht 0,6 mm blank 2.655 2.819 7.580 3.384 7.853 798 167 548 

Draht 0,06 mm blank 3.286 3.089 8.254 3.776 9.103 854 191 591 

Draht 0,6 mm lackiert 2.935 2.866 7.560 3.680 8.275 777 198 556 

Draht 0,06 mm lackiert 3.796 3.137 8.044 4.380 9.801 790 259 600 

PE-Litze 1,2 mm 2.307 2.289 6.395 2.851 7.435 3.609 123 477 

PVC-Litze 1,2 mm 2.351 2.297 6.713 2.781 6.484 1.823 136 503 

Litze (Mittelwert) 2.329 2.293 6.554 2.816 6.960 2.716 130 490 

3 x 1,5 mm² (starr) 2.303 2.065 7.803 4.664 6.499 2.876 114 783 

5 x 1,5 mm² (starr) 2.413 2.148 7.886 4.645 6.757 2.763 121 775 

3 x 1,5 mm² (flexibel) 2.636 2.207 8.158 4.871 7.159 2.906 127 805 

5 x 1,5 mm² (flexibel) 3.047 2.419 8.562 5.038 8.011 2.819 145 818 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Weiterführende Überlegungen 

1 Sensitivitätsbetrachtung 

In den folgenden Abschnitten soll verdeutlicht werden, welche Größen sich entscheidend 

auf den KEA von in Deutschland verwendeten Metalle auswirken. Es wird gezeigt, daß 

explizite Verbrauchsdaten bzw. deren Variationsbreiten nur geringfügige Änderungen 

des KEA verursachen. Es gibt vielmehr weitere relevante Faktoren, die bei einer 

oberflächlichen Betrachtungsweise unter Umständen leicht übersehen werden können. 

Zusätzlich werden Effekte aufgezeigt, die, wenn sie auch nur kleine Auswirkungen auf 

den KEA zeigen, zumindest in Anbetracht der bisher gewünschten Genauigkeit 

mitberücksichtigt werden müßten, aber teilweise nur mit ganz erheblichem Aufwand 

quantifiziert werden können. 

1.1 Auswirkungen der spez. Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung 

elektrischer Energie auf den KEA am Beispiel des Aluminiums 

Elektrische Energie kann durch eine Vielzahl unterschiedlicher Kraftwerkstypen 

bereitgestellt werden und daher unterscheiden sich die spez. Primärenergieaufwendungen 

je nach betrachtetem Kraftwerk erheblich (siehe auch Tabelle 23, 

Bericht I). D.h. beim Einsatz elektrischer Energie in einem Prozeß ist es für den KEA 

des Produkts entscheidend, durch welchen Kraftwerkstyp bzw. Kraftwerkspark diese 

bereitgestellt worden ist (siehe Kap. 5.2.2, Bericht I). 

Gemäß Bericht I Kap. 5.2.1 ist der Aufwand abhängig von: 

• Den spezifischen primärenergetischen Aufwendungen zur Bereitstellung der 

unterschiedlichen Brennstoffe. 

• Den Aufwendungen zur Herstellung, dem Betrieb und der Entsorgung der 

unterschiedlichen Kraftwerke. 

• Der Struktur der öffentlichen Versorgung (Kraftwerksmix, Brennstoffeinsatz, 

Nettostromerzeugung, Netzverluste) des betrachteten Landes. 

• Der Netzstruktur und dem Aufwand für die Herstellung der Netzanlagen. 

Letztendlich ergibt sich für elektrische Energie eine Bandbreite von 1,03 bis über 4 MJ 

Primärenergie pro MJ Endenergie. In folgender Tabelle sind die Bandbreiten der 

einzelnen Faktoren zusammengestellt worden. Die thermischen Kraftwerke wurden nur 

hier zusammengefaßt - im Rahmen der Studie wurde die Daten zu einzelnen 

thermischen Kraftwerkstypen verwendet (siehe Kap. 5.2.1, Bericht I). 

107 


ENERGIEWIRTSCHAFT

108 Weiterführende Überlegungen 

Tabelle 1: Bandbreiten der spez. primärenergetischen Aufwendungen zur 

Bereitstellung elektrischer Energie und zusätzliche Einflußfaktoren 

Einflußfaktor thermo hydro nuklear 

Energieträgertypen 1,032 - 1,117 1,000 1,010 

Kraftwerkstyp 2,438 – 3,210 1,023 3,211 

Bewertungsfaktor für Kraftwerke 115 

Die Auswirkungen sollen nun beispielhaft am KEA für Primär-Aluminium verdeutlicht 

werden. Gemäß Teil B ergibt sich pro Tonne importiertem Primär-Aluminium ein KEA 

von 184.437 MJ (bei einem KEAel,Mix von 1,98 MJprim/MJend). In Abbildung C-1 ist der 

KEA in Abhängigkeit der spez. Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung 

elektrischer Energie (KEAel,Mix) aufgetragen. 

Es wird also ein Szenario dargestellt, in dem sich die Importstruktur für Primär- 

Aluminium oder die Kraftwerksstruktur für Elektrolysen in den Export-Ländern ändert. 

Die Transportentfernungen wurden beibehalten, da im Rahmen eines Szenarios nicht 

festgelegt werden kann, inwiefern sich die zurückzulegenden Strecken ändern. 

115 Siehe auch Kap. 5.2.2, Bericht I 



75 % bis 100 % 

Verteilungsverluste 0,5 % bis 6,2 % 

KEA el 2,749 – 4,963 1,0405 - 1,439 3,272 - 4,556 

Energieträgeranteil im Kraftwerksmix 0 bis 100 % 0 bis 100 % 0 bis 100 %

Sensitivitätsbetrachtung 109 

KEA von Primär-Aluminium 

Spezifischer KEA der Bereitstellung elektrischer Energie 

Abbildung 1: KEA von Primär-Aluminium in Abhängigkeit der spezifischen 

Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung elektrischer Energie 

Deutlich ist zu erkennen, wie sensibel der KEA des Primär-Aluminiums auf eine 

Veränderung des KEAel,Mix reagiert. Welche Effekte zu einer Änderung dieses KEAel,Mix 

und somit des KEA des Produkts führen können, sei im folgenden kurz 

zusammengetragen: 

• Ohne Kenntnis der genauen Erzeugerstruktur für die Strombereitstellung für 

Aluminiumelektrolysen in Ländern, die Primär-Aluminium nach Deutschland 

exportieren, würde man vom öffentlichen Strom-Mix des jeweiligen Landes ausgehen 

- dies ergäbe einen KEAel,Mix von 2,50 MJprim/MJend. Als Folge daraus würde 

der KEA für importiertes Primär-Aluminium ca. 218 GJ/t betragen. 

• Durch eine Änderung der Importstruktur in den nächsten Jahren könnten sich die 

Aufwendungen zur Bereitstellung elektrischer Energie ebenfalls in signifikanter 

Weise ändern. Angenommen Deutschland würde Primär-Aluminium ausschließlich 

aus Norwegen, Kanada, Brasilien und Island importieren - alle Elektrolysen in 

diesen Ländern werden ausschließlich durch Wasserkraftwerke versorgt -, ergäbe 

sich ein KEAel,Mix=KEAel,Wasser von etwa 1,04 MJprim/MJend. Der KEA für Primär- 

Aluminium würde auf rund 135 GJ/t „sinken“. 

• Würde man im Ausland dieselben spez. Primärenergieaufwendungen zur 

Bereitstellung elektrischer Energie wie in Deutschland ansetzen - sei es aus 

Vereinfachungsgründen oder weil die Erzeugerstruktur der Import-Länder der 

deutschen ähnlich wäre - würde der KEA auf knapp 250 GJ pro Tonne „steigen“. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Ohne Änderung der Endenergieaufwendungen an sich, kann also der KEA vom 

berechneten Wert zwischen +35 und -27 % abweichen. Da dies nur drei einer ganzen 

Reihe vorstellbarer Faktoren sind, die zu erheblichen Abweichungen des 

Bereitstellungsnutzungsgrades für elektrische Energie führen könnten, wird deutlich, 

wie wichtig eine genaue Untersuchung scheinbarer „Nebensächlichkeiten“ ist 116 . 

Für den KEA der in Deutschland verwendeten Aluminium-Halbzeuge wirkt sich dies 

nicht ganz so drastisch aus, da der KEA von importiertem mit dem des in Deutschland 

produzierten Primär-Aluminiums gewichtet gemittelt wird 117 . Des weiteren wird in 

vielen Halbzeugen eine nicht unerhebliche Menge Sekundär-Aluminium verwendet, das 

aber hinsichtlich des KEA ebenfalls zwischen dem in Deutschland produzierten und 

importiertem Sekundär-Aluminium quotal gemittelt werden muß. Da am KEA von 

importiertem Sekundär-Aluminium ebenfalls ein nicht unerheblicher Anteil durch 

elektrische Energie verursacht wird 118 , gelten prinzipiell dieselben obengenannten 

Einflußfaktoren wie für Primär-Aluminium. 

Einer möglichen Folgerung dieser Ausführungen soll bereits hier widersprochen werden. 

Aus der Aussage, daß sich bei Berücksichtigung von Importen aus Ländern mit hohem 

regenerativen Anteil am Strommix der KEA meist verringert kann aus folgenden 

Gründen nicht gefolgert werden, die Produktion in solche Länder zu verlagern: 

• Die natürlichen Ressourcen (Wasserkraft, Windkraft) sind auch in Ländern mit 

hohem regenerativen Anteil an der Stromerzeugung begrenzt. In vielen Ländern 

ist bereits ein Großteil der wirtschaftlich nutzbaren Ressourcen erschlossen, so daß 

eine Steigerung des Strombedarf in diesen Ländern eine Veränderung des 

Kraftwerksparks hin zu nicht-regenerativen Kraftwerken zur Folge hätte. 

• Auch eine Verlagerung der Produktionskapazitäten ohne Zubau von Kraftwerken 

hätte zur Folge, daß der Strombedarf in zunehmendem Maße von nichtregenerativen 

Kraftwerken bzw. durch Strom-Importe aus Ländern mit 

geringerem regenerativem Anteil gedeckt werden muß. 

• Neben den hier untersuchten Umweltauswirkungen (Energieverbrauch, 

Emissionen) existiert eine Vielzahl weiterer technischer aber vor allem auch 

sozialer Parameter die gegen eine Auslagerung sämtlicher energieintensiver 

Prozesse in andere Länder spricht. 

1.2 Importstrukturen für Primär-Rohstoffe und Seitenimporte 

Entscheidende Auswirkungen auf den KEA, wenn auch nicht in dem Maße wie bei den 

Primär-Aluminium-Importen, haben allerdings auch die zu berücksichtigenden 

Importstrukturen für die Primär-Rohstoffe (Eisenerz, Bauxit und Kupferkonzentrate). 

Da die Aufwendungen zur Bereitstellung elektrischer Energie in diesen Ländergruppen 

von denen in Deutschland abweichen 119 , ergibt sich ein anderer KEA, als wenn all diese 

Prozesse in Deutschland ablaufen würden. Je höher der KEAel,Mix in diesen 

Ländergruppen, desto „größer“ wird der KEA für diese Modulprodukte - die stärksten 

116Diese großen Effekte ergeben sich allerdings nur bei der Aluminiumprozeßkette, da der Strombedarf der Elektrolyse 

einen sehr großen Anteil (ca. 2/3) am KEA des Primär-Aluminiums verursacht. 

117über ihre Anteile an der bereitgestellten Gesamt-Masse 

118ca. 25 % 

119Siehe auch Tabelle 5, Bericht I 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Auswirkungen ergeben sich bei den Importstrukturen für 1995 demnach für Prozesse in 

den Ländern, die Eisenerze nach Deutschland exportieren 120 . 

Würde man nun allerdings davon ausgehen, daß die restlichen Prozeßschritte nach dem 

Import dieser Rohstoffe ausschließlich in Deutschland stattfänden, so beginge man 

immer noch einen nicht unerheblichen Fehler. In den Abbildungen B-1 und C-1 ist 

deutlich erkennbar, daß auch Zwischenprodukte importiert werden. Diese 

„Seitenimporte“ beziehen sich auf die Importe von Tonerde, Primär- und Sekundär- 

Aluminium sowie auf die Importe von unraffiniertem Kupfer, Primär- und Sekundär- 

Kupfer. Bei der Stahlprozeßkette sind keine Seitenimporte zu berücksichtigen, da 

ausschließlich das Eisenerz importiert wird (siehe Abbildung A-1). 

Wenn man bei der Aluminiumprozeßkette z.B. die Primär-Aluminium-Seitenimporte 

unberücksichtigt lassen würde, ergäbe sich – wie bereits oben erwähnt - der wesentlich 

höher liegende (und falsche) KEA von rund 240 GJ pro Tonne Primär-Aluminium. Erst 

durch die Berücksichtigung dieser Seitenimporte, die immerhin beinahe 66 % des in 

Deutschland verwendeten Primär-Aluminiums ausmachen, „reduziert“ sich der KEA für 

den gewichteten Mix aus importiertem und in Deutschland produzierten Primär- 

Aluminium auf ca. 204 GJ/t. 

Bei der Kupferprozeßkette ergäben sich ebenfalls Abweichungen. Würde man hier die 

Seitenimporte für z.B. Primär-Kupfer vernachlässigen, betrüge der KEA 41.242 MJ/t. Da 

aber über 63 % des in Deutschland verwendeten Primär-Kupfers aus dem Ausland 

stammen (hier ergibt sich im Gegensatz zum Aluminium ein höherer KEA für im 

Ausland produziertes Primär-Kupfer), beträgt der KEA für den gewichteten Mix 

44.214 MJ/t. 

Ähnliche, allerdings geringere Effekte ergeben sich durch die Berücksichtigung der 

Seitenimporte von Tonerde und unraffiniertem Kupfer. Details sind Kap. B.3.4 bis B.3.6 

bzw. Kap. C.4 zu entnehmen. 

1.3 Sekundärmetall 

Eine weitere Fehlerquelle bei der Bestimmung des KEA ergibt sich aus der Möglichkeit, 

alle drei Metalle auch aus sog. Sekundär-Rohstoffen (hauptsächlich Schrotte) 

herzustellen. Es zeigt sich, daß sich unter Berücksichtigung dieser Sekundär-Metalle 

(Elektrostahl, Sekundär-Aluminium und Sekundär-Kupfer) im gewichteten Mix mit den 

Primär-Metallen ein wesentlich niedrigerer KEA ergibt. Zusätzlich sind bei den 

Prozeßketten für Kupfer und Aluminium auch die Importe von Sekundär-Metallen zu 

berücksichtigen. Es wird also zuerst der Mix zwischen importierten und in Deutschland 

produzierten Sekundär-Metallen gebildet und anschließend ergibt sich ein gewichteter 

KEA für den Mix aus Primär- und Sekundär-Metall. 

Die Ergebnisse sind in den folgenden Tabelle nochmals zusammengefaßt. 

120 KEAFe-Erz-Mix liegt höher als KEABauxit-Mix und KEAcu-Konzentrat-Mix (siehe auch Tabelle 5 im Bericht I). 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Tabelle 2: KEA der betrachteten Rohmetalle 

Metall 

Deutlich zu erkennen ist, daß der KEA für den Metall-Mix durchwegs niedriger liegt, als 

der für das Primär-Metall. Eine Vernachlässigung der Sekundär-Metalle würde 

demnach bei obigen Anteilen jeweils einen zwischen 15 und 32 % zu hohen KEA für das 

jeweils betrachtete Metall ergeben. 

Zudem wird deutlich, daß eine Veränderung der Primär/Sekundär-Anteile an der 

Landesproduktion, ebenso wie die Anteile von Import-Sekundär-Metall nicht 

unerhebliche Auswirkungen auf den KEA der in Deutschland verwendeten Halbzeuge 

haben. 

Die Berücksichtigung der Sekundär-Metalle kann aber auch zu gegenteiligen Effekten 

führen. Da z.B. Weißblech ausschließlich aus Primär-Metall sprich Oxygenstahl besteht, 

würde sich, wenn man von einem Warmband aus einem Stahl-Mix ausgehen würde, für 

den KEA von Weißblech ein zu niedriger Wert ergeben. 

1.4 Halbzeugimporte 

Ein Faktor blieb bei dieser Untersuchung bisher unberücksichtigt. Ziel war es, eine 

Sachbilanz für in Deutschland verwendete Halbzeuge zu ermitteln. Zusätzlich zu den 

Primär-, Sekundärrohstoffen, Zwischenprodukten und Rohmetallen werden aber 

ebenfalls fertige Halbzeuge im- und exportiert. Allgemein ist festzustellen, daß ca. 1/3 

der Halbzeugproduktion, die aus diesen Metallen bestehen, exportiert und ca. dieselbe 

Menge an Halbzeug wieder importiert wird (/Met/, /Brün/). Wie hoch der KEA dieser 

importierten Halbzeuge ist, kann aber nicht ermittelt werden, da man für jedes einzelne 

Exportland die in dieser Arbeit dargestellten Untersuchungen durchführen müßte. 

Dabei wird schnell klar, daß der Aufwand enorm wäre. Deshalb sollten die in dieser 

Arbeit ermittelten Ergebnisse als Werte für in Deutschland produzierte Halbzeuge 

angesehen werden. Obwohl die Halbzeugimporte zu 75 bis 95 % aus westeuropäischen 

Ländern stammen (/Met/, /Brün/) und somit von einer vergleichbaren Technik 

ausgegangen werden kann, wirken sich gerade die in den vorherigen Abschnitten 

besprochenen Effekte natürlich auch auf diese Länder aus. D. h. es kann keinesfalls 

angenommen werden, daß der KEA für die betrachteten Metalle in ähnlichen Bereichen 

liegt, da die Importstrukturen der Rohstoffe und Zwischenprodukte, ebenso wie die spez. 



KEA 

[GJ/Tonne] 

Anteil 

Oxygenstahl 18,7 76% 

Elektrostahl 8,7 24% 

Primär-Aluminium 204,1 74% 

Sekundär-Aluminium 15,7 26% 

Primär-Kupfer 43,2 58% 

Sekundär-Kupfer 30,7 42% 

KEA-Mix 

[GJ/Tonne] 

16,3 

155,0 

38,8


Primärenergieaufwendungen für die Bereitstellung elektrischer Energie für diese 

Länder gänzlich unbekannt sind. 

An dieser Stelle sei zudem noch erwähnt, daß selbst bei Kenntnis der oben genannten 

Daten, von Fall zu Fall ermittelt werden müßte, aus welchem Land schließlich das 

tatsächlich im zu bilanzierenden Endprodukt verbaute Halbzeug stammt. 

Eine Lösung all dieser in den vorherigen Abschnitten erwähnten Probleme ist entweder 

durch eine Reduktion der äußeren Variablen - z.B. man betrachte ein im Jahre 1995 in 

Deutschland produziertes Metall-Profil, für das alle Verfahrensschritte nach dem 

Bauxitimport in Deutschland ablaufen - oder durch eine wesentlich globalere 

Betrachtung unter der Akzeptanz der damit verbundenen Ungenauigkeiten zu 

erreichen. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


2 KEA von Sekundär-Metallen und Heizwert 

Der KEA eines Stoffes ist allgemein definiert als: 

KEA = KPA + KNA 

Zur Rekapitulation: 

Der KPA ist der Kumulierte Prozeßenergieaufwand und der KNA der Kumulierte 

Nichtenergetische Aufwand, also der Heizwert aller nicht als Energieträger genutzten 

Einsatzstoffe. 

Den Rohstoffen im Berg (Roheisenerzen, Bauxit, Cu-Erzen) wird vor dem Abbau ein 

KEA von Null zugewiesen, da es sich im wesentlichen um vollkommen oxidierte Stoffe, 

also um Stoffe ohne Heizwert handelt. Das wiederum bedeutet, daß z.B. Oxygenstahl 

erst durch das Verarbeiten dieser Roheisenerze im Laufe der Prozeßkette einen 

Heizwert bekommt. Der Heizwert ergibt sich also durch Zufuhr der Bindungsenergie 

während der Verarbeitungsschritte, wodurch der Sauerstoff abgespaltet werden kann 

und somit das betrachtete Metall gewonnen wird. 

Wie verhält es sich allerdings mit den Schrotten, die z.B. für Elektrostahl als Sekundär- 

Rohstoffe dienen? 

Als erste zu diskutierende Möglichkeit soll den Schrotten in der Deponie oder den 

Reststoffen eines Produkts, ein KEA von Null zugeschrieben werden. Der KEA, der z.B. 

Fe-Schrotten zugeschrieben wird, ist lediglich durch vorgelagerte Verfahren - hier ein 

Schreddern, Sortieren und Transportieren dieser Schrotte - bedingt. Der Heizwert dieser 

Schrotte wird für die Betrachtung der Halbzeugherstellung ausgeklammert. D.h. der 

KNA der Schrotte, der sich aus den Heizwerten ergibt, beträgt Null. 

Eine andere Möglichkeit wäre, einem Produkt aus einem Metall den Heizwert des 

Schrottes, zu dem Zeitpunkt, zu dem es nach der Nutzungsphase entsorgt wird, 

gutzuschreiben und somit den KEA des Produkts nachträglich zu verringern. Nun hat 

der Schrott einen KNA und dies wird dann im KEA des Sekundär-Rohstoffes und 

schließlich im Sekundär-Metall berücksichtigt. Insgesamt wäre der KEA des Primär- 

Metalls nach der Entsorgung um den Heizwert geringer und der KEA des Sekundär- 

Metalls entsprechend höher. Nach /KEA/ würde bei der Entsorgung des Sekundär- 

Metalls dann erneut der Heizwert gutgeschrieben und an den Tertiär-Rohstoff 

weitergegeben usw. Der Heizwert wird also von Nutzungsphase zu Nutzungsphase 

„durchgereicht“. 


ENERGIEWIRTSCHAFT

KEA von Sekundär-Metallen und Heizwert 115 

250 

KEA 

[GJ/t] 

200 

150 

100 

50 

0 

Heizwert 

Primär- 

Aluminium 


Aluminium 

Tertiär- 

Aluminium 

.......- 

Aluminium 

Abbildung 2: „Durchreichen“ des Heizwerts von Nutzungsphase zu Nutzungsphase 

am Beispiel das Aluminiums 121 

Wenn man allerdings, wie in der vorliegenden Arbeit, die Bilanzgrenze bei der 

Bereitstellung der Halbzeuge zieht, kann man noch nichts über die Nutzung bzw. über 

ein Recycling des Primär-Produktes aussagen. Streng genommen müßte man dem 

Schrott, aus dem im gleichen Zeitrahmen ein Sekundär-Produkt hergestellt wird, den 

KNA mitanrechnen und es ergäbe sich für das Sekundär-Metall ein erhöhter KEA. Der 

KEA für den Mix aus Primär- und Sekundär-Metall wäre letztlich zu hoch angesetzt. 

Anders betrachtet könnte man unter der Voraussetzung des idealen Recyclings den KNA 

aus dem Lebenszyklen-Kreislauf ausgrenzen, da sowohl das Primär-Metall als auch das 

Sekundär-Metall irgendwann einmal entsorgt und recycelt wird 122 . Dies ergäbe für den 

KEA des Mix einen zu niedrigen Wert. 

Dies zeigt - keine der Methoden ist optimal oder kann für sich beanspruchen, die einzig 

richtige zu sein. Da die in dieser Arbeit betrachteten Halbzeuge niemals ausschließlich 

aus Sekundär-Metall, sondern entweder nur aus Primär-Metall oder einem Mix aus 

beidem gefertigt werden, erscheint die als erstes beschriebene Methode als die 

„korrektere“, zumal man auch annehmen kann, daß die Metalle während ihrer Lagerung 

in Deponien oxidieren (rosten) und auf diese Weise ihren Heizwert zum Teil oder 

vollständig einbüßen können. Hinzuzufügen ist noch, daß eine isolierte Betrachtung des 

Sekundär-Metalls unabhängig vom primären Metall nicht sinnvoll ist, da es ohne 

Primär-Metall kein Sekundär-Metall gäbe. 

Bei der Betrachtung eines kompletten Lebenszyklusses sollte man jedoch das 

„Durchreichen“ des Heizwertes von Nutzungsphase zu Nutzungsphase favorisieren , da 

hierduch die tatsächlichen Gegebenheiten besser widergespiegelt werden. Problematisch 

dabei wäre allerdings, daß für alle eingesetzten Sekundär-Rohstoffe (Schrott o.ä.) der 

Oxidationsgrad ermittelt werden müßte, um den bei der Lagerung durch Oxidation 

zumindest teilweise eingebüßten Heizwert berücksichtigen zu können. 

121 Es wurde der KEA für in Deutschland produziertes Primär- und Sekundär-Aluminium dargestellt. 

122 Auch die Metalle der weiteren Nutzungsphasen werden recycelt. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Aus den oben aufgeführten Gründen und unter Berücksichtigung der Zielsetzung, die 

Prozeßenergieaufwendungen mit den damit verbundenen Emissionen bei der 

Prdoduktion unterschiedlicher Metalle darzustellen, erscheint die in dieser Studie 

gewählte Vorgehensweise als die zielführendste. 


ENERGIEWIRTSCHAFT


Literaturverzeichnis 

Anhang 

AGE 93 Arbeitsgemeinschaft Energiebilanzen: Energiebilanzen der Bundesrepublik 

Deutschland: Band III (1991). Frankfurt a. M.: Verlags- und Wirtschaftsgesellschaft 

der Elektrizitätswerke mbH, 1993 

AlMB Aluminium-Zentrale; „Aluminium-Merkblatt“ Nr. W1; Aluminium-Verlag Marketing 

und Kommunikations GmbH; 5. Auflage; Düsseldorf 

AlTB W. Hufnagel; „Aluminium-Taschenbuch“; Aluminium-Verlag Marketing und 

Kommunikations GmbH; Düsseldorf 1988 

Bund Drucksache 13/6833 vom 28.01.97, Antwort der Bundesregierung auf die große 

Anfrage der Abgeordneten Dr. F. Rochlitz, M. Hustedt, G. Altmann, A. Schmidt und 

der Fraktion BÜNDNIS 90/DIE GRÜNEN (Drucksache 13/5247) bezüglich des Themas 

„Aluminium - ökonomische, ökologische und soziale Folgen“ 

Bur Telefonische Mitteilung von Hr. Buhrfeindt, Betriebsleiter des Aluminiumoxidwerks 

Stade (AOS) in Stade 

Chem Charles E. Mortimer; „Chemie - Das Basiswissen der Chemie“; Georg Thieme Verlag; 

5. Auflage; New York 1987 

Corr R. Corradini; „Ganzheitliche Bilanzierung von Metallen“; Diplomarbeit am Physik- 

Department der TU München; München November 1997 

CuV Kupfer-Vorkommen, Gewinnung, Eigenschaften, Verarbeitung, Verwendung"; 

Informationsdruck Nr. i004 des Deutschen Kupferinstituts (DKI); Düsseldorf 2/97 

Die Diercke Weltatlas; Auflage 1994; Georg Westermann Verlag; Braunschweig 1988 und 

Auflage 1981; Georg Westermann Verlag; Braunschweig 1980 

EAA „Ecological Profile Report for the European Aluminium Industry“; European 

Aluminium Association; Brüssel 1996 

Emi „Emissionsfaktoren für öffentliche Kraftwerke der BRD (alte Bundesländer) Standard- 

West“; Unveröffentlichte Studie an der Forschungsstelle für Energiewirtschaft; 

München 1993 

ESE K-H. Heinen; „Elektrostahl-Erzeugung“; Stahleisen-Verlag; Düsseldorf 1997 

EvF Technisches Informationsmaterial der Firma Thyssen Stahl AG in Duisburg; 

„Elektrolytisch veredeltes Feinblech, Electoplated Steel Sheet“; Best.-Nr. 2070; 

Duisburg 1996 

Fab Technisches Informationsmaterial der Grube Fabrica in Brasilien; Ferteco Mineração; 

4 Broschüren aus den Jahren 1987 und 1993; bezogen über Hr. Dr. Kegler bei der 

Exploration und Bergbau GmbH Holding; Düsseldorf 

Fri J. Friedrich; „Kumulierter Energieaufwand von Weißblechgetränkedosen“; 

Diplomarbeit am Lehrstuhl für Energie- und Kraftwerkstechnik der TU München 

1991 


ENERGIEWIRTSCHAFT

A-2 Anhang 

FvF Technisches Informationsmaterial der Firma Thyssen Stahl AG in Duisburg; 

„Feuerverzinktes Feinblech, Hot-dip Galvanized Sheet“; keine Angaben zur Best.-Nr.; 

Duisburg 1993 

GEM3 U. Fritsche, L. Rausch; „Gesamt-Emissions-Modell Integrierter Systeme (GEMIS) 

Version 3.08"; Programm zur Analyse der Umweltaspekte von Energie-, Stoff- und 

Transportprozessen; Öko-Institut; Darmstadt/Freiburg/Berlin/Kassel Dezember 

1989 - 1999 

Har Telefonische Mitteilung von Hr. Hardwig von der Krupp AG, Abt. Binnenschiffahrt in 

Duisburg bzw. zugesandte Kurzinforamtionen von Hr. Hardwig; 1997 

Hoch H. Scheppe; „Was der Hochöfner von seiner Arbeit wissen muß“; Stahleisen-Verlag; 

Düsseldorf 1992 

IZW Informationszentrum Weissblech; "Ökobilanzdaten für Weißblech und ECCS"; Oktober 

1995 

KEA W. Mauch; „Kumulierter Energieaufwand für Güter und Dienstleistungen - Basis für 

Ökobilanzen“; Dissertation am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und 

Kraftwerkstechnik, München 1993 

Keg Telefonische Mitteilung von Hr. Dr. Kegler von der Exploration und Bergbau GmbH in 

Düsseldorf bzw. zugesandte Kurzinformationen von Hr. Kegler; 1997 

Leo G. Mori, P. Paschen; „Stofflüsse, Energieverbräuche und Reststoffmengen in der 

Aluminium- und Kupferindustrie“; Unveröffentlichte Studie des Instituts für 

Technologie und Hüttenkunde der Nichteisenmetalle an der Montanuniversität 

Leoben; Leoben 1997 

MdS K. Schwerdtfeger; „Metallurgie des Stranggießens“; Stahleisen-Verlag; Düsseldorf 

1992 

ME „Metallische Elektrolyse“; Technisches Informationsmaterial der Firma RWE Energie 

in Essen; Heft aus der Reihe RWE-Verfahrensinformation; Essen 1985 

Met „Metallstatistik 1985-1995“; Metallgesellschaft AG; Frankfurt am Main 1996 

Par Oslo and Paris Comission; „Industrial Sectors: Best available Technology 1992 - 

Primary Aluminium Industry Sep 1992“; Auszug bezüglich der Anodenherstellung für 

die Aluminium-Industrie; Seite 95-123; Oslo and Paris Comission; London 1992 

RCu "Recycling von Kupferwerkstoffen"; Informationsdruck i027 des Deutschen Kupfer- 

Instituts (DKI); Düsseldorf 

Rom persönliche und telefonische Mitteilung von Hr. Rombach am Institut für 

MEtallhüttenwesen und Elektrometallurgie der RWTH Aachen 

SBFe J. A. Philipp, P. Eyerer, S. Erve, M. Schuckert, W. Theobald, W. Volkhausen; 

„Ökobilanzen für Stahlprodukte - Sachstand und Perspektiven“; Sonderdruck aus 

Stahl und Eisen 114, (1994) Nr. 11; Seite 71-78; Stahleisen-Verlag Düsseldorf 

SBFe2 J. A. Philipp, W. Theobald, W. Volkhausen; „Fortschreibung der Ökobilanz für 

Stahlprodukte“; Stahl und Eisen 116, (1996) Nr. 11; Seite 99-104; Stahleisen-Verlag 

Düsseldorf 

SBCu K.H. Bruch, D. Gohlke, C. Kögler, J. Krüger, M. Reuter, I. v. Röpenack, E. Rombach, 

G. Rombach, P. Winkler; "Sachbilanz einer Ökobilanz der Kupfererzeugung und - 

verarbeitung"; Sonderdruck Nr. s.198 des Deutschen Kupfer-Instituts (DKI); 

Düsseldorf 1995 


ENERGIEWIRTSCHAFT


SE1 Helmut Wilps; „Die Erzversorgung der deutschen Stahlindustrie und ihre 

Auswirkungen auf die Umwelt“; Stahl und Eisen 112 (1992) Nr. 5; Seite 55-62; 

Stahleisen Düsseldorf 

SE2 Karlheinz Rösener, Claus N. A Siebel.; „Strukturwandel im Eisenerzbergbau und auf 

dem Weltmarkt für Übersee-Erze“; Stahl und Eisen 116 (1996) Nr. 1; Seite 29-34; 

Stahleisen Düsseldorf 

SE3 Hansjörg Rietzsch; „Seetransport und Umschlag von Eisenerzen“; Stahl und Eisen 114 

(1994) Nr. 3; Seite 79-85; Stahleisen Düsseldorf 

SE4 Konjunkturdaten der deutschen Stahlindustrie für 1995; Stahl und Eisen 116 (1996) 

Nr. 3; Seite 110; Stahleisen Düsseldorf 

SE5 H. M. Aichinger, G. W. Hoffmann, M. Seeger; „Rationelle und umweltverträgliche 

Energienutzung in der Stahlindustrie der Bundesrepublik Deutschland“; Stahl und 

Eisen 111 (1991) Nr. 4; Seite 43-51; Stahleisen Düsseldorf 

SE8 Rudolf Jeschar, Gerrit Dombrowski; “Beurteilung und Bewertung der Nutzung von 

Kohlenstoff- und Kohlenwasserstoffträgern zur Eisenerzreduktion“; Stahl und Eisen 

116 (1996) Nr. 8; Seite 81-87; Stahleisen Düsseldorf 

SES O.Rentz, H. Püchert, T. Penkuhn, T. Spengler; „Stoffstrommanagement in der Eisenund 

Stahlindustrie“ Konkretisierung des § 5 Abs. 1 Nr. 1 Nr. 3 BImSchG; 

Forschungsbericht 10406001; Deutsch-Französisches Institut für Umweltforschung, 

Universität Karlsruhe (TH); Umweltbundesamt; Berlin 1996 

TdC W. Schröter, K.-H. Lautenschläger, H. Bibrack; „Taschenbuch der Chemie“; Harri 

Deutsch Verlag; 11. Auflage; Frankfurt a. Main 1984 

SF „Stahlfibel“; Verein deutscher Eisenhüttenleute; Stahleisen-Verlag; Düsseldorf 1989 

vEzS „Vom Erz zum Stahl“; Schaubild und Kurzbeschreibung der Stahlprozeßkette; 

Stahlinformations-Zentrum; Düsseldorf 1995 

VDEW Fichtner Development Engineering (FDE); „VDEW-GEMIS-Datensatz, Energiebedarf 

und Emissionen von Kraftwerken und Prozessen“, erstellt im Auftrag der Vereinigung 

Deutscher Elektrizitätswerke - VDEW - e.V.; Mai 1996 

WB Technisches Informationsmaterial der Firma Thyssen Stahl AG in Duisburg; 

„Warmband, Hot-rolled Coil and Strip“; Best.-Nr. 0500; Duisburg 1996 

Wen Telefonische Mitteilung von Hr. Wens vom Rohstoffhandel in Düsseldorf bzw. 

zugesandte Kurzinformationen von Hr. Wens; 1997 


ENERGIEWIRTSCHAFT



Teil IV Kunststoffe 

Auftraggeber: 

Bayerische 



Bearbeitet am Lehrstuhl für Energiewirtschaft 

und Anwendungstechnik der TU München 

Bearbeiter: 

P. Tzscheutschler 





Tel.: (089) 158 121 - 0 

Fax: (089) 158 121 - 10 



Einführung 


1 Rahmenbedingungen zur Bilanzierung.......................................................................................... 1 

2 Allokation des KEA bei mehreren Outputprodukten .................................................................... 1 

3 KEA für Anlagen und Betriebsmittel .............................................................................................. 2 

4 Emissionen........................................................................................................................................ 2 

A. Polyethylen 

1 Einleitung .......................................................................................................................................... 5 

2 Rohstoffe ........................................................................................................................................... 6 

2.1 Bereitstellung der Rohstoffe.............................................................................................................................6 

2.2 Energetische Daten..........................................................................................................................................6 

2.3 KEA und Emissionen .......................................................................................................................................7 

3 PE-Granulate ..................................................................................................................................... 8 

3.1 Herstellung.......................................................................................................................................................8 

3.2 Energetische Daten..........................................................................................................................................9 

3.3 KEA und Emissionen .......................................................................................................................................9 

4 Folie aus LDPE................................................................................................................................ 10 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................10 

4.2 Energetische Daten........................................................................................................................................11 


B. Polypropylen 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 13 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 14 




3 PP-Granulat ..................................................................................................................................... 15 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................15 



4 PP-Spritzgußteil .............................................................................................................................. 16 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................16 



i


C. Polyvinylchlorid 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 17 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 18 




3 PVC-Pulver ...................................................................................................................................... 19 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................19 



4 PVC-Kabelisolierung ...................................................................................................................... 20 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................20 



D. Polystyrol 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 23 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 23 




3 PS-Granulat ..................................................................................................................................... 26 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................26 



4 EPS-Dämmstoff............................................................................................................................... 29 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................29 



E. Acrylnitril-Butadien-Styrol 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 33 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 34 




3 ABS-Granulat .................................................................................................................................. 35 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................35 



4 ABS-Spritzgußteil ........................................................................................................................... 36 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................36 


4.3 KEA und Emissionen .....................................................................................................................................36

F. Thermoplastische Polyolefine 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 38 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 39 




3 TPO-Pulver ...................................................................................................................................... 39 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................39 



4 TPO-Folie......................................................................................................................................... 40 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................40 



G. Polyurethan 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 43 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 44 




3 PU-Hartschaum............................................................................................................................... 45 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................45 



4 PU-Weichschaum ........................................................................................................................... 45 

4.1 Herstellung.....................................................................................................................................................45 



H. Epoxidharz 

1 Einleitung ........................................................................................................................................ 49 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 50 




3 Epoxidharz ...................................................................................................................................... 51 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................51 



iii

iv Inhaltsverzeichnis 

I. Styrol-Butadien-Kautschuk 

1 Einleitung......................................................................................................................................... 53 

2 Rohstoffe ......................................................................................................................................... 54 




3 Styrol-Butadien-Kautschuk ........................................................................................................... 54 

3.1 Herstellung.....................................................................................................................................................54 



Anhang 

1 Literaturverzeichnis...................................................................................................................... A-1 

2 Weiterführende Literatur.............................................................................................................. A-3

Einführung 

Wegen ihrer vielfältigen Eigenschaften wie z.B. Resistenz gegen Chemikalien und 

Umwelteinflüsse, gute Formbarkeit, Stabilität bei vergleichsweise geringem Gewicht 

und je nach Kunststoffart auch Thermoplastizität, Elastizität, Färbbarkeit steigt der 

Anteil von Kunststoffen an beinahe beliebigen Produkten stetig an. Gleichzeitig ist 

jedoch der Lebensweg von Kunststoffen von der Förderung und dem Transport der 

Rohstoffe (vorwiegend Mineralöle) über die Prozesse der petrochemischen Industrie bis 

zur Entsorgung mit erheblichen Umwelteinflüssen verbunden. 

Ein Teil dieses Lebensweges, die Herstellung, wird in der folgenden Studie detailliert 

betrachtet. Wegen der Komplexität der untersuchten petrochemischen Prozesse sind 

detaillierte Informationen, wie sie für die im Rahmen dieses Projektes durchgeführte 

Prozeßkettenanalyse notwendig sind, jedoch nur schwer zu erhalten. Daher 

muß - insbesondere bei den Emissionen - mit Abschätzungen gearbeitet werden. 

1 Rahmenbedingungen zur Bilanzierung 

Der Bilanzraum für die Herstellung der Kunststoffe und Kunststoffprodukte ist 

Deutschland. Es werden die sich aus den entsprechenden Vorketten ergebenden 

Bereitstellungsnutzungsgrade der eingesetzten Energieträger verwendet. Da ein 

erheblicher Anteil der in Deutschland zur Stromerzeugung, Herstellung von Kraftstoffen 

oder zum direkten Einsatz bestimmten Energieträger aus dem Ausland importiert 

werden, berücksichtigen die in /FfE98/ angegebenen Werte auch länderspezifische 

Unterschiede in den Vorketten. 

Für die Bilanzierung muß teilweise auf Daten zurückgegriffen werden, die sich auf in 

Europa bestehende Anlagen beziehen. Wird unterstellt, daß sich die Endenergieverbräuche 

eines Prozesses im Ausland nicht von denen des gleichen Prozesses in 

Deutschland unterscheiden, so können aus diesen Daten unter Verwendung der 

entsprechenden Vorketten für Deutschland gültige Primärenergieaufwendungen 

abgeleitet werden. 

2 Allokation des KEA bei mehreren Outputprodukten 

Bei zahlreichen Prozessen in der Mineralölverarbeitung und der chemischen Industrie 

entsteht nicht das Zielprodukt allein, sondern daneben auch eine Reihe weiterer 

nutzbarer Nebenprodukte. So entstehen z.B. beim Steamcracking neben Rohstoffen für 

die Kunststoffherstellung - Ethylen und Propylen - verschiedene Fraktionen, die Stoffe 

enthalten, die als Chemiegrundstoffe, als Energieträger in der Raffinerie oder auch zur 

Erzeugung von Kraftstoffen eingesetzt werden. Daraus ergibt sich die Notwendigkeit, 

den KEA auf die Outputprodukte aufzuteilen (Allokation). 

Bei den Hauptprodukten der Raffinerien handelt es sich um Kraft- und Brennstoffe, die 

fast ausschließlich als Energieträger eingesetzt werden. Die Produktion von 

Chemiegrundstoffen (Ethylen, Propylen, u.a.) ist dagegen mengenmäßig von nur 

1

2 Einführung 

untergeordneter Bedeutung. Aus diesem Grund ist es hier sinnvoll die Allokation des 

KEA auf die Outputprodukte proportional zu deren Energieinhalt (Heizwert, HU) 

durchzuführen. 

Zur Herstellung von Kunststoffen werden jedoch auch Stoffe eingesetzt, deren 

Energieinhalt von geringer Bedeutung sind, z.B. Chlor und Ca(OH)2. Hier würde eine 

Allokation des KEA proportional zum Energieinhalt der Outputprodukte die Ergebnisse 

verzerren. In solchen Fällen wird eine massenproportionale Aufteilung des KEA 

durchgeführt. 

3 KEA für Anlagen und Betriebsmittel 

Aus /FfE98/ läßt sich über die Umwandlungsnutzungsgrade und die 

Bereitstellungsnutzungsgrade von Mineralölprodukten der KEA zur Herstellung der 

erforderlichen Anlagen (Raffinerie) mit rund 0,7% des spezifischen Energieinhalts der 

ausgestoßenen Produkte ableiten. Überträgt man diesen Wert auf Ethylen (Heizwert 

bzw. spezifischer Energieinhalt 47,2 MJ/kg), so beträgt der KEA der Produktionsanlagen 

0,33 MJ/kgEthylen. 

Der Anteil der erforderlichen Produktionsanlagen liegt bei einem KEA für Ethylen von 

56,2 MJ/kg damit deutlich unter 1% und somit unter der Genauigkeit, mit der die Daten 

erhoben wurden und ausgewiesen werden können. Ähnliches gilt auch für die anderen 

bilanzierten Kunststoffe und Kunststoffprodukte. 

Aus diesen Gründen ist es zulässig den Anteil der Anlagen und Betriebsmittel am KEA 

der Kunststoffe und Kunststoffprodukte - wie soeben am Beispiel von Ethylen 

durchgeführt - abzuschätzen. 

4 Emissionen 

Analog zu den anderen GABIE-Teilprojekten wurden auch für die petrochemischen 

Prozesse in diesem Teilbericht Standard-Emissionsfaktoren zugrundegelegt, um die 

Emissionen bei der Verbrennung der energetisch genutzten Materialien zu bestimmen. 

Darüberhinaus ist die genaue Zusammensetzung der in der petrochemischen Industrie 

eingesetzten Energieträger (z.B. Raffineriegas) nicht bekannt, so daß Abschätzungen mit 

ähnlichen, bekannten Energieträgern durchgeführt werden mußten. 

Der Vergleich der so ermittelten Emissionen mit Werten aus z.B. /Boust93/ liefert 

folgende Ergebnisse: 

• Die hier berechneten CO2-Emissionen liegen meist über den Vergleichswerten aus 

/Boust93/, was sowohl auf einen weiteren Bilanzraum als auch auf eine 

unterschiedliche Brennstoffzusammensetzung zurückgeführt werden kann. 

• Bei den SO2 und NOx-Emissionen zeigen sich deutliche Abweichungen. /Boust93/ 

weist hier deutlich höhere Werte aus. Während höhere NOx-Emissionen auf 

ungünstige Verbrennungsprozesse hinweisen, sind die Abweichungen bei den SO2- 

Emissionen auf höhere Schwefelanteile in den Brennstoffen zurückzuführen. Da über 

beide Einflußparameter keine detaillierten Informationen vorliegen, können die hier

Emissionen 3 

ermittelten Emissionswerte nur als Abschätzung bzw. als untere Grenze für die 

Emissionsmengen angenommen werden. 

• Die in /Boust93/ als Summenwert angegebenen Kohlenwasserstoffemissionen 

stimmen im rahmen der angestrebten Genauigkeit weitestgehend mit der Summe 

der hier berechneten CH4- und NMVOC-Emissionen überein. 

• Bei den sonstigen Emissionen zeigt sich keine einheitliche Tendenz. Die Werte 

werden der Vollständigkeit halber angegeben, sollten wegen der vielfältigen 

Einflußparameter jedoch nur als Anhaltswerte verwendet werden.

1 Einleitung 

A. Polyethylen 

Polyethylen ist - mit einem Bedarf von über 2.000 kt im Jahr 1995 - der am häufigsten in 

Deutschland verwendete Kunststoff. Durch unterschiedliche Polymerisationsverfahren 

können von diesem Thermoplast drei verschiedene Qualitäten hergestellt werden. 

Polyethylen mit niedriger Dichte (low density PE, LDPE), Polyethylen mit niedriger 

Dichte und linearer Vernetzung (linear low density PE, LLDPE) und Polyethylen mit 

hoher Dichte (high density PE, HDPE). Die mechanischen Eigenschaften steigen mit der 

Dichte, so daß Zug- und Temperaturfestigkeit von HDPE höher liegen als von LDPE und 

LLDPE. 

Bevorzugte Anwendungen für LDPE und LLDPE sind Folien, HDPE wird zu 

Hohlkörpern (z.B. Getränkeflaschen), Spritzgußteilen und Rohren verarbeitet. 

Als Beispiel für ein Kunststoffprodukt aus Polyethylen wird die Herstellung von Folie 

aus LDPE bilanziert. Eine Übersicht über die Produktionsschritte vom Erdöl zur LDPE- 

Folie gibt Abbildung A-1 

Raffinerie 

Polymerisation 

zu LDPE 

LDPE- 

Granulat 

Folienherstellung 

LDPE-Folie 

Erdöl 

Exploration, Aufbereitung, 

Transport 

Erdöl 

Steamcracking 

Ethylen 


zu LLDPE 

LLDPE- 

Granulat 

Destillation 

weitere Prozesse 


zu HDPE 

HDPE- 

Granulat 

Abbildung A-1: Strukturbild zur Herstellung von LDPE-Folie 

5

6 A. Polyethylen 

2 Rohstoffe 


Ethylen, der Rohstoff für die Polymerisation von Polyethylen, wird überwiegend durch 

Steamcracking aus verschiedenen Raffinerieprodukten gewonnen. In den Cracker wird 

überwiegend Naphtha (Rohbenzin) aber auch Ethan, Flüssiggas und Gasöl eingesetzt. 

Durch die Einleitung von Dampf bei hohen Temperaturen (850°C) werden die 

Einsatzstoffe in ungesättigte kürzere Kohlenwasserstoffmoleküle - darunter Ethylen 

und Propylen - gespalten. 


Der Nutzungsgrad für die Bereitstellung des in deutschen Raffinerien eingesetzten 

Rohöls beträgt 96,4% /FVV98/. Dies bedeutet, daß 3,6% des Energieinhalts für die 

Exploration, Förderung, Aufbereitung und den Transport zu den Raffinerien in 

Deutschland benötigt werden. 

Das in der petrochemischen Industrie eingesetzte Naphtha wird direkt aus der 

Destillation gewonnen. Ethan, Flüssiggas und Gasöl werden dieser und weiteren 

Produktionsstufen einer Raffinerie entnommen. Der Prozeßenergiebedarf zur 

Gewinnung von Naphtha, Ethan, Flüssiggas und Gasöl aus Rohöl beträgt zwischen 1,3 

und 3,5 MJ/kg. 

In der Raffinerie werden als Energieträger zu über 80% raffinerieeigene Stoffe - vor 

allem Raffineriegas und schweres Heizöl - eingesetzt. Rund 15% des Energiebedarfs wird 

durch Zukauf, in erster Linie von Erdgas, gedeckt. Die restlichen rund 5% werden als 

Strom aus dem öffentlichen Netz bezogen. Ein Teil der Energieträger werden in 

raffinerieeigenen Heizkraftwerken zur Prozeßdampf- und Stromeigenerzeugung 

verfeuert. /EBI94/ 

Im Steamcracker werden die Einsatzstoffe Ethan, Flüssiggas und Gasöl zu Ethylen, 

Propylen und einer Reihe weiterer Kohlenwasserstoffverbindungen (darunter Wasserstoff, 

Methan, Raffineriegas und Aromate) aufgespalten. Insgesamt entstehen im 

Cracker aus 3,2 kg Einsatzstoffen 1,0 kg Ethylen, 0,5 kg Propylen und 1,7 kg an 

weiteren Kohlenwasserstoffverbindungen. Ein Teil der Koppelprodukte wird zur 

Rohstofferzeugung in der chemischen Industrie verwendet, der überwiegende Teil 

(Wasserstoff, Methan) wird direkt zur Beheizung des Crackers bzw. zur Strom- 

/Dampferzeugung in der Raffinerie genutzt. An Prozeßenergie werden im Steamcracker 

6,5 MJ/kgOutput Brennstoffe (inkl. Dampferzeugung) und 0,1 MJ/kgOutput Strom benötigt. 

/Joost98/ 

Die Gewinnung von Ethylen findet direkt in der Raffinerie statt, in der die Einsatzstoffe 

erzeugt werden. Die Transportaufwendungen innerhalb der Raffinerie können vernachlässigt 

werden, Transporte außerhalb der Raffinerie finden nicht statt.

Rohstoffe 7 


Da rund 60 % des Ethylens durch Steamcracking von Naphta hergestellt werden, sind 

die Energieströme dieses Prozesses in Abbildung A-2 dargestellt. 

Raffineriegas (FCC) 

aus Raffinerie - D 

23.32 MJ (41,7 %) 

Mineralölprodukte in 

Raffineriefeuerung - D 

4.52 MJ (8,1 %) 

Rohöl frei Raffinerie - D 

150.57 MJ (269,5 %) 

Verbrennung von 

Raffineriegas Deutschland 

Raffineriegas (FCC) in 

Raffineriefeuerung - D 

23.32 MJ (41,7 %) 

von Naphta 

55.88 MJ (100,0 %) 

155.09 MJ (277,5 %) 


0.92 MJ (1,7 %) 

1.02 MJ (1,8 %) 

0.11 MJ (0,2 %) 

6.57 MJ (11,8 %) 

4.26 MJ (7,6 %) 

29.60 MJ (53,0 %) 

37.38 MJ (66,9 %) 

17.82 MJ (31,9 %) 

28.74 MJ (51,4 %) 

Deutschland 

0.00 MJ (0,0 %) 


ab Kraftwerk 

0.92 MJ (1,6 %) 

Abbildung A-2: KEA-Flußdiagramm der Ethylenherstellung durch Steamcracking von 

Naphta


In Tabelle A-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Ethylenproduktion und die für das Zielprodukt Ethylen resultierenden 

Werte dargestellt. 

Der Kumulierte Energieaufwand zur Herstellung von Ethylen errechnet sich, unter 

Berücksichtigung der Anteile der eingesetzten Stoffe, zu 56,2 MJ/kg. In diesen Wert geht 

neben den kumulierten Energieaufwendungen zur Bereitstellung der Inputstoffe 

(48,2 MJ/kgEthylen) und den primärenergetischen Prozeßenergieverbräuchen 

(7,6 MJ/kgEthylen) auch der KEA für die Anlagen und Betriebsmittel (0,3 MJ/kgEthylen) ein. 

Tabelle A-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Polyethylenherstellung 

Produkt 

alle Werte je kg 

3 PE-Granulate 


Für die Polymerisation von Ethylen zu Polyethylen kommen mehrere Verfahren zur 

Anwendung: 

• Massepolymerisation 

• Niederdruckpolymerisation 

• Lösungspolymerisation 

• Fällungspolymerisation 

KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Bei der Massepolymerisation verbinden sich die Monomere bei hoher Temperatur (ca. 

200°C) und hohem Druck (1.500 - 2.000 bar) im flüssigen Zustand zu Polymeren, 

während sich die Reaktanden bei der Niederdruckpolymerisation im gasförmigen 

Zustand befinden und sich mit Hilfe eines Katalysators zu Molekülketten verbinden. Für 

die Lösungspolymerisation wird dem Ethylen ein Lösungsmittel (z.B. Xylol) zugegeben. 

Durch Zugabe von Katalysatoren erfolgt dann die Polymerisation zu Polyethylen. 

Anschließend wird das Lösungsmittel verdampft, um das PE in Reinform zu gewinnen. 

Ähnlich läuft auch die Fällungspolymerisation ab, es wird dabei ein Lösungsmittel 

verwendet, in dem das Monomer nicht jedoch das Polymer löslich ist. Das so erzeugte 

Polyethylen fällt daher aus der Lösung aus. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Naphtha 47,0 0,365 0,6 2,2 1,0 4,3 8,0 0,0 0,2 

Flüssiggas 51,3 0,530 0,8 2,7 1,2 4,7 8,4 0,0 0,2 

Gasöl 46,8 0,432 0,7 2,4 1,0 4,3 7,8 0,0 0,2 

Ethan 52,2 0,495 0,8 2,7 1,2 4,8 8,6 0,0 0,2 

Ethylen 56,2 0,965 1,0 3,2 1,6 5,7 9,4 0,0 0,3 

z. Vergleich: 

Ethylen nach /Boust93b/ 0,529 0,6 6,0 4,0 7,0 - 1,0 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

PE-Granulate 9 

Tabelle A-2 zeigt die Anteile der Polymerisationsverfahren für die Herstellung von 

LDPE, LLDPE und HDPE in Deutschland. 

Tabelle A-2: Anteile der Verfahren bei der Herstellung von Polyethylen /Joost98/ 


Bei der Polymerisation von LLDPE und HDPE werden, abhängig vom angewandten 

Verfahren, zur Herstellung von 1 kg LLDPE bzw. HDPE zwischen 0,3 und 1,8 MJ 

Dampf zur Beheizung der Reaktoren und ggf. zum Austreiben des Lösungsmittels 

benötigt. Bei der Massepolymerisation von LDPE entsteht dagegen Dampf (0,4 MJ/kgPE), 

der für andere Prozesse verwendet werden kann. Für elektrische Antriebe und zur 

Druckerzeugung werden zwischen 0,3 und 0,7 kWh Strom je Kilogramm PE benötigt. 

Die Granulierung des Rohpolyethylens erfordert weitere 0,2 - 0,3 kWh/kgPE elektrischer 

Energie. /Joost98/, /SEP/ 

Teilweise befindet sich der Polymerhersteller in der Nähe der Raffinerie bzw. ist die 

Polymerisation direkt an die Raffinerie gekoppelt. Es wird daher für die Anlieferung des 

Ethylens ein Lkw-Transport mit einer durchschnittlichen Entfernung von 50 km 

angesetzt. 

In den folgenden Berechnungen ist ein Materialverlust bei der Herstellung von 

Polyethylen in Höhe von 2% der Einsatzstoffe einkalkuliert. 


LDPE LLDPE HDPE 

Massepolymerisation 100% - - 

Niederdruckpolymerisation - 60% 10% 

Lösungspolymerisation - 20% 15% 

Fällungspolymerisation - 20% 75% 

In Tabelle A-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Polyethylengranulaten in den unterschiedlichen Qualitäten angegeben.


Tabelle A-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polyethylengranulaten 

Produkt 


4 Folie aus LDPE 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

In einem Extruder wird das LDPE-Granulat aufgeschmolzen und verläßt ihn als 

Endlosschlauch. Unmittelbar nach Austritt aus dem Extruder wird der Schlauch aus 

zähflüssigem Polyethylen mit Luft aufgeblasen bis die gewünschte Folienstärke erreicht 

ist. Zum Abkühlen durchläuft die Folie danach ringförmig angeordnete Luftdüsen. 

Hierbei erstarrt das PE, so daß die Folie zugeschnitten und anschließend aufgewickelt 

werden kann. Abbildung A-3 zeigt die Massenströme bei der Folienherstellung. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

LDPE-Granulat 67,0 1,54 1,26 3,90 1,99 6,86 9,53 0,03 0,32 

z. Vergleich: 

LDPE nach /Boust93c/ 1,25 0,9 12,00 9,00 21,00 - 3,00 

LLDPE-Granulat 64,6 1,42 1,21 4,28 2,75 6,92 9,74 0,02 0,42 

z. Vergleich: 

LLDPE nach /Boust93c/ 0,61 0,7 7,90 2,70 14,00 - 1,10 

HDPE-Granulat 65,3 1,51 1,23 4,98 3,82 7,40 9,91 0,02 0,56 

z. Vergleich: 

HDPE nach /Boust93c/ 0,94 0,60 10,00 6,00 21,00 - 2,00 

z. Vergleich: 

HDPE nach /GEM/ 111,4 3,42 1,87 11,61 4,07 2,79 7,83 0,10 0,72 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Folie aus LDPE 11 

LDPE-Granulat 

1.02 kg (102.0 %) 

LDPE-Folie 

1.00 kg (100,0 %) 

1.04 kg (104,0 %) 

0.02 kg (2,0 %) 

0.02 kg (2,0 %) 

Abbildung A-3: Massenflußdiagramm der LDPE-Folien-Herstellung 


Nach /Boust97b/ werden 0,5 kWh Strom für die Herstellung von 1 kg LDPE-Folie aus 

LDPE-Granulat benötigt. Der Materialverlust beträgt dabei rund 2% des eingesetzten 

Granulats. 

Für die Anlieferung des LDPE-Granulats beim Folienhersteller wird ein Lkw-Transport 

mit einer Transportentfernung von 500 km angesetzt. 


In Tabelle A-4 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

LDPE-Folie angegeben; Abbildung A-4 zeigt die entsprechenden Energieaufwendungen.


LDPE-Granulat 

68.3 MJ (91,6 %) 

LDPE-Folie 

74.60 MJ (100,0 %) 

58.44 MJ (78,3 %) 


0.06 MJ (0.1 %) 


10.06 MJ (13,5 %) 

0.34 MJ (0,5 %) 

0.58 MJ (0,8 %) 


0.60 MJ (0,8 %) 


5.38 MJ (7,2 %) 

0.30 MJ (0,4 %) 

Abbildung A-4: KEA-Flußdiagramm der Folienherstellung aus LDPE 

Wie im Bild zu erkennen ist, beträgt der KEA des Vorprodukts (LDPE-Granulat) über 

90 % des KEA des Endprodukts. Die eigentliche Folienherstellung hat einen Anteil von 

weniger als 10 %. 

Tabelle A-4: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von Folie 

aus LDPE 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Folie aus LDPE 74,6 1,92 1,5 5,0 2,3 7,6 9,8 0,0 0,4 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

B. Polypropylen 

Polypropylen (PP) ist ein Thermoplast mit hoher Steifigkeit, Härte und Festigkeit. 

Polypropylen lag - mit einem Bedarf von knapp 1.000 kt in 1995 - hinter PE und PVC an 

dritter Stelle der in der BRD verarbeiteten Thermoplaste. Rund 1/3 des erzeugten 

Polypropylens wird in der Verpackungsindustrie eingesetzt (Folien und Spritzgußteile) , 

ein weiteres Viertel wird zu Textilfasern verarbeitet. Ein weiteres Einsatzgebiet ist die 

Automobilindustrie (z.B. Pkw-Stoßfänger). 

Als Beispiel für ein Kunststoffprodukt aus Polypropylen wird im folgenden ein PP- 

Spritzgußteil bilanziert, wie es im Automobilbau Verwendung findet. Die 

Produktionsschritte sind schematisiert in Abbildung B-1 dargestellt. 

Raffinerie 

Erdöl 


Transport 

Erdöl 

Steamcracking 

Propylen 

Destillation 


PP- 

Granulat 

weitere Prozesse 

Spritzgießen 

PP-Spritzgußteil 

FCC-Prozeß 

Abbildung B-1: Strukturbild zur Herstellung von PP-Spritzgußteilen 

13

14 B. Polypropylen 

2 Rohstoffe 


Der Rohstoff, aus dem Polypropylen hergestellt wird, ist Propylen. Etwa 80% des zur 

Kunststoffherstellung eingesetzten Propylens werden in der Raffinerie durch den in 

Kapitel A.2.1 erläuterten Steamcracking-Prozeß gewonnen, auf den an dieser Stelle 

verwiesen wird. 

Die restlichen rund 20% fallen beim FCC-Prozeß (Fluid Catalytic Cracking) in der 

Raffinerie an. Ziel dieser Prozeßstufe ist es, aus Gasöl Komponenten für Dieselkraftstoff 

zu gewinnen. Neben anderen Kohlenwasserstoffverbindungen entsteht dabei in geringen 

Mengen auch Propylen (rund 13% der aus dem FCC-Prozeß gewonnenen Gas-Fraktion). 

/Joost98/ 


Propylen wird durch Steamcracking (wie in A.2.2 beschrieben) zusammen mit Ethylen 

erzeugt. Für die Bereitstellung der Einsatzstoffe wird die dort beschriebene Vorkette 

verwendet. 

Der Energieeinsatz für die Bereitstellung der Gasfraktion aus dem FCC-Prozeß beträgt 

ausgehend vom Rohöl 3,4 MJ/kg, als Energieträger wird Raffineriegas eingesetzt. 

Propylen wird aus dieser Gasfraktion mit einem Endenergieaufwand von 

4,6 MJ/kgPropylen Brennstoffe, 0,33 MJ/kgPropylen Dampf und 0,32 MJ/kgPropylen Strom 

gewonnen. Als Brennstoff wird Raffineriegas eingesetzt, da der FCC-Prozeß in der 

Raffinerie stattfindet. /Joost98/ 

Die Bereitstellung von Propylen findet direkt in der Raffinerie statt, in der die 

Einsatzstoffe erzeugt werden. Die Transportaufwendungen innerhalb der Raffinerie 

können vernachlässigt werden, Transporte außerhalb der Raffinerie finden nicht statt. 


In Tabelle B-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Propylenproduktion und die daraus für Propylen resultierenden Werte 

dargestellt. 

Der Kumulierte Energieaufwand zur Herstellung von Propylen errechnet sich, unter 

Berücksichtigung der Anteile der verwendeten Verfahren, zu 56,1 MJ/kg. In diesen Wert 

gehen neben den Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung der Inputstoffe 

(47,5 MJ/kgPropylen) und der für die Prozesse erforderlichen Energieträger 

(8,3 MJ/kgPropylen) auch der KEA für die Anlagen und Betriebsmittel (0,3 MJ/kgPropylen) 

ein.

PP-Granulat 15 

Tabelle B-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Polypropylenherstellung 

Produkt 


3 PP-Granulat 


KEA 

[MJ] 

Wie bei der Herstellung von Polyethylen, kommen auch für die Polymerisation von 

Propylen zu Polypropylen mehrere Verfahren zur Anwendung. Die Hälfte des 

Polypropylens wird durch Niederdruckpolymerisation hergestellt, jeweils ein Viertel 

durch Masse- und Lösungspolymerisation. 


Abhängig vom gewählten Verfahren werden zur Polymerisation zwischen 0,8 und 1,8 MJ 

Dampf und rund 0,4 kWh Strom je kg Polypropylen benötigt. Mit einem Stromeinsatz 

von weiteren 0,2 kWh/kgPP wird das Rohpolypropylen granuliert. 

Die Standorte der Polymerhersteller konzentrieren sich im wesentlichen auf die 

Raffineriestandorte bzw. teilweise ist die Polymerisation direkt an die Raffinerie 

gekoppelt. Es wird daher für die Anlieferung des Propylens ein Lkw-Transport mit einer 

durchschnittlichen Entfernung von 50 km angesetzt. 

In den folgenden Berechnungen ist ein Materialverlust bei der Herstellung von 

Polypropylen von 2% des eingesetzten Granulats einkalkuliert. 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

In Tabelle B-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Polypropylengranulat angegeben. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Naphtha 47,0 0,365 0,6 2,2 1,0 4,3 8,0 0,0 0,2 

Flüssiggas 51,3 0,530 0,8 2,7 1,2 4,7 8,4 0,0 0,2 

Gasöl 46,8 0,432 0,7 2,4 1,0 4,3 7,8 0,0 0,2 

Ethan 52,2 0,495 0,8 2,7 1,2 4,8 8,6 0,0 0,2 

Raffineriegas aus FCC 48,8 0,504 0,8 2,6 1,1 4,4 7,9 0,0 0,2 

Propylen 56,1 0,962 0,8 2,8 1,3 5,2 8,8 0,0 0,2 

z. Vergleich: 

Propylen nach /Boust93b/ 0,528 0,4 6,0 4,0 7,0 - 0,8 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

16 B. Polypropylen 

Tabelle B-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polypropylengranulat 

Produkt 


4 PP-Spritzgußteil 


KEA 

[MJ] 

Das PP-Granulat wird zunächst in einem elektrisch beheizten Ofen getrocknet und 

vorgewärmt, bevor es in einer Schneckenspritzgußmaschine in die gewünschte Form 

gebracht wird. Nach dem Abkühlen des PP-Spritzgußteils werden die Angüsse entfernt. 

Diese werden zerkleinert und wieder dem Produktionsprozeß zugeführt. 


Der Energieverbrauch für das Spritzgießen ist u.a. von der Kunststoffart, der Form und 

der Größe des Spritzgußteils abhängig. In diesem Fall beziehen sich die 

Energieverbräuche auf ein Pkw-Kunststoffteil mit einer vergleichsweise großen Masse 

von rund 3 kg. 

Für Vorwärmen des Granulats, Spritzgießen, Abtrennen und Aufbereitung der Angüsse 

sind rund 0,9 kWh Strom je kg Spritzgußteil erforderlich. 

Die Entfernung zwischen dem Granulathersteller und dem Automobilzulieferer beträgt 

in diesem Beispiel 900 km, die Anlieferung erfolgt per Lkw. 

Der Materialverlust wird mit 2% des eingesetzten PP-Granulats angesetzt. 


CO2 

[kg] 

In Tabelle B-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von PP- 

Spritzgußteilen angegeben. 

Tabelle B-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

PP-Sprizgußteilen 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

PP-Granulat 65,5 1,57 1,2 4,9 3,7 7,3 9,4 0,0 0,6 

z. Vergleich: 

PP nach /Boust93c/ 1,10 0,7 10,0 11,0 13,0 - 2,0 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Staub 

[g] 

PP-Sprizgußteil 78,7 2,28 1,7 6,8 4,3 8,7 9,8 0,1 0,7

1 Einleitung 

C. Polyvinylchlorid 

Polyvinylchlorid (PVC) ist der älteste thermoplastische Massenkunststoff. Mit einem 

Bedarf von 1.200 kt in 1995 nahm PVC, hinter PE, den zweiten Rang der in Deutschland 

verwendeten Kunststoffe ein. 

Im Vergleich zu anderen Kunststoffen besitzt PVC eine relativ geringe Stabilität (hohe 

Wärme-, Lichtempfindlichkeit), die durch Zusatz von Stabilisatoren ausgeglichen 

werden kann. 

Rund 50% des erzeugten PVC werden für die Herstellung von PVC-Rohren eingesetzt, 

weitere Produkte sind Folien, Kabelisolierungen oder Profile z.B. für Fenster und Türen. 

Die als Beispiel bilanzierte Herstellung von PVC-Kabelisolierungen ist in Abbildung C-1 

dargestellt. 


Transport 

Erdöl 

Erdöl 

Raffinerie 

Ethylen 

Oxychlorierung 

VCM Herstellung 

VCM 

Polymerisation zu PVC 

PVC-Pulver 

Herstellung 

Kabelisolierung 

Steinsalz 

Gewinnung und 

Aufbereitung 

NaCl 

PVC-Kabelisolierung 

Elektrolyse 

Chlor 

Chlorierung 

Dichlorethan 

Abbildung C-1: Strukturbild zur Herstellung von PVC-Kabelisolierungen 

17

18 C. Polyvinylchlorid 

2 Rohstoffe 


Die Ausgangsstoffe zur Herstellung von PVC sind Ethylen, Chlor und Sauerstoff. 

Die Herstellung von Ethylen wurde bereits in Abschnitt A.2 im Zusammenhang mit der 

Produktion von Polyethylen erläutert. 

Chlorgas wird durch Zerlegung von Natriumchlorid (Kochsalz oder NaCl) hergestellt. 

Natriumchlorid wird in fester Form als Steinsalz oder in flüssiger Form als Sole 

gewonnen. Verunreinigungen (Magnesium, Calcium, Sulfat) werden durch Beigabe von 

Chemikalien gebunden und lagern sich ab. Bei der elektrolytischen Spaltung von 

Natriumchlorid entstehen neben Chlorgas auch Natronlauge (NaOH) und Wasserstoff, 

die in der chemischen Industrie weiter Verwendung finden. 

Der für die PVC-Herstellung benötigte Sauerstoff wir aus der Luft gewonnen. 


Die energetischen Daten der Ethylenherstellung sind in Abschnitt A.2.2 angegeben und 

werden von dort übernommen. 

Für die Gewinnung und Aufbereitung von 1 kg Natriumchlorid werden 0,05 kWh Strom, 

0,4 MJ Heizöl/Diesel und 1,2 MJ Erdgas benötigt. 

Aus 1,7 kg NaCl und 0,4 kg Wasser entstehen bei der Elektrolyse 1,0 kg Chlorgas, 1,1 kg 

NaOH und 0,03 kg H2. An Prozeßenergie müssen dazu 2,2 kWh Strom und 11,5 MJ 

Erdgas eingesetzt werden. 

Für die Gewinnung von Sauerstoff aus der Luft müssen 0,4 kWh/kgSauerstoff an 

elektrischer Energie eingesetzt werden. 


In Tabelle C-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Polyvinylchloridherstellung dargestellt. 

Der KEA und die kumulierten Emissionen von Ethylen wurden aus A.2.3 übernommen. 

Der KEA von Ethylen beträgt 56,2 MJ/kgEthylen. 

Für die Herstellung von Chlor wurde ein KEA von 19,5 MJ/kgChlor ermittelt, für die 

Gewinnung von reinem Sauerstoff aus der Luft müssen 4,9 MJ/kgSauerstoff an Primärenergie 

aufgewendet werden.

PVC-Pulver 19 

Tabelle C-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Polyvinylchloridherstellung 

Produkt 


3 PVC-Pulver 


KEA 

[MJ] 

Die Synthetisierung von PVC aus den in Abschnitt 2.1 beschriebenen Ausgangsstoffen 

läuft in mehreren Stufen ab: 

• Chlorierung: Ethylen reagiert mit Chlor zu Dichlorethan 

• Zersetzung von Dichlorethan in einem Pyrolyseofen bei hohen Temperaturen zu 

Vinylchloridmonomere (VCM ) und Salzsäure (HCl) 

• Oxychlorierung: Aus der entstandenen Salzsäure wird zusammen mit Ethylen und 

Sauerstoff unter Abspaltung von Wasser ebenfalls Dichlorethan erzeugt und dem 

Pyrolyseofen zugeführt. 

• Polymerisation von VCM zu Polyvinylchlorid 

Durch den Zwischenschritt der Oxychlorierung wird eine vollständige Umsetzung des 

eingesetzten Chlors bei der Herstellung des Vinylchloridmonomers (VCM) erreicht. 

In der BRD wird über 3/4 des produzierten PVC durch Suspensionspolymerisation 

erzeugt /Joost98/. Bei der energetischen Bilanzierung wird daher im folgenden dieses 

Verfahren zugrunde gelegt. Durch heftiges Rühren wird das wasserunlösliche VCM zu 

feinsten Tröpfchen in Wasser verteilt. Durch Zugabe von im Monomer löslichen 

Katalysatoren findet in den Tröpfchen eine Art Massepolymerisation statt. Nach dem 

Abkühlen und Abtrennen des Wassers z.B. in einer Zentrifuge liegt Polyvinylchlorid in 

reiner Form vor. 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Für die Herstellung von 1 kg Vinylchlorid (VCM) werden nach /Joost98/ 0,46 kg Ethylen, 

0,59 kg Chlor und 0,13 kg Sauerstoff eingesetzt. Für diesen Prozeß sind 2,9 MJ Erdgas, 

2,3 MJ Dampf und 0,9 kWh Strom notwendig, als Nebenprodukt fallen 0,18 kg Wasser 

an. 

Für die Polymerisation von VCM zu Polyvinylchlorid werden 0,2 kWh/kgPVC Strom und 

2,7 MJ/kgPVC Dampf benötigt. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Ethylen 56,2 0,97 1,0 3,2 1,6 5,7 9,4 0,0 0,3 

Chlor 19,5 1,19 1,0 1,6 1,4 3,0 0,1 0,1 0,1 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

Sauerstoff 5,0 0,28 0,1 0,3 0,2 0,6 0,03 0,01 0,02

20 C. Polyvinylchlorid 

Wie bei der Polyethylenherstellung, wird für die Anlieferung des Ethylens ein Lkw- 

Transport über 100 km angesetzt. Die Transportentfernungen für Chlor und Sauerstoff 

werden mit 500 km angenommen, es kommen ebenfalls Lkw zum Einsatz. 


In Tabelle C-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Polyvinylchlorid angegeben. 

Tabelle C-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polyvinylchloridpulver 

Produkt 


4 PVC-Kabelisolierung 


KEA 

[MJ] 

Neben anderen Kunststoffen wird für die Isolierung von elektrischen Leitungen auch 

PVC verwendet. Dazu werden die im Allgemeinen aus Kupfer bestehenden Leiter mit 

einer PVC-Schicht ummantelt. Zunächst werden dem PVC entsprechend den 

Anforderungen Weichmacher, Füllstoffe, Farbpigmente und Stabilisatoren beigemengt 

(Compoundierung). Anschließend werden die Kupferleiter bei der Extrusion in die 

flüssige PVC-Mischung eingebettet. 

In diesem Abschnitt wird lediglich der Kumulierte Energieaufwand und die Emissionen 

für die Herstellung der PVC-Kabelisolierung, nicht jedoch für die Kupferleiter 

ausgewiesen. 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Für die folgenden Berechnungen wird von einem PVC-Anteil in der Isoliermasse von 

60% ausgegangen. Die restlichen 40% teilen sich in Weichmacher (23%), Kreide (15%) 

sowie Stabilisatoren und Pigmente (2%) auf. 

Um ein kg PVC-Kabelisolierung herzustellen sind 0,18 kWh Strom für die Compoundierung 

und 0,28 kWh Strom für die Extrusion erforderlich. 

Für die Zusatzstoffe Weichmacher, Stabilisatoren, Pigmente und Kreide sind keine 

detaillierten Vorketten vorhanden. Nach /SEP/ beträgt der KEA für Kreide 0,3 MJ/kg, 

für Weichmacher, Stabilisatoren und Pigmente ist in /Eber95/ ein durchschnittlicher 

KEA von 64 MJ/kg angegeben. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Vinylchlorid (VCM) 47,3 1,81 1,5 5,0 4,2 6,5 4,9 0,1 0,6 

PVC-Pulver 53,6 2,28 1,7 7,2 7,3 8,4 5,5 0,1 1,0 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

PVC-Kabelisolierung 21 

Nach /Eber95/ wird ein Teil der Rohstoffe aus dem Ausland angeliefert. Die zugehörige 

durchschnittliche Transportentfernung per Lkw 2.000 km. 


In Tabelle C-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von PVC- 

Kabelisolierungen angegeben. 

Tabelle C-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von PVC- 

Kabelisolierungen 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

PVC-Kabelisolierung 1) 59,9 2,09 1,68 7,56 5,22 5,88 3,77 0,09 0,86 

1) PVC-Kabelisolierung umfaßt nur die Ummantelung, nicht jedoch die Kupferleiter des Kabels

1 Einleitung 

D. Polystyrol 

Der Bedarf an Polystyrol (PS) betrug in Deutschland 1995 knapp 900 kt. Rund 1/4 des 

erzeugten Polystyrols wurden zu Dämmstoffen verarbeitet, der Rest überwiegend zu 

Verpackungen und Formteilen. 

Bei Polystyrol werden drei Hauptgruppen unterschieden: 

• glasklares Polystyrol GPPS (general purpose polystyrol) ist sehr hart, formstabil und 

besitzt eine hohe Steifigkeit. Es wird u.a. für Haushaltswaren und Bauteile in der 

Elektroindustrie verwendet. 

• schlagfestes Polystyrol, HIPS (high impact polystyrol) wird durch Zugabe von 

Elastomerkomponenten (z.B. Polybutadien) erzeugt. Aus HIPS werden z.B. 

Lebensmittelverpackungen, Getränkekästen und Spielwaren gefertigt. 

• schäumbares Polystyrol, EPS (expandable polystyrol) entsteht durch den Zusatz eines 

Treibmittels (z.B. Pentan). Neben der Dämmstoffproduktion werden aus EPS z.B. 

Formteile für Verpackungen und Einweggeschirr hergestellt. 

Abbildung D-1 zeigt die Prozeßstufen der Polystyrolherstellung und der als Beispiel 

gewählten Herstellung von EPS-Dämmstoffplatten. 

2 Rohstoffe 


Polystyrol wird aus Ethylen und Benzol über die Zwischenschritte Ethylenbenzol und 

Styrol synthetisiert. 

Die Herstellung von Ethylen wurde bereits im Abschnitt A.2 im Zusammenhang mit der 

Produktion von Polyethylen beschrieben. 

In der Raffinerie entsteht beim Steamcracking auch eine Gasölfraktion (BTX-Fraktion), 

in der die Aromate Benzol, Toluol und Xylol enthalten sind. Benzol wird aus diesem 

Gemisch durch extraktive Destillation gewonnen. 

Polybutadien wird als Zusatz verwendet um schlagfestes Polystyrol (HIPS) herzustellen. 

Die Herstellung von Polybutadien wird im Abschnitt E.2.1 erläutert. 

Pentan dient als Treibmittel bei der Produktion von EPS. 

23

24 D. Polystyrol 

Ethylen 

Ethylenbenzol 

Styrol 


Transport 

Erdöl 

Erdöl 

Raffinerie 

Benzol Butadien 

Pentan 

Ethylenbenzol 

Herstellung 

Styrol 

Herstellung 


zu GPPS 

GPPS-Granulat 


zu Polybutadien 

Polybutadien 


zu HIPS 

HIPS-Granulat 


zu EPS 

EPS- 

Granulat 

Schäumen des 

EPS-Granulats 

EPS- 

Dämmstoff 

Schneiden, 

Verpacken 

EPS-Dämmstoffplatten 

Abbildung D-1: Strukturbild zur Herstellung von EPS-Dämmstoffplatten 


Die energetischen Daten der Ethylenherstellung wurden in Kapitel A.2.2 erläutert und 


Die BTX-Fraktion entsteht als Koppelprodukt bei der Ethylenherstellung. Deshalb 

werden die in Kapitel A.2.2 angegebenen und auf 1 kgOutput bezogenen 

Energieverbräuche anteilig zur Bereitstellung der BTX-Fraktion herangezogen.

Rohstoffe 25 

Für die Gewinnung von 1 kg Benzol durch Destillation der BTX-Fraktion ist ein 

Energieeinsatz von 1,0 MJ Brennstoff, 1,6 MJ Dampf und 0,02 kWh Strom erforderlich. 

Als Brennstoff wird in einer Raffinerie üblicherweise Raffineriegas verwendet. 

Die energetischen Daten der Polybutadienherstellung wurden in Abschnitt E.2.2 

erläutert und werden von dort übernommen. 

Für die Gewinnung von Pentan aus Rohöl in Raffinerien ist in /Boust97a/ ein 

Energieeinsatz von 2,4 MJ/kgPentan angegeben. Als Energieträger wird auch hier 

Raffineriegas eingesetzt. 


In Tabelle D-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung von 

Ethylen und Benzol für die Polystyrolproduktion dargestellt. 

Der Kumulierte Energieaufwand für Ethylen wird aus A.2.3 übernommen und beträgt 

56,2 MJ/kgEthylen. 

Für Benzol wurde mit obigen Daten ein KEA von 52,2 MJ/kgBenzol ermittelt. 

Aus diesen Werten und den primärenergetisch bewerteten Verbräuchen für Prozeßenergien, 

Transport und Anlagen ergibt sich für Styrol ein KEA von 63,7 MJ/kgStyrol. 

Der Kumulierte Energieaufwand für Polybutadien wird aus E.2.3 übernommen und 

beträgt 73,0 MJ/kgPolybutadien. 

Der KEA von Pentan errechnet sich zu 50,5 MJ/kgPentan. 

Tabelle D-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Polystyrolherstellung. 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Ethylen 56,2 0,96 1,0 3,2 1,6 5,7 9,4 0,0 0,3 

Benzol 52,2 1,27 1,1 4,2 3,3 6,2 8,6 0,0 0,5 

z. Vergleich: 

Benzol nach /Boust93/ 0,54 0,6 6,8 3,0 8,3 - 0,9 

Styrol 63,7 2,65 1,6 7,9 8,3 9,7 9,7 0,0 1,1 

z. Vergleich: 

Styrol nach /Boust93/ 1,5 1,5 24,0 43,0 22,0 - 3,0 

Polybutadien 73,0 2,19 1,8 5,6 3,8 8,8 9,6 0,0 0,6 

z. Vergleich: 

Polybutadien nach /Boust93/ 1,30 1,4 13,0 13,0 20,0 - 2,3 

Pentan 50,5 0,53 0,7 2,3 1,2 4,7 8,4 0,0 0,2 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]


3 PS-Granulat 


Aus Ethylen und Benzol wird zunächst Styrol hergestellt und dieses dann, ggf. mit 

Zusätzen, zu den Polystyrolarten GPPS, HIPS und EPS weiterverarbeitet. 

Abbildung D-2 zeigt ein entsprechendes Massenflußdiagramm für High-Impact- 

Polystyrol. 

Butadien 

0.11 kg (11,0 %) 

Polybutadien 

0.11 kg (11,0 %) 

0.11 kg (11,0 %) 

Herstellung von 

1.00 kg (100,0 %) 

Benzol 

0.67 kg (67,3 %) 

Styrol 

0.91 kg (91,0 %) 

aus BTX-Aromaten 

0.02 kg (2,0 %) 

Abbildung D-2: Massenflußbild der Herstellung von HIPS 

Pyrolyse-Gasöl-BTX 

aus Raffinerie-D 

0.67 kg (67,3 %) 

Ethylen Mix 

aus Raffinerie - D 

0.27 kg (27,3 %) 

Toluol 

0.04 kg (3,6 %)

PS-Granulat 27 

Der erste Schritt besteht in der Alkylierung von Ethylen und Benzol zu Ethylenbenzol. 

Dieses wird im zweiten Schritt durch Dehydrierung zu Styrol umgewandelt. Dabei 

entstehen neben Styrol auch in geringen Mengen Benzol und Toluol. 

Polystyrol wird überwiegend durch Masse- und Suspensionspolymerisation hergestellt. 

Wird Styrol ohne Beimengungen zur Polymerisation eingesetzt, so entsteht glasklares 

Polystyrol, GPPS. Zur Herstellung von schlagfestem Polystyrol, HIPS wird dem Styrol 

etwa 10% Polybutadien zugegeben. Bei der Produktion von EPS wird Pentan als 

Treibmittel mit einem Anteil von etwa 7% zugesetzt. 


Aus 0,3 kg Ethylen und 0,8 kg Benzol wird 1 kg Styrol hergestellt. Als Nebenprodukt 

fallen 0,1 kg Benzol und Toluol an. Der aus einer Alkylierung und einer Dehydrierung 

bestehende Prozeß erfordert dazu den Einsatz von 4,9 MJ Brennstoff, 5,1 MJ Dampf und 

0,1 kWh Strom. Es wird angenommen, daß die Herstellung von Styrol an die Raffinerie 

gekoppelt ist und daher Raffineriegas als Brennstoff und zur Dampferzeugung 

verwendet wird. 

GPPS entsteht durch Polymerisation von Styrol ohne Zusätze. Hierfür werden 

0,3 MJ/kgGPPS Erdgas, 0,5 MJ/kgGPPS Dampf und 0,22 kWh/kgGPPS Strom benötigt. 

Durch Beimengung von Polybutadien entsteht HIPS. Hierfür sind als Prozeßenergien 

0,3 MJ/kgHIPS Erdgas, 0,6 MJ/kgHIPS Dampf und 0,17 kWh/kgHIPS Strom erforderlich. 

Wird dem Styrol bei der Polymerisation Pentan als Treibmittel zugesetzt, dann entsteht 

schäumbares Polystyrol (EPS). Der Prozeßenergieaufwand beträgt hierbei 4,5 MJ/kgEPS 

Dampf und 0,14 kWh/kgEPS Strom. 


In Tabelle D-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Polystyrolgranulaten angegeben. Die Primärenergieaufwendungen für HIPS sind in 

Abbildung D-3 dargestellt. 

Tabelle D-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polystyrolgranulaten 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

GPPS-Granulat 68,8 2,93 1,8 8,8 9,1 10,5 10,0 0,0 1,2 

z. Vergleich: 

GPPS nach /Boust93/ 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

1,60 1,4 24,0 34,0 26,0 - 3,1 

HIPS-Granulat 69,3 2,86 1,8 8,5 8,7 10,4 10,0 0,0 1,2 

z. Vergleich: 

HIPS nach /Boust93/ 

1,80 1,5 25,0 37,0 28,0 - 3,3 

EPS-Granulat 71,0 3,14 1,8 11,1 12,8 12,1 10,6 0,0 1,7 

z. Vergleich: 

EPS nach /Boust93/ 

1,80 2,4 43,0 140,0 22,0 - 5,1



Polybutadien 

Polybutadien 

8.03 MJ (11,6 %) 

0,97 MJ (1,4 %) 


0.01 MJ (0,0 %) 


0.67 MJ (1,0 %) 

0.04 MJ (0,1 %) 

Butadien 

6.35 MJ (9,2 %) 

69.32 MJ (100,0 %) 

Styrol 

57.95 MJ (83.6 %) 


Styrol aus Ethylen 

0.34 MJ (0,5 %) 


0.12 MJ (0,2 %) 


1.91 MJ (2,8 %) 

0.29 MJ (0,4 % ) 

0.67 MJ (1,0 %) 

15.34 MJ (22,1 %) 

15.34 MJ (22.1%) 

Benzol 

35.14 MJ (50,7 %) 


0.96 MJ (1,4 %) 

0.28 MJ (0,4 %) 

Raffineriegas 

4.98 MJ (7,2 %) 

5.21 MJ (7,5 %) 

energetische Nutzung 

von Ethylen und Benzol 

4.85 MJ (7,0 %) 

Toluol 

2.24 MJ (3.2 %) 

6.56 MJ (9,5 %) 

Abbildung D-3: KEA-Flußbild für die Herstellung von High-Impact-Polystyrol

EPS-Dämmstoff 29 

4 EPS-Dämmstoff 

Expandiertes Polystyrol ist nach Mineralwolle der bedeutendste Dämmstoff in 

Deutschland. 

Die Abkürzung "EPS" wird in der Literatur sowohl für den Rohstoff expandierbares 

Polystyrol als auch für das Produkt expandiertes Polystyrol verwendet. Um 

Verwechslungen zu vermeiden wird im folgenden expandierbares Polystyrol als EPS- 

Granulat und expandiertes Polystyrol als EPS-Dämmstoff bezeichnet. 

Bekannt ist EPS-Dämmstoff vor allem unter der Markenbezeichnung "Styropor". 


Aus EPS-Granulat entstehen in den Fertigungsschritten Vorschäumen, Nachschäumen, 

Zwischenlagern und Ausschäumen EPS-Dämmstoff. 

• Im ersten Schritt, dem Vorschäumen, wird das Perlgranulat mittels Wasserdampf auf 

rund 90°C erhitzt. Dabei wird es weich und dehnt sich auf das 20- bis 50-fache seines 

ursprünglichen Volumens aus. 

• Das Nachschäumen verläuft ebenso wie das Vorschäumen. Das EPS-Granulat dehnt 

sich weiter aus und erreicht so die gewünschte Enddichte von zwischen 10 und 

30 kg/m³. 

• Anschließend kühlen die Dämmstoffkügelchen in einem gut durchlüfteten Zwischenlager 

ab und werden dadurch wieder fest. 

• Das Ausschäumen erfolgt in Form von Blöcken, einzelnen Formteilen oder 

Endlosplatten. Durch Wasserdampf mit einer Temperatur zwischen 110 und 120°C 

werden die EPS-Kügelchen an der Oberfläche soweit erhitzt, daß sie zusammenkleben. 

• Die entstehenden Blöcke oder Endlosplatten werden nach einer kurzen Abkühlphase 

auf das gewünschte Maß geschnitten und verpackt. Verschnitt, Bruch und Ausschuß 

werden gemahlen und wieder in die Ausschäumanlage rückgeführt. 


Für Vor-, Nach- und Ausschäumen werden insgesamt 5,7 MJ Dampf und 0,15 kWh 

Strom benötigt um 1 kg EPS-Dämmstoff in Plattenform mit einer Dichte von 10 kg/m³ 

herzustellen. Als Verpackungsmaterial für die EPS-Dämmstoffplatten wird PE-Folie 

(0,01 kgPE-Folie/kgEPS-Dämmstoff) verwendet. /Fest95/ 


In Abbildung D-4 sind die Primärenergieaufwendungen für die Herstellung von EPS- 

Dämmstoffplatten als KEA-Flußbild dargestellt. Den größten Anteil am KEA hat 

Benzol, das bei der Styrolherstellung eingesetzt wird.


LDPE-Granulat 

0.68 MJ (0.9 %) 

LDPE-Folie 

0.75 MJ (0,9 %) 

0.58 MJ (0,7 %) 


0.00 MJ (0,0 %) 


0.10 MJ (0,1 %) 

0.00 MJ (0,0 %) 

0.01 MJ (0,0 %) 


0.01 MJ (0,0 %) 


0.05 MJ (0,1 %) 

0.00 MJ (0,0 %) 

EPS-Dämmstoffplatten 

79.58 MJ (100,0 %) 

70.97 MJ (89,2 %) 

Styrol 

59.86 MJ (75.2%) 


0.18 MJ (0,2 %) 


1.69 MJ (2,1 %) 

0.30 MJ (0,4 %) 

5.70 MJ (7,2 %) 

15.84 MJ (19,9 %) 

Benzol 

36.30 MJ (45,6 %) 


0.99 MJ (1,2 %) 

0.29 MJ (0,4 %) 

Raffineriegas 

5.14 MJ (6,5 %) 

5.39 MJ (6,8 %) 

Ethylen und Benzol 

5.00 MJ (6,3 %) 

Toluol 

2.31 MJ (2,9 %) 

6.78 MJ (8,5 %) 


0.12 MJ (0,2 %) 


1.59 MJ (2,0 %) 

0.30 MJ (0,4 %) 

5.06 MJ (6.4 %) 

Pentan 

4.04 MJ (5,1 %) 

Abbildung D-4: KEA-Flußbild der Herstellung von EPS-Dämmstoffplatten

EPS-Dämmstoff 31 

Die Ergebnisse zum KEA und den kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Dämmstoffplatten aus expandiertem Polystyrol faßt Tabelle D-3 zusammen. 

Tabelle D-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von EPS- 

Dämmstoffplatten. 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

EPS-Dämmstoff 79,6 3,84 2,1 15,1 18,3 15,1 11,7 0,0 2,5 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

E. Acrylnitril-Butadien-Styrol 

ABS-Polymere sind Dreistofformmassen. Die größte technische Bedeutung haben Pfropfpolymerisate 

von Polybutadien auf das Copolymerisat von Styrol-Acrylnitril erlangt. 

/Schw92/ 

ABS zeichnet sich durch hohe Kerbschlagfestigkeit, Härte, Zähigkeit und gute 

Formbeständigkeit bei Wärme und Temperaturwechselfestigkeit aus. Dieser 

thermoplastische Kunststoff findet vor allem in Elektrogeräten und im Automobilbereich 

Verwendung. Abbildung E-1 zeigt schematisch den Weg vom Rohstoff bis zum 

Endprodukt am Beispiel eines ABS-Spritzgußteils. 

Ethylen 

Ethylenbenzol 

Styrol 


Transport 

Erdöl 

Erdöl 

Raffinerie 

Benzol Butadien 

Ethylenbenzol 

Herstellung 

Styrol 

Herstellung 


zuPolybutadien 

Polybutadien 


zu ABS 

ABS- 

Granulat 

Spritzgießen 

von ABS 

ABS-Spritzgußteil 


Transport 

Erdgas 

Ammoniak 

Erdgas 

Ammoniak 

Herstellung 

Acrylnitril 

Herstellung 

Acrylnitril 

Abbildung E-1: Strukturbild zur Herstellung von ABS-Spritzgußteilen 

Luft 

33

34 E. Acrylnitril-Butadien-Styrol 

2 Rohstoffe 


ABS wird aus Styrol, Polybutadien und Acrylnitril synthetisiert. 

Die Herstellung von Styrol wurde bereits im vorherigen Abschnitt bei der Polystyrolherstellung 

beschrieben. 

Beim Steamcracking entsteht eine C4-Fraktion, aus der Butadien separiert wird. Aus 

Butadien wird durch Polymerisation Polybutadien hergestellt. 

Acrylnitril wird im Sohio-Prozeß aus Ammoniak, Propylen und Sauerstoff hergestellt. 

Als hauptsächliches Nebenprodukt entsteht dabei Wasser. 


Die energetischen Daten der Styrolherstellung wurden in Abschnitt D.2.2 erläutert und 


Für die Gewinnung von Butadien aus der C4-Fraktion des Steamcrackers und die 

Polymerisation zu Polybutadien liegen keine expliziten Angaben vor. Aus /Boust93/ und 

/Joost98/ lassen sich jedoch folgende Energieverbräuche ableiten: Für die Polybutadienherstellung 

aus der C4-Fraktion werden 11 MJ/kgPolybutadien an Brennstoffen und 

0,5 kWh/kgPolybutadien Strom benötigt. Da zumindest die Extraktion des Butadien aus der 

C4-Fraktion in der Raffinerie geschieht, wird als Brennstoff ein Mix aus 50% 

Raffineriegas und 50% Erdgas angesetzt. 

Für den Sohio-Prozeß zur Acrylnitrilherstellung werden 0,2 kWh/kgAcrylnitril Strom und 

8 MJ/kgAcrylnitril Dampf benötigt. /Joost98/ 


In Tabelle E-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung von 

Styrol, Polybutadien und Acrylnitril für die Produktion von ABS dargestellt. 

Der Kumulierte Energieaufwand für Styrol wurde aus D.2.3 übernommen und beträgt 

63,7 MJ/kgStyrol. 

Der KEA von Polybutadien errechnet sich zu 73,0 MJ/kgPolybutadien. In diesen Wert geht 

neben den Primärenergieaufwendungen zur Bereitstellung der C4-Fraktion 

(54,5 MJ/kgPolybutadien) und der für die Prozesse erforderlichen Energieträger 

(17,7 MJ/kgPolybutadien) auch der KEA für Transporte, Anlagen und Betriebsmittel 

(0,8 MJ/kgPolybutadien) ein. 

Für die Herstellung von Acrylnitril müssen Inputstoffe mit einem KEA von insgesamt 

58,4 MJ/kgAcrylnitril eingesetzt werden. Der primärenergetische Prozeßenergieaufwand 

beträgt 11,6 MJ/kgAcrylnitril, für Transporte und Anlagen müssen weitere 0,5 MJ/kgAcrylnitril 

hinzu addiert werden. Der KEA für die Herstellung von Acyrlnitril beträgt somit 

70,5 MJ/kgAcrylnitril.

ABS-Granulat 35 

Tabelle E-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur ABS-Herstellung. 

Produkt 


3 ABS-Granulat 


KEA 

[MJ] 

Aus den Rohstoffen Styrol, Polybutadien und Acrylnitril wird durch Masse- 

Niederdruck- oder Emulsionspolymerisation Acyrylnitril-Butadien-Styrol hergestellt. 

Das am häufigsten angewandte Verfahren ist die Emulsionspolymerisation, die hier als 

Grundlage für die Berechnung des KEA und der kumulierten Emissionen verwendet 

wird. 

Abhängig von den gewünschten Eigenschaften des Polymers können die Mengenverhältnisse 

der drei Ausgangsstoffe stark variiert werden. Im folgenden wird eine 

Mischung von 55% Styrol, 25% Acrylnitril und 20% Polybutadien zugrundegelegt. 


Für die Polymerisation von ABS werden 0,4 kWh/kgABS Strom und 1,8 MJ/kgABS Dampf 

benötigt. /Boust93/, /Joost98/ 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

In Tabelle E-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Acrylnitril-Butadien-Styrol-Granulat angegeben. 

Der Kumulierte Energieaufwand von ABS-Granulat beträgt 76,1 MJ/kgABS. Dazu tragen 

die Einsatzstoffe 69,0 MJ/kgABS, die Prozeßaufwendungen 6,8 MJ/kgABS, Transporte 

0,1 MJ/kgABS und die zur Produktion erforderlichen Anlagen mit 0,3 MJ/kgABS bei. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Styrol 63,7 2,65 1,6 7,9 8,3 9,7 9,7 0,0 1,1 

z. Vergleich: 

Styrol nach /Boust93/ 

N2O 

[g] 

1,5 1,5 24,0 43,0 22,0 - 3,0 

Polybutadien 73,0 2,19 1,8 5,6 3,8 8,8 9,6 0,0 0,6 

z. Vergleich: 

Polybutadien nach 

/Boust93/ 

1,30 1,4 13,0 13,0 20,0 - 2,3 

Acrylnitril 70,5 2,45 1,4 9,6 10,9 10,6 8,5 0,0 1,5 

Staub 

[g]

36 E. Acrylnitril-Butadien-Styrol 

Tabelle E-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Acrylnitril-Butadien-Styrol-Granulat 

Produkt 


4 ABS-Spritzgußteil 


KEA 

[MJ] 

Nach Anlieferung wird das ABS-Granulat in einem Silo zwischengelagert. Von dort wird 

es bei Bedarf zunächst einem Trockenofen und anschließend den Spritzgußmaschinen 

zugeführt. Dort wird das Granulat aufgeschmolzen und mittels einer Schnecke in eine 

Spritzgußform gedrückt. Dieser Form wird nach dem Abkühlen das Spritzgußteil 

entnommen. Die überstehenden Angüsse werden abgetrennt, zusammen mit Ausschußmaterial 

regranuliert und wieder dem Produktionsprozeß zugeführt. 


Die im folgenden angegebenen Werte zum Energieverbrauch beziehen sich auf ein 

Spritzgußteil mit einer Masse von rund einem Kilogramm. 

Für das Einlagern und Fördern des ABS-Granulats innerhalb des Betriebs ergibt sich 

ein Stromverbrauch von rund 0,03 kWh/kgABS. Der elektrisch betriebene Vorwärmofen 

benötigt 0,11 kWh/kgABS, die Spritzgußmaschine 2,93 kWh/kgABS. Der Kühlwasserbedarf 

beträgt rund 0,1 m³/kgABS; für das Wasser im Kühlkreislauf wird der Strombedarf der 

Pumpen zu (0,5 kWh/m³) bilanziert, eine energetische Bewertung des Zusatzwassers 

kann vernachlässigt werden. /Eber95/ 

Das ABS-Granulat wird per Lkw über eine Entfernung von 600 km angeliefert. /Eber95/ 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

In Tabelle E-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von ABS- 

Spritzgußteilen angegeben. 

Für die Herstellung von ABS-Spritzgußteile ergibt sich aus obigen Daten ein 

Kumulierter Energieaufwand von 114,0 MJ/kgABS-Spritzgußteil. Dieser setzt sich aus dem 

ABS-Granulat (77,6 MJ/kgABS-Spritzgußteil), der Verarbeitung (35,3 MJ/kgABS-Spritzgußteil), 

Transporten (0,8 MJ/kgABS-Spritzgußteil) und anteilig dem KEA der Produktionsanlagen 

(0,3 MJ/kgABS-Spritzgußteil) zusammen. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

ABS-Granulat 76,1 3,05 1,8 9,8 10,3 11,5 10,0 0,0 1,4 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

ABS-Spritzgußteil 37 

Tabelle E-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von ABS- 

Spritzgußteilen 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

ABS-Spritzgußteil 114,0 5,18 2,9 12,9 11,9 15,7 10,5 0,1 1,6

1 Einleitung 

F. Thermoplastische Polyolefine 

In der Gruppe der Thermoplastischen-Olefin-Werkstoffe gibt es verschiedene 

Untergruppen. Die Grundlage bildet zumeist Polypropylen. Darin sind fein verteilte 

Elastomerpartikel, mit mehr oder weniger starker Vernetzung eingebettet. Von Anteil, 

Vernetzungsgrad und der Art des Elastomers wird unter anderem der Härtegrad und 

das Eigenschaftsbild des jeweiligen TPO bestimmt. 

Die hier untersuchte TPO-Folie (Abbildung F-1) ist eine Alternative zu PVC-Folien, wie 

sie bei der Herstellung von Verkleidungsteilen in der Automobilindustrie verwendet 

werden. 

Erdöl 


Transport 

Erdöl 

Propylen 


PP- 

Granulat 

Raffinerie 

Compoundieren 

TPO- 

Pulver 

Verarbeitung zu 

Folien 

TPO-Folie 

Abbildung F-1: Strukturbild zur Herstellung von TPO-Folie 

Elastomerkomponente 

Pigmente 

Stabilisatoren 

38

Rohstoffe 39 

2 Rohstoffe 


Mit einem Massenanteil von rund 97% ist Polypropylen der Hauptbestandteil von TPO. 

Die restlichen 3% setzen sich aus der Elastomerkomponente, Farbpigmenten und 

Stabilisatoren (Wärme-, UV-Beständigkeit) zusammen. 

Die Herstellung von Polypropylen ist in Abschnitt B beschrieben und wird daher an 

dieser Stelle nicht weiter erläutert. 

Die Bereitstellung der Zusätze wird aus /Eber95/ übernommen. 


Die Energieverbräuche für die Bereitstellung von Polypropylen wurden in Abschnitt B.3 

beschrieben und werden von dort übernommen. 

Von den Zusätzen sind weder die chemische Zusammensetzung noch die Prozeßenergieverbräuche 

bekannt. So muß aus /Eber95/ direkt der KEA der Zusatzstoffe übernommen 

werden. Aufgrund des geringen Anteils der Zusätze bei der Herstellung von TPO, ist ein 

etwaiger Fehler allenfalls gering. 


In Tabelle F-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung von 

Polypropylen und den Zusätzen für die TPO-Herstellung dargestellt. 

Tabelle F-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur TPO-Herstellung. 

Produkt 


3 TPO-Pulver 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

Thermoplastische Polyolefine können durch Block-Copolymerisation, Stereoblock- 

Polymerisation und Pfropfpolymerisation hergestellt werden. TPO-Werkstoffe können 

auf vielfältige Weise modifiziert werden: z.B. durch die Zusammensetzung des 

1 Über die Emissionen bei der Bereitstellung der benötigten Zusätze liegen keine Informationen vor 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

PP-Granulat 65,5 1,57 1,2 4,9 3,7 7,3 9,4 0,0 0,6 

Zusätze 1 

N2O 

[g] 

64,0 - - - - - - - - 

Staub 

[g]

40 F. Thermoplastische Polyolefine 

Elastomeranteils, Vernetzungsdichte, Zusatz von Füll- und Verstärkungsstoffen oder 

Zugabe weiterer Thermoplaste. 

Das entstehende TPO-Korn wird durch Kaltmahlen zu Pulver weiterverarbeitet. Dabei 

wird zur Kühlung flüssiger Stickstoff eingesetzt. 


Für die Compoundierung des Polypropylens mit den Zusätzen sind 0,25 kWh/kgTPO 

Strom erforderlich. Der Kühlwasserbedarf von 0,05 l/kgTPO ist gering und wirkt sich auf 

den KEA und die kumulierten Emissionen kaum aus. /Ebers95/ 

Mit einem Stromverbrauch von 0,11 kWh/kgTPO wird nach dem Compoundieren das 

entstandene TPO-Korn zu TPO-Pulver vermahlen. Zur Kühlung werden hierbei 0,84 kg 

an flüssigem Stickstoff je kg TPO-Pulver eingesetzt. /Ebers95/ 


In Tabelle F-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von TPO- 

Pulver angegeben. 

Tabelle F-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von TPO- 

Pulver 

Produkt 


4 TPO-Folie 


KEA 

[MJ] 

Das angelieferte TPO-Pulver wird mittels einer Rakelvorrichtung auf ein Trägerpapier 

aufgebracht und verschmilzt im weiteren Ablauf der Herstellung durch Wärmeeinwirkung 

zu einer Folie. Im Finish-Bereich erhält die Folie durch Prägewalzen die 

gewünschte Oberflächenstruktur. Beim letzten Prozeßschritt wird die TPO-Folie auf die 

vom Kunden gewünschte Breite zugeschnitten und verpackt. 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Das TPO-Pulver wird per Lkw über eine Entfernung von 420 km beim Folienhersteller 

angeliefert. 

Für die Herstellung von 1 kg TPO-Folie sind 1,0 kWh Strom, 1,1 MJ Erdgas und 6,8 MJ 

Dampf erforderlich. Darüber hinaus werden 0,43 m³/kgTPO-Folie Druckluft und 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

TPO-Pulver 72,6 1,97 1,4 5,5 3,9 7,9 9,2 00 0,6 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

TPO-Folie 41 

0,28 m³/kgTPO-Folie an Kühlwasser benötigt. Da das Kühlwasser im Kreislauf geführt wird, 

geht nur der Stromverbrauch der Pumpen mit 0,5 kWh/m³ in die Berechnungen ein. 

/Eber95/ 


In Tabelle F-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von TPO- 

Folie angegeben. 

Tabelle F-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von TPO- 

Folie 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

TPO-Folie 97,4 3,66 2,2 11,9 11,8 13,4 10,7 0,1 1,7 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

G. Polyurethan 

In den bisherigen Kapiteln wurden thermoplastische Kunststoffe beschrieben. Mit 

Polyurethan (PU) wird in diesem Abschnitt nun ein duroplastischer Kunststoff 

bilanziert. Duroplaste sind im Gegensatz zu Thermoplasten nicht schmelzbar und 

weitgehend unlöslich. 

Durch Veränderung der Zusammensetzung der Polyurethane lassen sich Werkstoffe 

"nach Maß", d.h. eine Vielzahl von Werkstoffen mit unterschiedlichen Eigenschaften und 

Einsatzgebieten herstellen. /Schw92/ 

Polyurethane werden als Weichschäume z.B. für Polsterungen im Automobilbereich und 

im Möbelbau eingesetzt. PU-Hartschäume werden bevorzugt als Wärmedämmstoffe für 

Gebäude und Kühlgeräte verwendet. Darüber hinaus werden aus Polyurethan Gummiteile, 

Klebstoffe und Beschichtungen hergestellt. 

Wie in Abbildung G-1 vereinfacht dargestellt, wird im folgenden die Herstellung von 

Polyurethan an zwei Beispielen, PU-Weichschaum und PU-Hartschaum beschrieben. 

TDI 

Produktion 

Produktion 

PU-Weichschaum 


Propylen 

Ethylen 

Salpetersäure 


Phosgen 

Wasserstoff 

Toluol Chlor 

Formaldehyd 

Benzol 

Polyol 

Produktion 

Produktion 

PU-Hartschaum 

PU-Hartschaum 

MDI 

Produktion 

Wasser Pentan 

Abbildung G-1: Strukturbild zur Herstellung von PU-Weich- und PU-Hartschaum 

43

44 G. Polyurethan 

2 Rohstoffe 


Basis für die Herstellung von Polyurethanen bilden mehrwertige Alkohole (Polyole) und 

mehrwertige Isocyanate (hier Diisocyanattoluol, TDI bzw. Diisocyanatdiphenylmethan, 

MDI), die durch Polyaddition zu Polyurethanen verbunden werden. 

Wie aus Abbildung G-1 ersichtlich, sind zur Herstellung von Polyol, TDI und MDI eine 

Vielzahl von Stoffen notwendig, die in verschiedenen Stufen eines komplexen Herstellungsprozesses 

eingesetzt werden. 


In /Boust97c/ sind in aggregierter Form die Einsatzmengen an Öl, Gas und Strom 

angegeben, die der Herstellung von Polyol, TDI und MDI zuzurechnen sind. Die dort auf 

Basis von Brennwerten angegebenen Daten sind auf Heizwerte umgerechnet in 

Tabelle G-1 dargestellt und werden als Grundlage für die Berechnung des KEA und der 

kumulierten Emissionen verwendet. 

Tabelle G-1: Energieinhalt und Energieverbräuche für die Herstellung von Polyol, TDI 

und MDI (aus /Boust97c/ abgeleitet) 

Produkt 

alle Werte in MJ/kg 


Energieinhalt ÖL Gas Strom 

Polyol 34,5 11,5 21,3 5,7 

TDI 30,4 10,0 38,5 6,0 

MDI 32,6 7,4 31,1 4,4 

In Tabelle G-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Polyurethanproduktion dargestellt. 

Tabelle G-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Herstellung von Polyurethan 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Polyol 89,4 5,08 3,2 5,8 3,3 10,3 2,7 0,1 0,4 

TDI 103,8 5,78 4,1 6,6 3,1 12,7 2,4 0,1 0,4 

MDI 89,9 4,43 3,2 5,0 2,3 9,8 1,8 0,1 0,3 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

PU-Hartschaum 45 

3 PU-Hartschaum 


PU-Hartschaum wird durch Polyaddition von Polyol und Diisocyanat (hier MDI) 

hergestellt. Die Anteile von Stabilisatoren, Katalysatoren und Pigmenten variieren stark 

in Abhängigkeit der gewünschten Eigenschaften und Qualität des Hartschaums. Im 

folgenden wird von einem Massenanteil der Zusätze von 3% ausgegangen /Fest95/. 

Zur Produktion des Hartschaums werden die Einsatzstoffe einem Mischkopf zugeführt 

und als Reaktionsgemisch zwischen zwei Bändern verteilt (Plattenherstellung) oder in 

eine Form gegossen (Herstellung von Formteilen). Das Reaktionsgemisch schäumt in der 

Form auf und härtet aus. 


1 kg PU-Hartschaum wird aus 0,36 kg Polyol, 0,58 kg MDI, 0,05 kg Pentan und 0,03 kg 

Zusätzen hergestellt, der Materialverlust beträgt 2%. Für diesen Prozeß werden 

0,42 kWh Strom benötigt. 

Die Einsatzstoffe werden per Lkw aus 200 km Entfernung angeliefert. /Boust97c/ 

Aus Abschnitt D.2.3 kann der KEA für Pentan (50,5 MJ/kg) übernommen werden. Für 

den KEA der Zusätze (64 MJ/kg) wird die Abschätzung aus dem vorherigen Kapitel 

verwendet. 


In Tabelle G-3 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von PU- 

Hartschaum angegeben. 

Tabelle G-3: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polyurethanhartschaum 

Produkt 


4 PU-Weichschaum 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Die Herstellung von PU-Weichschaum verläuft ähnlich wie die von PU-Hartschaum. 

Anstatt MDI wird TDI eingesetzt, auch die Massenverhältnisse ändern sich. Wie bei der 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

N2O 

[g] 

Staub 

[g] 

PU-Hartschaum 94,0 4,85 3,2 5,8 3,0 10,2 2,5 0,1 0,4

46 G. Polyurethan 

Herstellung von PU-Hartschaum wird auch bei der Weichschaumherstellung von einem 

Anteil an Zusätzen (Stabilisatoren, Katalysatoren und Pigmenten) von 3% ausgegangen. 

Zur Produktion des Weichschaums werden die Einsatzstoffe einem Mischkopf zugeführt 

und als Reaktionsgemisch in eine Form gegossen. Zum Aufschäumen wird der Mischung 

Wasser zugegeben. Dieses reagiert mit dem Isocyanat unter Abspaltung von CO2, das als 

Treibgas zur Schaumbildung dient. Nach dem Aushärten werden die fertigen PU- 

Weichschaumteile der Form entnommen. 


1 kg PU-Weichschaum wird aus 0,69 kg Polyol, 0,28 kg TDI und 0,02 kg Wasser (zum 

Aufschäumen) hergestellt, der Materialverlust beträgt 2%. Für diesen Prozeß werden 

0,42 kWh Strom benötigt. Polyol und TDI werden per Lkw aus 200 km Entfernung 

angeliefert. /Boust97c/ 


In Abbildung G-2 sind die Primärenergieaufwendungen zur Herstellung von PU- 

Weichschaum als Flußbild dargestellt.

PU-Weichschaum 47 


12.06 MJ (12,3 %) 

Raffineriegas 

3.12 MJ (3.2 %) 


5.32 MJ (5,4 %) 

0.06 MJ (0,1 %) 

Inputstoffe für die 

TDI-Produktion 

8.51 MJ (8,7 %) 

TDI (Diisocyanattoluol) 

29.07 MJ (29,7 %) 

LKW (normal) 

Diesel im Verbrennungsmotor 

(SEA) 

0.24 MJ (0,2 %) 


0.24 MJ (0,2 %) 


97.9 MJ (100,0 %) 

Polyol 

61.72 MJ (63,0 %) 


4.77 MJ (4,9 %) 

0.23 MJ (0,2 %) 

1.92 MJ (2,0 %) 

Abbildung G-2: KEA-Flußbild für die Herstellung von PU-Weichschaum 

16.44 MJ (16,8 %) 

Raffineriegas 

8.86 MJ (9,0 %) 


12.45 MJ (12,7 %) 

0.17 MJ (0,2 %) 

Inputstoffe für die 

Polyol-Produktion 

23.80 MJ (24,3 %) 

In Tabelle G-4 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von PU- 

Weichschaum zusammengefaßt. 

Tabelle G-4: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Polyurethanweichschaum 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

PU-Weichschaum 97,9 5,55 3,5 6,5 3,5 11,2 2,6 0,1 0,4 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

H. Epoxidharz 

Bei Epoxidharzen handelt es sich wie bei Polyurethanen um duroplastische Kunststoffe. 

Epoxidharz (EP) wird als feste Formmasse im Preß- Spritzpreß- oder Spritzgießverfahren 

verarbeitet. Flüssige Gieß- und Laminierharze werden per Hand, mittels 

Injektionsverfahren, Schleudern, Profilziehen und Wickeln verarbeitet. Dabei kommen 

zur Verstärkung der Produkte Glasfasern und in zunehmenden Maße Carbonfasern zum 

Einsatz. Die Bandbreite der EP-Produkte reicht von Beschichtungen im Bauwesen über 

Leiterplatten für gedruckte Schaltungen in der Elektrotechnik bis zu Wellen und 

Gelenken im Maschinenbau und Leichtbauteilen, die im Flugzeugbau und verstärkt 

auch im Fahrzeugbau eingesetzt werden. 

In Abbildung H-1 ist schematisch die Herstellung von Epoxidharz dargestellt, wobei die 

sehr komplexe Synthese von Epoxidharz im Rahmen dieser Studie nur vereinfacht 

dargestellt werden kann. 

Benzol 

Erdöl 


Transport 

Erdöl 

Raffinerie 

Propylen 

Steinsalz 


Aufbereitung 

NaCl 

Elektrolyse 

Chlor NaOH 

Alkylierung Heißchlorierung 

Cumol Allylchlorid 

Hock'sche 

Phenolsynthese 

Aceton Phenol 

Bisphenol-A 

Synthese von 

Bisphenol-A 


Epoxidharz 

EP-Harz 

Kalkstein 


Aufbereitung 

CaCO 3 

Brennen von Kalk 

Ca(OH) 2 

Hochtemperatur 

Chlorhydrination 

Epichlorhydrin 

Abbildung H-1: Strukturbild zur Herstellung von Epoxidharz 

Wasser 

49

50 H. Epoxidharz 

2 Rohstoffe 


Zur Synthese von 1 kg Epoxidharz werden 1,0 kg Propylen, 0,4 kg Benzol, 1,2 kg Chlor 

und 0,3 kg Natronlauge (NaOH), sowie 2,3 kg Kalkmilch (Ca(OH)2 in wässriger Lösung) 

eingesetzt. /IFE98/ 

Die Herstellung von Propylen und Benzol in der Raffinerie wurde bereits in den 

Abschnitten B.2 bzw. D.2 erläutert. Die entsprechenden Angaben zum KEA werden von 

dort übernommen. 

Chlor wird durch Elektrolyse von Steinsalz, wie in Abschnitt C.2 beschrieben, gewonnen. 

Als weiteres Produkt fällt bei diesem Prozeß Natronlauge an. 

Durch Brennen von Kalkstein wird Branntkalk (CaO) gewonnen. Durch Zugabe von 

Wasser (Löschen) wird dieser zu Kalkhydrat (Ca(OH)2) umgewandelt. Bei weiterer 

Zugabe von Wasser entsteht so Kalkmilch. 


Der KEA für Propylen (56,1 MJ/kg), Benzol (52,2 MJ/kg) und Chlor (19,5 MJ/kg) kann 

aus den oben angegebenen Abschnitten übernommen werden. 

Natronlauge (NaOH) ensteht, wie Chlor, bei der Elektrolyse von NaCl, ihr KEA ergibt 

sich zu 21,9 MJ/kg. 

Kalkhydrat wird durch Löschen von Branntkalk (CaO) gewonnen und in der 

Bauindustrie sowie als Kalkmilch zur Rauchgasreinigung in Kraftwerken verwendet. 

Aus /GRU 2/ ergibt sich für Kalkhydrat ein KEA von 3,6 MJ/kg. In /IFE98/ werden keine 

Angaben über den Wassergehalt der Kalkmilch gemacht, daher wird im folgenden von 

einem Wassergehalt von 50% ausgegangen. Ein etwaiger, durch diese Abschätzung 

entstehender Fehler ist gering, da die Kalkmilch nur etwa 1 bis 2% zum KEA von 

Epoxidharz beiträgt. 


In Tabelle H-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Epoxidharzproduktion dargestellt.

Epoxidharz 51 

Tabelle H-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Herstellung von Epoxidharz 

Produkt 


3 Epoxidharz 


KEA 

[MJ] 

Durch Alkylierung von Benzol mit Hilfe von Propylen wird Cumol gewonnen, das 

anschließend in Aceton und Phenol aufgespalten wird (Hock'sche Phenolsynthese). Im 

nächsten Schritt reagieren Aceton und Phenol zu Bisphenol-A. Parallel dazu wird 

mittels Heißchlorierung aus Propylen und Chlor unter Zugabe von Natronlauge 

Allylchlorid hergestellt und unter Einsatz von Kalkhydrat zu Epichlorhydrin 

umgewandelt (Hochtemperatur Chlorhydrination). Im letzten Schritt wird aus 

Bisphenol-A und Epichlorhydrin Epoxidharz synthetisiert. (siehe Abbildung H-1) 


Für die oben beschriebene Synthese von Epoxidharz sind 17,4 MJ/kgEP-Harz Prozeßdampf 

und 0,7 kWh/kgEP-Harz Strom erforderlich. 

Bei der Herstellung von 1 kg Epoxidharz werden rund 6 kg Prozeßwasser benötigt. 

Für die Anlieferung der Einsatzstoffe aus Raffinerieerzeugung (Propylen und Benzol) 

wird ein Lkw-Transport über eine durchschnittliche Entfernung von 100 km angesetzt. 

Für die restlichen Stoffe (Chlor, Natronlauge und Kalkmilch) wird eine Transportentfernung 

von 500 km zugrundegelegt, wobei Lkw als Transportmittel eingesetzt 

werden. 

Bei der Herstellung von Epoxidharz fallen eine Reihe von Stoffen an (Salze, 

Dünnsäuren), über deren weitere Nutzbarkeit keine Informationen vorhanden sind und 

die deshalb nicht am KEA und den kumulierten Emissionen beteiligt. 


CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Für Epoxidharz ergibt sich ein KEA von 140,9 MJ/kgEP-Harz; die Aufteilung der 

Primärenergieaufwendungen auf die Einsatzstoffe zeigt Abbildung H-2. 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Propylen 56,1 0,962 0,8 2,8 1,3 5,2 8,8 0,0 0,2 

Benzol 52,2 1,27 1,1 4,2 3,3 6,2 8,6 0,0 0,5 

Chlor 19,5 1,19 1,0 1,6 1,4 3,0 0,1 0,1 0,1 

Natronlauge 21,8 1,33 1,1 1,8 1,6 3,4 0,1 0,1 0,2 

Kalkmilch 1,8 0,40 0,1 0,2 0,1 0,4 0,0 0,0 0,1 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

52 H. Epoxidharz 

Epoxidharz 

140.88 MJ (100,0 %) 

19.55 MJ (13,9 %) 


0.69 MJ (0,5 %) 

4.17 MJ (3,0 %) 


8.27 MJ (5,9 %) 

1.65 MJ (1,2 %) 

Benzol 

18.94 MJ (13,4 %) 

6.52 MJ (4,6 %) 

57.48 MJ (40,8 %) 

Chlor 

23.60 MJ (16,8 %) 

Abbildung H-2: KEA-Flußdiagramm der Epoxidharzherstellung 

In Tabelle H-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen die sich aus obigem 

Flußbild und den Informationen zu den vorgelagerten Ketten der Einsatzstoffe ergeben 

zusammengefaßt. 

Tabelle H-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von 

Epoxidharz 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Epoxidharz 140,9 6,11 4,1 21,8 25,0 24,1 15,7 0,3 3,5 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Einleitung 

I. Styrol-Butadien-Kautschuk 

Styrol-Butadien-Kautschuk (SBR) ist der am weitesten verbreitete Synthesekautschuk. 

Die Eigenschaften sind stark von den zugesetzten Füll-, Verstärkungsstoffen und 

Weichmachern abhängig. Das wichtigste Anwendungsgebiet ist die Herstellung von 

Fahrzeugbereifungen. Daneben wird SBR auch für Produkte wie Kabelummantelungen, 

Schläuche oder pharmazeutische Artikel eingesetzt. 

Durch entsprechende Zusätze kann eine hohe Abriebfestigkeit, Temperatur- Wetter- und 

Ozonbeständigkeit erreicht werden. 

Die für die Herstellung von Styrol-Butadien-Kautschuk erforderlichen Prozeßstufen sind 

in Abbildung I-1 schematisch dargestellt. 

Ethylen 

Ethylenbenzol 

Benzol 

Ethylenbenzol 

Herstellung 

Styrol 

Herstellung 

Styrol 


Transport 

Erdöl 

Erdöl 

Raffinerie 


zu SBR 

Butadien 

Styrol-Butadien-Kautschuk 

Abbildung I-1: Strukturbild zur Herstellung von Styrol-Butadien-Kautschuk 

53

54 I. Styrol-Butadien-Kautschuk 

2 Rohstoffe 


Styrol-Butadien-Kautschuk wird aus Styrol und Butadien synthetisiert. Die Herstellung 

von Styrol erfolgt, wie in Kapitel D.2 beschrieben, aus Ethylen und Benzol. Butadien 

wird aus der C4-Fraktion des Steamcrackers gewonnen (siehe Abschnitt E.2). 


Der KEA von Styrol wird aus Abschnitt D.2 übernommen. 

Die Gewinnung von Butadien aus der C4-Fraktion wird von der Benzol-Extraktion aus 

der BTX-Fraktion abgeleitet (Abschnitt D.2). Je Kilogramm Butadien ist danach ein 

Endenergieeinsatz von 1,0 MJ Raffineriegas, 1,6 MJ Dampf und 0,02 kWh Strom 

erforderlich. 


In Tabelle I-1 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Bereitstellung der 

Rohstoffe zur Styrol-Butadien-Kautschuk-Produktion dargestellt. 

Der KEA für die Herstellung von Styrol beträgt 63,7 MJ/kg. Butadien wird mit einem 

Primärenergieaufwand von 57,7 MJ/kg bereitgestellt. 

Tabelle I-1: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Bereitstellung von 

Rohstoffen zur Herstellung von Styrol-Butadien-Kautschuk 

Produkt 


3 Styrol-Butadien-Kautschuk 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

Die Copolymersisation von Styrol und Butadien zu Styrol-Butadien-Kautschuk wird 

heutzutage überwiegend in einem Emulsionsverfahren bei niedrigen Temperaturen 

(+5°C) durchgeführt. /Schw92/ 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Styrol 63,7 2,65 1,6 7,9 8,3 9,7 9,7 0,0 1,1 

Butadien 57,7 1,37 1,1 4,5 3,5 6,8 9,6 0,0 0,5 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

Styrol-Butadien-Kautschuk 55 


Zur Herstellung von 1 kg SBR werden bei diesem Verfahren 0,26 kg Styrol und 0,76 kg 

Butadien eingesetzt. Der Materialverlust beträgt 2%. 

An Prozeßenergien werden 0,5 kWh/kgSBR Strom, 1,8 MJ/kgSBR Heizöl und 8,3 MJ/kgSBR 

Dampf eingesetzt. 


In Tabelle I-2 sind der KEA und die kumulierten Emissionen zur Herstellung von 

Styrol-Butadien-Kautschuk angegeben. 

Tabelle I-2: Kumulierter Energieaufwand und Emissionen zur Herstellung von Styrol- 

Butadien-Kautschuk 

Produkt 


KEA 

[MJ] 

CO2 

[kg] 

CO 

[g] 

NOX 

[g] 

SO2 

[g] 

CH4 

[g] 

NMVOC 

[g] 

Styrol-Butadien-Kautschuk 78,8 3,20 2,0 13,2 14,2 12,9 11,4 0,0 2,0 

N2O 

[g] 

Staub 

[g]

1 Literaturverzeichnis 

Anhang 

/Joost98/ Joosten L. A. J.: 

Process Data Descriptions for the production of synthetic organic materials. 

Department of Science, Technlogy and Society at Utrecht University, 

Utrecht, Netherlands, 1998 

/Boust93/ Boustead I. 

Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 4: Polystyrene. 

European Centre for Plastics in the Environment (PWMI); 

Brussels, Belgium, 1993 

/Boust93b/ Boustead I. 

Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 2: Olefin Feedstock Sources. 



/Boust93c/ Boustead I. 

Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 3: Polyethylene and 

Polypropylene. 



/Boust97a/ Boustead I. 

Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 4: Polystyrene. 

Second Edition; Association of Plastic Manufacturers in Europe (APME); 


/Boust97b/ Boustead I. 

Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 10: Polymer Conversion. 




Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 9: Polyurethane Precursors 

(TDI, MDI, Polyols). Second Edition; Association of Plastic Manufacturers in Europe 

(APME); 


/Eber95/ Ebersperger R., Proksch H.: 

Energiebilanz von Pkw-Bauteilen aus PVC und alternativen Werkstoffen 

unveröffentlichte Studie am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik 

der TU-München; München 1995 

/EBI94/ Jess A.: 

Energieaufwand der Herstellung von Mineralölprodukten in Raffinerien in 

Deutschland. 

Studie des Engler-Bunte-Instituts im Auftrag der Forschungsstelle für 

Energiewirtschaft München; Karlsruhe 1994 

A-1

A-2 Anhang 

/Fest95/ Festl W.: 

Untersuchung von Wärmedämmstoffen als Grundlage einer ganzheitlichen 

Bewertung von Niedrigenergiehäusern. Diplomarbeit an der Forschungsstelle für 

Energiewirtschaft, München ausgegeben durch den Lehrstuhl für Energiewirtschaft 

und Kraftwerkstechnik der TU-München; München 1995 

/FfE98/ N.N.: 

Die Bereitstellung von elektrischer Energie in Deutschland (1996). 

Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München, 1998 

/FVV98/ Biedermann P., Dreier T.: 

Brennstoffzellen Studie - Ganzheitliche Systemuntersuchungen zur 

Energiewandlung durch Brennstoffzellen. Forschungsvereinigung 

Verbrennungskraftmaschinen e.V.; 

Frankfurt a.M. 1998 

/GEM/ Gesamt-Emissions-Modell Integrierter Systeme; Programm zur Analyse der 

Umweltaspekte von Energie-, Stoff- und Transportprozessen; Öko-Institut e.V., 

Darmstadt 1989-1999 

/GRU 2/ Hutter, C., Lilleike, J., Schwärzer, M.: 

Ganzheitliche energetische Bilanzierung von Grundstoffen und Halbzeugen, Teil II: 

Baustoffe , Forschungsstelle für Energiewirtschaft, München 1999 

/IFE98/ Fleißner T., Dreier T., Geiger B.: 

Materialinput pro Serviceeinheit - Kumulierter Energieaufwand, Vergleich zweier 

Bilanzierungsmethoden. unveröffentlichte Studie; München 1998 

/SEP/ N. N.: 

Datenbank zur Simulation Energetischer Prozeßketten. 

Lehrstuhl für Energiewirtschaft und Kraftwerkstechnik der TU-München 

/Schw92/ Schwarz O.: 

Kunststoffkunde. 4.Auflage; Vogel Buchverlag; Würzburg 1992 

/WIKU97/ Liedtke C., Roewer S., Meding L.: 

Materialintensitätsanalysen von Automobilkarosserien im Vergleich. 

unveröffentlichte Studie; Wuppertal Institut für Klima Umwelt Energie GmbH; 

Wuppertal 1997

Weiterführende Literatur A-3 

2 Weiterführende Literatur 


Eco-Profiles of the European polymer industrie - Report 6: Polyvinylchloride. 

Association of Plastic Manufacturers in Europe (APME); 



Eco-Profiles of the European plastic industrie - Report 11: Acrylonitrile-Butadiene- 

Styrene (ABS) and Styrene-Acrylonitrile (SAN). 




Eco-Profiles of the European polymer industrie - Report 6: Polyvinylchloride. 


Brussels, Belgium, 1998























Praxistests 









ENERGIEWIRTSCHAFT



Teil V Biogene Kraftstoffe 

Auftraggeber: 

Bayerische 



Bearbeitet am Lehrstuhl für Energiewirtschaft 

und Anwendungstechnik der TU München 

Bearbeiter: 

T. Dreier 





Tel.: (089) 158 121 - 0 

Fax: (089) 158 121 - 10 




1 Allgemeines...........................................................................................................1 

2 Definitionen und Methoden..................................................................................2 

2.1 Kumulierter Energieaufwand............................................................................................................................2 

2.2 Kumulierte Emissionen ....................................................................................................................................4 

3 Bereitstellung der Biomasse................................................................................5 

3.1 Allgemeine Festlegungen zur Pflanzenproduktion...........................................................................................5 

3.2 Feldarbeit.........................................................................................................................................................8 

3.2.1 Raps .....................................................................................................................................................9 

3.2.2 Zuckerrüben........................................................................................................................................10 

3.2.3 Miscanthus..........................................................................................................................................10 

3.2.4 Besonderheit des Energiepflanzenanbaus.........................................................................................12 

3.2.5 Organische Reststoffe ........................................................................................................................12 

3.3 Lagerung und Transport ................................................................................................................................13 

3.3.1 Raps ...................................................................................................................................................13 

3.3.2 Zuckerrüben........................................................................................................................................14 

3.3.3 Miscanthus..........................................................................................................................................14 

4 Gewinnung biogener Kraftstoffe .......................................................................15 

4.1 Rapsölgewinnung ..........................................................................................................................................15 

4.2 Rapsölraffination............................................................................................................................................16 

4.3 Umesterung ...................................................................................................................................................18 

4.4 Ethanolerzeugung aus Zuckerrüben..............................................................................................................21 

4.5 Wasserstofferzeugung aus Biomasse ...........................................................................................................24 

4.6 Methanolerzeugung aus Biomasse................................................................................................................27 

4.7 Biogas aus der anaeroben Vergärung ...........................................................................................................29 

5 Verteilung und Speicherung biogener Kraftstoffe...........................................33 

5.1 Flüssige Kraftstoffe ........................................................................................................................................33 

5.2 Gasförmige Kraftstoffe ...................................................................................................................................35 

6 Zusammenfassung .............................................................................................37 

6.1 Rapsöl............................................................................................................................................................38 

6.2 RME 39 

6.3 Ethanol...........................................................................................................................................................40 

6.4 Methanol ........................................................................................................................................................41 

6.5 Wasserstoff....................................................................................................................................................42 

6.6 Biogas43 

6.7 Quervergleich.................................................................................................................................................44 

6.8 Einfluß der Koppelproduktbewertung.............................................................................................................46 

7 Fazit......................................................................................................................50 

8 Literaturverzeichnis............................................................................................52

1 Allgemeines 

Die vorliegende Arbeit umfaßt die Analyse der Bereitstellung der Rohstoffe, der Umwandlung, 

der Speicherung und der Verteilung biogener Kraftstoffe (vgl. Abbildung 1-1). 

Bereitstelllung 

Umwandlung 

Verteilung/ 

Speicherung 

Raps 

Rapsölgewinnung, 

-raffination bzw. 

-umesterung 

Ethanolerzeugung 

Flüssige Kraftstoffe 

Transport und Betankung 

Zuckerrüben Miscanthus 

Methanolerzeugung 


Wasserstofferzeugung 

Gasförmige Kraftstoffe 

Verdichtung oder Verflüssigung 

Transport und Betankung 

Bioabfälle 

Abbildung 1-1: Übersicht über die Systematik bei der Bilanzierung biogener 

Kraftstoffe 

Biogaserzeugung 

Im Rahmen dieser Studie werden die für die ökologische und ökonomische Beurteilung 

der Lebenswege maßgeblichen Größen ermittelt. Demnach werden für den gesamten 

Lebensweg der nachwachsenden Rohstoffe 

• der Kumulierte Energieaufwand, Kumulierte regenerative Energieaufwand, 

Kumulierte nicht-regenerative Energieaufwand, 

• die energiebedingten und soweit möglich auch prozeßbedingte Emissionen an CO2, 

CO, CxHy, NOx und SO2 

analysiert. 

Als Bezugsgröße - auch funktionale Einheit bezeichnet - erscheint in der Landwirtschaft 

die Fläche als praktikabelste Größe. Vor allem wenn man bedenkt, daß Bioenergieträger 

fossile Brennstoffe substituieren sollen, ist der Flächenbezug als beschränkender Faktor 

von enormer Bedeutung (vgl. [DREI99]). Damit ergeben sich folgende Bezugsgrößen für 

die Bilanzierung 

• der Ertrag pro ha und Jahr für annuelle Energiepflanzen 

• der über die komplette Anbauperiode gemittelte jährliche Ertrag für mehrjährige 

Energiepflanzen. 

37266A99 

1

2 Biogene Kraftstoffe 

2 Definitionen und Methoden 

Im folgenden werden kurz die wichtigsten Definitionen und Methoden die im Rahmen 

der Prozeßkettenanalyse biogener Kraftstoffe angewendet werden vorgestellt. 

2.1 Kumulierter Energieaufwand 

Bei der Herstellung eines Kraftstoffes sind eine Vielzahl unterschiedlicher Prozesse zu 

betrachten, die in komplexer Weise miteinander verknüpft sein können. Durch die 

Verknüpfung vieler einzelner Prozesse entstehen sogenannte Prozeßketten, die mit 

zunehmender Detailtiefe eine verzweigte Baumstruktur aufweisen. Für jeden Prozeß 

wird eine Input-Output-Analyse und für alle Prozeßketten eine Prozeßkettenanalyse 

durchgeführt. Das Ziel dieser Prozeßkettenanalysen ist die Ermittlung des Kumulierten 

Energieaufwandes und der kumulierten Emissionen sowie der Kosten für ein Produkt 

oder eine Energiedienstleistung, hier die zurückgelegte Wegstrecke. Dieser Beitrag 

konzentriert sich auf die Darstellung der Ergebnisse zum Kumulierten Energieaufwand 

(KEA). Die Definitionen zum KEA lehnen sich an die VDI-Richtlinie 4600 an [VDI 

4600]: Der Kumulierte Energieaufwand gibt die Gesamtheit des primärenergetisch 

bewerteten Energieaufwands an, der im Zusammenhang mit der Herstellung, Nutzung 

und Entsorgung eines ökonomischen Gutes bzw. Gegenstandes (Produkt oder 

Dienstleistung) entsteht bzw. diesem ursächlich zugewiesen werden kann. Er stellt 

somit die Summe der kumulierten Energieaufwendungen für die Herstellung (KEAH), 

die Nutzung (KEAN) und die Entsorgung (KEAE) eines Gegenstandes dar. 

Als Grundlage für die zu erstellenden Prozeßketten werden zunächst die Energiebilanzen 

für die einzelnen Prozeßkomponenten dargestellt. Bei sämtlichen Betrachtungen 

wird im folgenden vorausgesetzt, daß die regenerativen Energien als unerschöpflich 

zur Verfügung stehende Energiequellen gewertet werden. Um dies deutlich 

zu machen, wird in den Energieflußbildern (vgl. Abbildung 2-1) der Prozeßketten 

• der Einsatz von regenerativer Energie durch einen Pfeil angedeutet, der von rechts 

oben in den Energiebilanzraum eintritt, 

• der Einsatz nicht-regenerativer Energieträger durch einen Pfeil dargestellt, der 

von oben in den Energiebilanzraum tritt, 

• der primärenergetisch bewertete Aufwand für die Anlagenherstellung, Fertigungsund 

Betriebsstoffe sowie für die Entsorgung etwaiger Reststoffe durch einen Pfeil 

von links dargestellt. 

Abbildung 2-1: Schema eines Energieflußbildes

Definitionen und Methoden 3 

Dabei erfolgt die primärenergetische Bewertung gemäß den Definitionen zum KEA. Bei 

den austretenden Verlusten handelt es sich nicht ausschließlich um tatsächlich 

auftretende energetische und stoffliche Verluste, sondern mit diesem Posten verlassen 

auch die primärenergetisch bewerteten Aufwendungen den Bilanzraum. Es erfolgt 

jedoch keine Unterscheidung zwischen den einzelnen Verlustposten. 

Eine unabdingbare Voraussetzung bei der Erstellung einer Energiebilanz ist die 

Erfüllung des ersten Hauptsatzes der Thermodynamik: Energie kann nicht erzeugt oder 

vernichtet werden, sondern nur von einem System zu einem anderen System 

transportiert oder transformiert werden. Dieses physikalische Gesetz bedingt auch für 

die primärenergetische Bilanzierung folgende Forderung: Die Summe aller Einträge in 

einen Bilanzraum muß gleich der Summe aller Outputs sein. Dies bedeutet für die 

Bilanzierung regenerativer Systeme, daß der regenerative Energieeintrag in das System 

nicht zu Null gesetzt werden darf. Es muß also der tatsächliche Eintrag -bei der 

Biomasse beispielsweise in Höhe des Energieinhaltes- mitgezählt werden. 

Dieses Vorgehen führt bei der Bestimmung der aggregierten Größe KEA dazu, daß die 

Qualität der verschiedenen Energieträger und -techniken die in den Prozeßketten zum 

Einsatz kommen verloren geht. In [DREI99] werden deshalb Kenngrößen definiert und 

eine Methodik vorgestellt, die eine differenzierte Betrachtung der verschiedenen 

Energiesysteme ermöglicht. 

Mit Hilfe der definierten Kenngrößen und dem methodischen Ansatz ist bei der 

Bewertung der untersuchten Systeme, aufgrund der getrennten Bilanzierung von 

regenerativen und nicht-regenerativen Energieaufwendungen eine ausgewogene 

Beurteilung der unterschiedlichen Qualität der Techniken möglich. Der Kumulierte 

Energieaufwand setzt sich aus folgenden Komponenten zusammen: 

Kumulierter regenerativer Energieaufwand KRA 

wird der Energieaufwand genannt, der sich als Summe aller regenerativer 

Energieaufwendungen ergibt, die für die Bereitstellung eines Produktes oder einer 

Energiedienstleistung erforderlich sind. 

Kumulierter nicht-regenerativer Energieaufwand KNRA 

wird der Energieaufwand genannt, der sich als Summe aller nicht-regenerativer 

Energieaufwendungen ergibt, die für die Bereitstellung eines Produktes oder einer 

Energiedienstleistung erforderlich sind. 

Damit wird der KEA in die Teilkomponenten KRA und KNRA unterteilt: 

KEA = KRA + KNRA 

Biogener Kraftstoffertrag WNetto 

wird der biogene Energieertrag genannt, der sich auf einer land- bzw. forstwirtschaftlichen 

Fläche erzielen läßt. WNetto ist der Energieinhalt des biogenen Kraftstoffes bzw. 

des Biomasseenergieträgers beim Endverbraucher, er wird üblicherweise in MJ/m² oder 

GJ/ha angegeben. 

Energiegewinn WKraftstoff 

Eine entscheidende Größe für die energetische Qualität eines Landnutzungssystems 

oder eines Landwirtschaftbetriebes ist dessen als Ernteertrag zu bilanzierender 

Energiegewinn. Für die biogenen Kraftstoffe wird dabei der folgende Algorithmus zur 

Berechnung verwendet:


WKraftstoff = WNetto - KNRA 

Der Energiegewinn wird üblicherweise in MJ/m² oder GJ/ha angegeben. 

Bereitstellungsnutzungsgrad b 

Der Bereitstellungsnutzungsgrad eines Kraftstoffes ist das Verhältnis des 

Energieinhalts des Stoffes Hu am Einsatzort (Endverbraucher) zum Kumulierten 

Energieaufwand für die Bereitstellung; hier ist dies also die Summe von regenerativen 

und nicht-regenerativen Energieaufwendungen berücksichtigt: 

b WNetto 

= 

KEA 

Erntefaktor EF 

Der Erntefaktor ist das Verhältnis zwischen dem Energieinhalt des Stoffes am 

Einsatzort (Endverbraucher) und dem nicht-regenerativen Energieaufwand. Er setzt die 

beim Endverbraucher ankommende Energie mit dem Kumulierten nicht-regenerativen 

Energieaufwand für dessen Bereitstellung ins Verhältnis: 

EF 

WNetto 

= 

KNRA 

2.2 Kumulierte Emissionen 

Die Vergleichbarkeit von Energieträgern und -konzepten, insbesondere die daraus 

abgeleiteten Handlungsempfehlungen, werden auch maßgeblich von der Bewertung der 

auftretenden Emissionen beeinflußt. Daher ist es unerläßlich, daß bei der Ermittlung 

des Kumulierten Energieaufwandes auch die Emissionen mit ausgewiesen werden. Im 

Rahmen dieser Studie werden auf Grundlage eigener Berechnungen und auf Basis 

verschiedener Quellen folgende Emissionen ausgewiesen: CO2, CO, CxHy, NOx und SO2. 

Der Energieverbrauch stellt im Wesentlichen die Grundlage der im folgenden dargestellten 

Daten dar. Dabei werden die CO2- und SO2-Emissionen mittels der 

Elementarzusammensetzung der eingesetzten Brennstoffe berechnet. Die diesen 

Berechnungen zugrundeliegenden Algorithmen und deren Herleitung entstammen 

[DREI 98]. 

Aufgrund des gewählten Berechnungsansatzes erhält man sowohl für CO2 als auch für 

SO2 einen maximalen Emissionswert, da von einer vollständigen Verbrennung 

ausgegangen wird. Eine eventuell installierte Rauchgasentschwefelungsanlage oder die 

bei festen Brennstoffen teilweise sich ergebende Ascheeinbindung kann gesondert 

berücksichtigt werden. 

Bei der Verbrennung nachwachsender Rohstoffe werden die CO2-Emissionen 

nicht mit bilanziert, da wie bereits eingangs erläutert, das bei der Verbrennung 

der Biomasse freigesetzte CO2 während der Aufwuchsphase in der Pflanze 

gebunden wurde. 

Für die Emissionen an CO, CxHy und NOx werden weitgehend Werte aus [GEMIS] 

herangezogen. Sofern andere Werte verwendet werden, wird dies an entsprechender 

Stelle gekennzeichnet. Neben den Emissionen die direkt mit dem Endenergieeinsatz für 

ein Produkt oder eine Dienstleistung verbunden sind, werden auch prozeß- und 

transportbedingte Emissionen, soweit möglich, ausgewiesen.

Bereitstellung der Biomasse 5 

3 Bereitstellung der Biomasse 

3.1 Allgemeine Festlegungen zur Pflanzenproduktion 

Jeder landwirtschaftliche Betrieb kann als ein System betrachtet werden. Systeme 

zeichnen sich dadurch aus, daß sie sich aus einer Anzahl von Objekten bzw. Elementen 

zusammensetzen, zwischen denen bestimmte Beziehungen bestehen oder hergestellt 

werden können. Systeme werden durch ihre Elemente bzw. Systemkomponenten, die 

Beziehungen zwischen den Systemkomponenten und deren Wechselwirkungen mit der 

Umwelt charakterisiert. Die Beziehungen der einzelnen Systemkomponenten 

zueinander können vielfältig gestaltet sein und beeinflussen die Primärenergiebilanz 

eines landwirtschaftlichen Betriebes in unterschiedlicher Weise. Um die in dieser 

Studie bilanzierten biogenen Energieträger beurteilen zu können, müssen einige dieser 

Systemkomponenten bzw. Elemente festgelegt werden und deren Einfluß in Form einer 

Sensitivitätsanalyse in weiterführenden Untersuchungen überprüft werden. Im 

Rahmen dieser Studie werden für die landwirtschaftlichen Systemkomponenten 

folgende Festlegungen getroffen: 

• Landbauform: intensiver Landbau (momentan in Deutschland vorherrschend) 

• Standort: deutscher Betrieb bei mittleren klimatischen Verhältnissen 

• Betriebsgröße: 50 ha 

• Schlaggröße: 5 ha 

• Fruchtfolge: keine Differenzierung nach verschiedenen Fruchtfolgen, die 

Energiepflanzen werden in heute übliche Fruchtfolgen integriert 

• landwirtschaftliche Betriebsmittel (Saatgut, Düngemittel, Pflanzenschutzmittel 

etc.): werden berücksichtigt 

• Ertrag: 

Um die Bandbreite der in der Bundesrepublik Deutschland erwirtschafteten 

Erträge abzudecken, werden durchschnittliche Erträge für die Kulturpflanzen 

angesetzt 

Die Festlegung der Ertragsklassen erfolgt anhand von Statistiken und Literaturwerten. 

Soweit es möglich ist, werden mehrjährige Mittelwerte für die Ertragshöhen 

herangezogen. In Tabelle 3-1 sind die im Rahmen dieser Studie verwendeten 

Erntemengen dargestellt. 

Es werden die derzeit in Deutschland üblichen Kornerträge der Rapspflanzen und 

Zuckerrübenerträge zugrundegelegt. Für die Rapspflanzen werden anhand der Korn- 

Stroh-Verhältnisse die Stroh- und Ganzpflanzenerträge errechnet. 

Für die mehrjährigen Energiepflanzen liegen keine langjährigen, repräsentativen 

Ertragswerte vor. Daher wurden die Erträge aus verschiedenen Untersuchungen 

hergeleitet. Damit entsprechen diese Werte dem derzeitigen Kenntnisstand.


Tabelle 3-1: Einteilung der Erntemengen in Ertragsklassen [STAT 96] [MÜNZ 97] 

[LKR 95] [HESS 88] und eigene Berechnungen 

Kulturpflanzen Durchschnittsertrag 

in dt/ha 

Winterraps, Korn, intensiver 

Landbau 

Winterraps, Stroh, intensiver 

Landbau 

Wassergehalt in % 1 

30 9 

51 15 

Zuckerrübe, Rüben 512 76 

Miscanthus 190 0 

Miscanthus ist eine sogenannte C4-Pflanze, die sich durch einen besonderen CO2- 

Metabolismus in der Photosynthese auszeichnet. Miscanthus stellt ähnliche Ansprüche 

an das Klima wie Mais und benötigt mittlere Jahrestemperaturen von mehr als 8 °C. 

Gute Miscanthusstandorte zeichnen sich durch eine gute Durchlüftung und ein 

ausreichendes Wasserangebot von mindestens 500 bis 600 mm Niederschläge während 

der Vegetationsperiode aus [SCHW 95]. Ein besonderes Problem des Miscanthusanbaus 

besteht in der Frostempfindlichkeit der Pflanzen und in den zum Teil sehr hohen 

Auswinterungsverlusten nach der Pflanzung. 

Die bisherigen Forschungsergebnisse konnten jedoch die anfangs hohen Ertragserwartungen 

bei Miscanthus von bis zu 40-50 t Trockenmasse (TM) pro Hektar nicht 

bestätigen. Statt dessen scheinen jährliche Erträge von 17 bis 30 t TM/ha nach einer 

Aufwuchsphase von zwei bis drei Jahren eher realistisch zu sein [MÜNZ 97]. Diese 

Ergebnisse werden durch Untersuchungen an verschiedenen Standorten von El Bassam 

[BASS 97] und Schwarz [SCHW 95] bestätigt. Zur Berechnung des jährlichen 

Durchschnittsertrags sind auch die ersten drei Jahre der Aufwuchsphase zu 

berücksichtigen. Dabei wird im Rahmen dieser Studie unterstellt, daß der 

Biomasseaufwuchs im ersten Jahr nicht nutzbar ist, im zweiten Jahr 6 t/ha und im 

dritten Jahr 12 t/ha nutzbar sind. Unterstellt man eine Nutzungsdauer der Pflanzen von 

15 Jahren, ergibt sich das in Tabelle 3-1 dargestellte Ertragsniveau. Dabei ist jedoch zu 

beachten, daß diese Werte lediglich bei einer Ernte im Herbst erzielbar sind. Bei einer 

Ernte im Frühjahr hingegen ergeben sich Ertragseinbußen von rund 20 %. Diese 

entstehen durch das Herabfallen von Pflanzenmaterial während des Winters, damit wird 

die Nährstoffzufuhr des Bodens zwar unterstützt, trotzdem wird eine Ernte im Herbst 

empfohlen [BASS 97]. 

Die Einsatzmengen und die Energieaufwendungen der in der Landwirtschaft verwendeten 

Betriebsstoffe sind in [DREI98] detailliert analysiert worden. Die im Rahmen 

dieser Studie verwendeten Zahlenwerte sind in Tabelle 3-2 bis Tabelle 3-3 


1 die Ernteerträge beziehen sich auf die hier angegebenen Wassergehalte, d.h. für Miscanthus handelt es sich um den 

Ertrag an Trockenmasse


Tabelle 3-2: Spezifischer Energieaufwand für die Bereitstellung von Saat- und Pflanzgut 

[KORO86] und eigene Berechnungen 

Kulturpflanze Herstellung Verpackung Transport/Distribution KEA 

MJ/kgSaatgut MJ/kgSaatgut MJ/kgSaatgut MJ/kgSaatgut 

Raps 2,6 0,2 0,18 27,9 

Zwischenfrucht 1,5 0,2 0,18 26,8 

Zuckerrüben 98 0,2 0,18 98,3 

Miscanthus in MJ/Setzling 0,3 0,2 0,02 0,5 

Tabelle 3-3: Einsatzmenge an Saat- bzw. Pflanzengut nach [HYD 93] 

Kulturpflanze Einheit Spannbreite angesetzter Wert 

Raps kgSaatgut/ha 2 bis 10 6 

Zwischenfrucht kgSaatgut/ha 10 bis 30 20 

Zuckerrüben kgSaatgut/ha 4 bis 8 6 

Miscanthus Setzlinge/ha 8000 bis 25000 15000 

Den Bilanzraum für die ganzheitliche Analyse des Primärenergieverbrauchs der 

Biokraftstoffe stellt Deutschland dar, d.h. es muß ein für Deutschland 

durchschnittlicher Düngemittelbedarf für die jeweiligen Kulturen angesetzt werden. 

Auf eine Differenzierung der verschiedenen Einflußparameter (z.B. 

Bodenbeschaffenheit, Fruchtfolgegestaltung, Witterung) und ihrer Wechselwirkungen 

kann nicht eingegangen werden. Vielmehr wird im Rahmen dieser Studie für die 

einzelnen untersuchten Kulturpflanzen mit den in Tabelle 3-4 dargestellten Werten für 

den Düngemittelbedarf gerechnet. Diese Daten orientieren sich an Werten aus einer 

Untersuchung der Landwirtschaftskammer Rheinland [LKR 95], [HYD 93] und 

Erfahrungswerten der Bayerischen Landesanstalt für Pflanzenbau und Bodenkultur 

[HEG 96][MÜNZ 97]. 

Tabelle 3-4: Durchschnittlicher Bedarf an Düngemitteln für den intensiven Landbau 

Intensiver Landbau Stickstoff Phosphor Kalium Calcium 

in kg Nährstoff/ha 

Raps 101 53 30 400 

Zuckerrüben 101 55 138 400 

Miscanthus 42 14 103 400 

Unter anderen örtlichen Gegebenheiten kann es zu einer erheblichen Unter- bzw. 

Überschreitung dieser Werte kommen. Der Kalkdüngerbedarf wird für alle 

Kulturpflanzen gleich hoch angesetzt, da von einer sogenannten dreijährigen 

Erhaltungskalkung ausgegangen wird [HYD 93].


Tabelle 3-5: KEAH für die Düngemittelbereitstellung [DREI98] 

Die Pflanzenschutzmittel (PSM, Pestizide, Biozide) werden je nach ihrer Anwendung in 

verschiedene Wirkungsklassen unterteilt. Die mengenmäßig bedeutendsten sind dabei 

die Herbizide, Fungizide und Insektizide. Der Kumulierte Energieaufwand zur 

Bereitstellung der Pflanzenschutzmittel beim Landwirt ergibt sich für: 

• Herbizide zu 296 MJ/kgWirkstoff 

• Fungizide zu 133 MJ/kgWirkstoff 

• Insektizide zu 253 MJ/kgWirkstoff 

• Sonstige zu 137 MJ/kgWirkstoff. 

Die eingesetzte Menge wird von vielen Faktoren, wie z.B. Standort, Klima und 

Nährstoffversorgung, beeinflußt. Im Rahmen dieser Studie werden Durchschnittswerte 

für Deutschland angesetzt. Diese sind Tabelle 3-6 zu entnehmen. 

Tabelle 3-6: Pflanzenschutzmittelmengen in kgWirkstoff/ha nach [WINT 93] [VITO 96] 

3.2 Feldarbeit 

Düngemittel KEAH 

MJ/kgWirkstoff 

Stickstoffdünger 48,4 

Kaliumdünger 8,7 

Phosphatdünger 17,5 

Kalkdünger 2,6 

Nachwachsender Rohstoff Pflanzenschutzmittelaufwand 

Miscanthus 2 

Herbizide Fungizide Insektizide Sonstiges 

in kgWirkstoff/ha 

1,5 0 0 0 

Raps 2,5 1,2 2 0 

Zuckerrüben 1,5 1 1 2 

Der Primärenergieaufwand zur Bereitstellung verschiedener Kulturpflanzen umfasst 

neben dem primärenergetisch bewerteten Kraftstoffverbrauch der Maschinen auch 

deren Herstellungs-, Instandhaltungs- und Entsorgungsaufwendungen sowie die 

Bereitstellung der im vorangegangenen Abschnitt beschriebenen Betriebsstoffe (vgl. 

Abbildung 3-1). 

2 Bei Miscanthus wird nur in den ersten beiden Jahren PSM-Mittel ausgebracht (siehe Kap. 3.2.4.)


Betriebsstoffe 

(Saatgut, Düngemittel, 

Pflanzenschutzmittel) 

Betriebsmittel 

(Schlepper, Erntemaschinen,Bodenbearbeitungsgeräte 

etc.) 

Energieaufwand für die Feldarbeit 

Kraftstoffverbrauch 

von Schleppern, 

Erntemaschinen etc. 

Abbildung 3-1: Vorgehen bei der Ermittlung des Primärenergiebedarfs zur Bereitstellung 

von Energiepflanzen 

Die Bestimmung der Primärenergieaufwendungen für die Betriebsmittel erfolgte in 

[DREI98]. Für die Ermittlung des Kraftstoffverbrauches wurde in [DREI 98] eine 

Methodik entwickelt, um in Abhängigkeit vom verfügbaren Maschinenpark, des Arbeitszeitbedarfs, 

der Arbeitsphasen, des Arbeitsniveaus und landwirtschaftlicher Systemkomponenten 

(siehe Kapitel 3.1) den Primärenergiebedarf herzuleiten. 

In der Folge werden die für die Bereitstellung von Energiepflanzen notwendigen 

Arbeitsverfahren in der Landwirtschaft kurz erläutert und die erforderlichen Daten zur 

Bestimmung des Primärenergiebedarfs zusammengefaßt. 

3.2.1 Raps 

Bevor das Saatgut auf das Feld ausgebracht werden kann, muß der Acker mit einer 

Gerätekombination vorbereitet werden. Anschließend erfolgt das Säen mit einer 

mechanischen Anbau-Drillmaschine. Im Verlauf der darauf anschließenden Aufwuchsphase 

des Getreides sind insgesamt zwei Mineraldüngergaben und drei Pflanzenschutzmittelbehandlungen 

erforderlich. Hierfür werden die entsprechenden Anbaugeräte mit 

einem relativ kleinem Schlepper mit 55 kW eingesetzt. 

Die Ernte der Rapssaat erfolgt im Direktdrusch mit einem selbstfahrenden 

Mähdrescher mit einer Leistung von 95 kW und einer Arbeitsbreite von 3 m. Neben dem 

Mähdrescher fährt ein Schlepper mit Anhänger, der die geerntete Rapssaat im 

Parallelverfahren aufnimmt. Das aufgenommene Erntegut wird ohne Umladen auf 

einen anderen Anhänger vom Feld abtransportiert (siehe Kapitel 3.3). Das Rapsstroh 

verbleibt auf dem Feld und wird mit dem Schwergrubber in den Boden eingearbeitet. 

Hierfür wird der leistungsstärkere Allradschlepper eingesetzt. Der Mineralstoffgehalt 

des auf dem Feld verbleibenden Reststrohs wird dabei dem Arbeitsgang gutgeschrieben. 

Schließlich erfolgt mit einem Anbau-Kehrpflug die Vorbereitung des Feldes auf die 

nächste Frucht. Die Primärenergieaufwendungen sind in Tabelle 3-7 zusammengefaßt.


Tabelle 3-7: Primärenergieaufwendungen für die Feldarbeit zur Rapsbereitstellung 

Bilanzposten MJ/ha 

Rapskörner 71492 

Feldarbeit (Diesel) 3740 

Betriebsstoffe (Saatgut, Düngemittel, Pflanzenschutzmittel) 8823 

Feldarbeit (Anlagenherstellung) 795 

Rapskörner vom Feld 71492 

3.2.2 Zuckerrüben 

Beim Zuckerübenanbau wird die Saatbettvorbereitung mit einer 

Saatbeetgerätekombination vorgenommen. Dazu sind zwei Arbeitsgänge erforderlich. 

Das Saatgut wird mit Anhängern zum Feld transportiert und mit einem mechanischen 

Einzelkornsaatgerät auf das Feld ausgebracht. Während des Aufwuchses werden zwei 

Düngemittelgaben und vier Biozidspritzungen durchgeführt. Ferner sind je zwei 

Arbeitsgänge mit dem Hackstriegel und mit der Hackmaschine erforderlich. Diese 

Arbeiten werden alle mit einem 55 kW-Schlepper durchgeführt. Die Ernte erfolgt mit 

einem vom Schlepper gezogenen Rübenköpfrodebunker. Die Rüben werden dabei auf 

einen parallel fahrenden Anhänger übergeladen. Die Rübenblätter verbleiben 

gehäckselt auf dem Feld und werden mit dem Schwergrubber, der von einem 95 kW- 

Allradschlepper gezogen wird, in den Boden eingearbeitet. Der Mineralstoffgehalt der 

auf dem Feld verbleibenden Blätter wird dabei dem Arbeitsgang gutgeschrieben. Die im 

parallelfahrenden Wagen gesammelten Rüben werden am Feldrand abgebunkert und 

dort zwischengelagert. Abschließend erfolgt mit einem Anbau-Kehrpflug die Vorbereitung 

des Feldes auf die nächste Frucht. 

Die für den Zuckerrübenanbau resultierenden Ergebnisse zum Primärenergieaufwand 

sind in Tabelle 3-8 dargestellt. 

Tabelle 3-8: Primärenergieaufwendungen für die Feldarbeit zur 

Zuckerrübenbereitstellung 

3.2.3 Miscanthus 


Zuckerrüben 196371 


Betriebsstoffe (Saatgut, Düngemittel, 


9902 


Zuckerrüben vom Feld 196371 

Bei Miscanthus wird wie bei den anderen Kulturpflanzen das Saatbett mit einer 

Gerätekombination in zwei Arbeitsgängen auf die Bestellung vorbereitet. Bei der 

Pflanzung der Setzlinge kann auf die Techniken aus der Forstwirtschaft zurückgegriffen 

werden. Die mit einem Anhänger an das Feld angelieferten Setzlinge werden mit einer 

Miscanthuspflanzmaschine gepflanzt. Die Pflanzzeit für Miscanthus ist nach den 

bisherigen Erfahrungen von Mitte Mai bis in den August hinein möglich. Der Anpflanzungserfolg 

hängt sehr entscheidend von den Bedingungen nach der Anpflanzung


ab (Bodentemperatur > 10 °C und Regen direkt im Anschluß an die Pflanzung ist sehr 

günstig für den Gesamterfolg) [FFE 93]. Es werden in der Regel ca. 15000 Pflanzen pro 

Hektar in einem Reihenabstand von etwa 1 m ausgepflanzt. Im ersten Anbaujahr 

werden zwei Pflanzenschutzmittelbehandlungen durchgeführt, im zweiten Jahr nur 

noch eine und in den darauf folgenden Jahren wird auf eine Biozidbehandlung 

vollständig verzichtet [WINT 93] [FFE 93] [HART 95] [ISEN 92]. Eine mechanische 

Unkrautbekämpfung erfolgt nicht. Nach jeder Ernte erfolgt eine Düngung mit dem 

Schleuderdüngerstreuer. Die bisher genannten Arbeitsverfahren werden mit einem 55 

kW-Schlepper durchgeführt. Der einjährige Bestand ist im Frühjahr abzuernten, er ist 

aber wirtschaftlich nicht von Bedeutung. Ab dem zweiten Jahr bilden die 

herabfallenden Blätter eine unkrauthemmende Mulchschicht. Der Ertrag des 

zweijährigen Bestandes kann bereits die variablen Kosten decken, der Maximalertrag 

wird jedoch erst ab dem 4. Jahr erreicht. Die Ernte erfolgt ab dem 2. Jahr in den 

Monaten Februar und März mit noch häufigen Bodenfrösten (Schonung des 

Neuaufwuchs und gute Befahrbarkeit des gefrorenen Bodens). In diesem Zeitraum 

werden Wassergehalte von 20 bis 30 % erreicht. Die Vollernte des stehenden Bestandes 

mit einem Feldhäcksler hat sich bisher als das zweckmäßigste Verfahren erwiesen. 

Hierzu wird auf die Techniken der Maisernte zurückgegriffen. Die Belastung der 

Schneidewerkzeuge und der erforderliche Kraftbedarf sind allerdings bei Miscanthus, 

aufgrund der stärkeren Verholzung deutlich höher [SCHWE 94]. Es wird deshalb ein 95 

kW-Allradschlepper für den Betrieb des Häckslers eingesetzt. Das Erntegut wird von 

einem Exaktfeldhäcksler zerkleinert und im Parallelverfahren auf einen Anhänger 

verladen; dabei tritt ein Massenverlust von 1% auf. Der dargestellten Berechnung liegt 

eine Nutzungsdauer der Pflanzen von 15 Jahren zugrunde, beginnend mit dem Jahr der 

Anpflanzung. In der Diskussion sind auch andere Nutzungszeiten, wie z.B. 10 oder 20 

Jahre. Auf die im Zusammenhang mit der Nutzungsdauer bestehende Unsicherheit bei 

der Ertragsabschätzung wurde bereits hingewiesen (siehe Kapitel 3.1), dies trifft in 

gleicher Weise auf die anteilsmäßige Umlegung des Energiebedarfs auf die 

Nutzungsdauer zu. Nach Ende der Nutzungsdauer erfolgt der Umbruch des Bestandes. 

Hierfür erfolgt eine Bearbeitung mit einem Schlegelmulchgerät, mit einem 

Schwergrubber, mit einer Anbaufräse und schließlich mit einem Anbaukehrpflug. 

Die Ergebnisse für den Anbau und die Ernte von Miscanthus sind in Tabelle 3-9 


Tabelle 3-9: Primärenergieaufwendungen für die Feldarbeit zur 

Miscanthusbereitstellung 


Miscanthus 338912 


Betriebsstoffe (Saatgut, Düngemittel, 


4769 


Miscanthus vom Feld 335523


3.2.4 Besonderheit des Energiepflanzenanbaus 

Bei der ganzheitlichen Bilanzierung von Stoff- und Energieflüssen werden für jeden 

einzelnen Prozeß die damit verbundenen Aufwendungen ermittelt und zugeordnet. 

Dabei werden die einzelnen Ergebnisse für die Bilanzräume gemäß den Definitionen 

zum KEA kumuliert; es handelt sich also ausschließlich um Additionen. 

Das Vorgehen bei der Bilanzierung des Energiepflanzenanbaus unterscheidet sich 

davon insofern, daß bei Verzicht bzw. Nichterfolgen des Energiepflanzenanbaus auch 

Feldarbeiten, mit denen Aufwendungen verbunden sind durchgeführt werden müssen. 

Deshalb muß unter dieser Voraussetzung dem Anbau von Energiepflanzen ein 

Referenzsystem gegenübergestellt werden: 

• die in die Fruchtfolge integrierte Rotationsbrache und 

• die Dauerbrache auf einer Fläche. 

Die Bracheflächen müssen kultiviert, d.h. aktiv begrünt werden. Das System mit 

integrierter Rotationsbrache wird den annuellen Energiepflanzen zugeordnet, das 

System Dauerbrache wird den mehrjährigen Energiepflanzen gegenübergestellt, wobei 

die Nutzungsdauern der Energiepflanzen mit denen der kultivierten Brachfläche 

abgestimmt werden. 

Die ermittelten Aufwendungen für diese Referenzsysteme müssen anschließend von der 

untersuchten Prozeßkette subtrahiert werden. Dies bedeutet, daß die Aufwendungen 

für die Kultivierung der Rotationsbrache und der Dauerbrache ebenfalls bilanziert 

werden müssen. Dabei müssen auch eventuell auftretende Gutschriften, wie dem Boden 

zugeführte Nährstoffe, berücksichtigt werden. Die Ergebnisse sind in Tabelle 3-10 

dargestellt. 

Tabelle 3-10: Primärenergieaufwendungen bzw. -gutschrift für die Feldarbeit bei 

Brachflächen 


Rotationsbrache -456 

Dauerbrache 730 

3.2.5 Organische Reststoffe 

Die Umwandlung von organischen Stoffen zu Methan bietet sich vor allem bei feuchten 

Substraten mit einem Brennwert unter 3,5 - 4,5 MJ/kg an, da das Substrat vor 

Faulbeginn einen Wasseranteil von mindestens 90 % haben muß. Bei Substraten mit 

einem Brennwert über den oben genannten Zahlen ist die direkte Verbrennung meist 

energetisch günstiger [WAG 97]. 

Folgende Rohstoffe können für Substrate, die zur Gasgewinnung geeignet sind, genannt 

werden: 

• Fäkalien aus der Landwirtschaft, die aus der Tierhaltung stammen, 

• kommunale Klärschlämme aus der Abwasserreinigung, 

• organische Abfälle aus der Nahrungs- und Genußmittelindustrie (dazu zählen 

auch Schlachthöfe).


Bei den genannten Substratquellen steht jedoch meist nicht die Absicht der 

Energiegewinnung, sondern der Gedanke des Umweltschutzes durch Umwandlung der 

Substrate im Vordergrund. 

Es handelt sich dabei ausschliesslich um Rest- und Abfallstoffe. Die eingesetzten 

Abfallstoffe werden mit dem Heizwert bewertet. Es fallen also keine zusätzlichen 

Bereitstellungsaufwendungen für die Rohstoffe an, die Biogasproduktion bildet somit 

eine Ausnahme bei der biogenen Kraftstofferzeugung. 

3.3 Lagerung und Transport 

3.3.1 Raps 

Im Rapskorn sind ca. 40 % Rapsöl enthalten. Für die Gewinnung des Rapsöls aus den 

Körnern stehen grundsätzlich zwei Verfahrensmöglichkeiten zur Auswahl: die 

dezentrale Ölgewinnung in Kleinanlagen bereits beim landwirtschaftlichen Betrieb 

durch Kaltpressen oder im industriellen Maßstab in großen Ölmühlen durch ein 

kombiniertes Verfahren von Pressung und Extraktion. Die dezentrale Gewinnung von 

Rapsöl wird heute aus Kostengründen kaum verfolgt, obwohl man dabei das beim 

Pressen zurückbleibende Schrot direkt auf dem Hof an die Tiere verfüttern könnte. Das 

übliche Verfahren für die Rapsölgewinnung ist die Verarbeitung in Großanlagen. 

Derzeit existieren in Deutschland 10 industrielle Ölmühlen, die zwischen 100 000 und 

800 000 t Ölsaaten jährlich verarbeiten [RAPS 96]. Für die Logistik der 

Rapssaatbereitstellung wird in dieser Studie daher folgendes Vorgehen zugrundegelegt: 

Nach der im Parallelverfahren auf einen Anhänger übergebenen Rapssaat wird die Saat 

vom Feld zur Genossenschaft transportiert. Dort wird das Erntegut in ein 

Zwischenlager untergebracht. Bei einem typischen Wassergehalt nach der Ernte von 15 

% ist für eine Lagerung von mehr als 10 Tagen ein Trocknung erforderlich [HYD 93]. 

Die Rapskörner werden deshalb mit einem Umlauftrockner vor der Einlagerung auf 9 % 

Wassergehalt getrocknet und anschließend mit einer Förderschnecke in die Silolager 

befördert. Bei Bedarf wird die Saat zu den Ölmühlen transportiert. Für die Auslagerung 

fällt kein Energieaufwand an, da ein Silo mit Auslauftrichter unterstellt wird. Der 

Transport zu den Ölmühlen erfolgt gegenwärtig zu einem großen Teil mit 

Binnenschiffen, da die meisten Ölmühlen direkt an den großen Wasserstraßen liegen 

[REIN 93]. Es wird angenommen, daß der Transport über 200 km zur Ölmühle zu 20 % 

mit Lkws, zu 10 % mit der Bahn und zu 70 % mit Binnenschiffen erfolgt. Ferner wird 

von einem Transportverlust von 1 % ausgegangen. Mit diesen Annahmen ergeben sich 

für den Transport, die Lagerung und den erneuten Transport des Ernteguts die in 

Tabelle 3-5 dargestellten Primärenergieaufwendungen. 

Tabelle 3-11: Energieaufwendungen für den Transport und die Lagerung von 

Rapskörnern 



Transport und Lagerung 1490 

Anlagenherstellung 27 

Rapskörner bei der Umwandlung 70777


3.3.2 Zuckerrüben 

Bei der Ethanolherstellung aus Zuckerrüben ist nur ein Anteil von etwa 16 % der 

Rübenmasse an Zucker nutzbar. Die Ethanolherstellung ist im Gegensatz zur 

Raspölgewinnung nur im großtechnischen Maßstab möglich. Um für eine bessere 

Auslastung der Aufbereitungsanlagen zu sorgen muß ein Teil der Rüben 

zwischengelagert werden. Dies geschieht derzeit über einen Zeitraum von etwa 1 bis 2 

Monaten am Feldrand, da dies die günstigste Variante ist. Eine Lagerung kann jedoch 

nicht über einen längeren Zeitraum erfolgen, da der nutzbare Zuckergehalt mit der 

Dauer der Lagerung abnimmt. Die Rüben werden üblicherweise in mehreren 

Teillieferungen zur Anlage transportiert. Die Deutsche Bahn hat sich aus dem 

Rübentransport zurückgezogen, der Transport erfolgt deshalb je zur Hälfte mit Lkws 

und Schleppern (mit zwei Anhängern). Bei der Beladung der Transportfahrzeuge 

werden die Rüben bereits mit einem Reinigungslader vorgereinigt. Anschließend werden 

sie über eine Strecke von 30 km zur Aufbereitungsanlage transportiert. Die 

Energieaufwendungen sind in Tabelle 3-12 zusammengefaßt. 


Zuckerrüben 

3.3.3 Miscanthus 





Zuckerrüben bei der Umwandlung 194407 

Das Erntegut wird wie bereits zuvor erläutert, im Parallelverfahren auf einen Anhänger 

übergeben. Das Häckselgut besitzt ein relativ geringes Schüttgewicht. Daher wird man 

bestrebt sein, die Entfernungen zu den Konversionsanlagen möglichst gering zu halten. 

Im Rahmen dieser Studie wird von einer Transportentfernung von 15 km ausgegangen. 

Der Transport erfolgt mit einem Schlepper mit zwei Anhängern. Bei der Übergabe des 

Ernteguts auf den Anhänger und beim Transport wird von einem Massenverlust von 2 

% ausgegangen. Bei der Vergasungsanlage wird das Erntegut in einen Aufnahmetrog 

gekippt und mittels eines Fördergebläses in ein Flachlager eingelagert. Im Flachlager 

besteht die Möglichkeit einer Belüftungstrocknung. Die Trocknung ist prozeßtechnisch 

an den Vergasungsreaktor gekoppelt und wird deshalb in Kapitel 4 berücksichtigt. Die 

Anlieferungsfeuchte wird zu 30 % angenommen. Die zugehörigen Energieaufwendungen 

ergeben sich demnach wie in Tabelle 3-13 dargestellt. 


Miscanthus 





Miscanthus bei der Umwandlung 328812

Gewinnung biogener Kraftstoffe 15 

4 Gewinnung biogener Kraftstoffe 

4.1 Rapsölgewinnung 

In Kapitel 3.3 wurden die Gründe für eine großtechnische Rapsölgewinnung bereits 

erläutert. Nun werden für ein solches großtechnisches Verfahren die relevanten 

Energieverbrauchsdaten ermittelt und der Einsatz von etwaigen Hilfsstoffen 

quantifiziert sowie der Herstellungs- und Instandhaltungsaufwand der Anlagen abgeschätzt. 

Die Ölgewinnung nach derzeitigem Stand der Technik in Großanlagen ist in Abbildung 

4-1 schematisch dargestellt. 

Extraktionsschrot 

Riffeln / Flockieren 

Ölsaat 

Reinigung Verunreinigungen und Abfall 

Schälung 

Zerkleinerung 

Konditionierung 

Vorpressung 

Entbenzinierung Hexan Miscelladestillation 

Trocknung 

Kühlung 

Schrot 

Preßkuchen 

Extraktion 

Miscella (Öl/Hexan) 

Rohöl 

Abbildung 4-1: Verfahrensschema zur Ölgewinnung 

Preßrohöl 

Filtern 

Trocknen 

Schalen 

37082A98 

Nach Anlieferung der Rapskörner bei der Ölmühle wird das Saatgut zerkleinert und 

anschließend der Feuchtigkeitsgehalt und die Temperatur eingestellt (Konditionierung). 

Dadurch wird die anschließende Pressung in kontinuierlich arbeitenden Schneckenpressen 

verbessert. Durch die Pressung werden etwa 75 % des Ölgehalts gewonnen. 

Neben dem Preßöl fällt als weiteres Produkt der Preßkuchen an. Ferner müssen aus 

dem Öl noch Trubanteile mit Filtern entfernt werden. Danach erfolgt eine Extraktion 

mit Hilfe eines Lösungsmittels; durch Hexan wird dem Preßkuchen das noch enthaltene 

Öl entzogen. Damit das Lösungsbenzin besser einwirkt, muß die Oberfläche des 

Preßkuchens vergrößert werden. Als Produkte der Extraktion entstehen das mit Öl 

angereicherte Lösungsmittel, die sogenannte Miscella (20 bis 30 % Ölgehalt, 70 bis 80 % 

Lösemittel) und das weitgehend ölfreie Rapsschrot. Aus beiden Fraktionen wird nun das


Hexan abgetrennt und dem Prozeß wieder zugeführt. Die relevanten Verfahrensdaten 

für die Rapsölgewinnung sind in Tabelle 4-1 zusammengefaßt. 

Tabelle 4-1: Verfahrensrelevante Daten zu Prozessen in der Ölmühle 

Quelle Einheit UBA 93 nach VDI 

94 3 

Unter Berücksichtigung der Energieversorgungsstruktur der in Deutschland 

betriebenen Ölmühlen und der Aufwendungen für die Bereitstellung des Hexans sowie 

die Herstellung der Anlagen ergibt sich für die Gewinnung von einer Tonne Rohöl das in 

Tabelle 4-2 gezeigte Ergebnis [DREI 98]. 

Tabelle 4-2: Großtechnische Rapsölgewinnung [DREI 98] 

Das in großen Ölmühlen gewonnene rohe Rapsöl ist direkt weder in Motoren einsetzbar 

noch für die Umesterung tauglich, da es unerwünschte Begleitstoffe enthält. Da diese 

Substanzen den Geschmack, die Haltbarkeit, das Aussehen und die technische 

Weiterverarbeitung beeinträchtigen, ist eine weitere Aufbereitung erforderlich. Dieses 

Verfahren wird als Ölraffination bezeichnet. 

4.2 Rapsölraffination 

VDI 94 

(FP 4 ) 

Die Raffination unterteilt sich in verschiedene Schritte, für die meistens jeweils 

mehrere Varianten existieren und die teilweise auch ineinander übergehen. Dabei wird 

zwischen chemischer und physikalischer Raffination unterschieden. Im Vergleich zur 

chemischen Raffination weist die physikalische Raffination einige Vorteile auf: 

• verringerter Bedarf an Prozeßchemikalien, 

• geringere Raffinationsverluste, 

VDI 94 

(PE 5 ) 

3 zitiert in [VDI 94] mit /Anbieter 93/ als eine Wettbewerbsölmühle, ansonsten keine näheren Angaben 

4 FP: Fertigpreßverfahren 

5 PE: Pressen mit Extraktionsverfahren 

6 Verwendete Dampfparameter: 11 bar Druck und 2000 kJ/kg Dampfenthalpie 

ÖLV 96 GABIO 97 Verwendete 

Werte 

Ölgehalt der Körner % 40 40 40 40 k.A. 41 41 

Wassergehalt % 9 9 9 9 8 9 

Rapsölausbeute kg/t Saat 394 394 343,7 396,4 410,4 405 406 

Schrotanfall kg/t Saat 578 578 651,7 578 590,8 591 590 

Dampfverbrauch kg/t Saat 301 290,4 283,3 290 285 6 

Verbrauch an elektr. 

Energie 

kWh/t Saat 50,1 33,9 45,3 31,8 34 35 

Hexanverlust kg/t Saat 0,45 0,7-1,0 0,682 1 0,7 



Ölmühlenbetrieb 2980 

Betriebsstoffe 142 


Rapsöl 43447


• geringere Abwassermengen und 

• die direkte Abtrennung der freien Fettsäuren 

Bei der Speiseölherstellung wird deshalb heute verstärkt auf die physikalische 

Raffination gesetzt, da dabei einerseits die Kosten geringer sind und andererseits 

weitgehend auf den ansonsten erforderlichen Chemikalieneinsatz verzichtet werden 

kann [GABIO 97]. Im Rahmen dieser Studie wird davon ausgegangen, daß 

physikalische Raffinationsverfahren zum Einsatz kommen. Bei der physikalischen 

Raffination wird ausgenutzt, daß die Entsäuerung nicht nur durch Neutralisation der 

Fettsäuren, sondern ebenso wie die Desodorierung auch durch eine Destillation erfolgen 

kann. Die beiden Verfahrensschritte Entsäuerung und Destillation werden daher bei 

der physikalischen Raffination miteinander verbunden. Zuvor ist eine Entschleimung 

des Rohöls unbedingt erforderlich. Üblicherweise werden auch Entschleimung und 

Bleichung zu einem Prozeß gekoppelt, so daß nur noch zwei Raffinationsstufen erforderlich 

sind (Abbildung 4-2). 

Wasser, Phosphorsäure 

aktivierte Tonerde 

Wasserdampf 

Rohes Rapsöl 

Entschleimung Schleimstoffe 

Bleichung 

beladene Tonerde 

Dämpfung 

destillative Entsäuerung 

Vollraffiniertes Rapsöl 

Abbildung 4-2: Physikalischer Raffinationsprozeß 

Brüden 

freie Fettsäuren 

Farbstoffe, Schwermetalle 

37085A98 

Durch die Vielzahl von Kombinationsmöglichkeiten und Varianten bei der 

Rapsölraffination ergeben sich entsprechend unterschiedliche Aufwendungen für diese 

Verfahren (vgl.Tabelle 4-3). 

Tabelle 4-3: Energieeinsatz und Hilfsstoffe für die Raffination von 1 t rohem Rapsöl 

Quelle LURGI 90 UBA 93 nach 

VDI 94 7 

GABIO 97 LURGI 90 VDI 94 Verwendete 

Werte 

Verfahren Chemisch Chemisch Chemisch Physikal. Physikal. Physikal. Physikal. 

Dampfmenge kg/tÖl 100-150 180 262,5 80 70-100 k.A. 85 

Wärmebedarf MJ/t Öl k.A. 8 

360 525 296 k.A 9 . 814 364 

Elektrische 

Energie 

Phosphorsäure 

(85 % ig) 

kWh/t Öl 20 30 12,5 6 6 17,7 6,0 

kg/t Öl 1-2 1 k.A. 1 1-3 2,3 0,8 

Natronlauge kg/t Öl k.A. k.A. k.A. nicht nicht 3,4 nicht 

(50 %ig) 

notwendig notwendig 

notwendig 

Bleicherde kg/t Öl 5-10 k.A. k.A. 6 5-15 6,0 6,0


Für die weiteren Untersuchungen wird die physikalische Raffination der Fa. Lurgi 

ausgewählt („verwendete Werte“ in Tabelle 4-3). Bei diesem Verfahren wird den obigen 

Überlegungen weitgehend Rechnung getragen und die Datengrundlage kann als 

zuverlässig betrachtet werden. Zusätzlich ist eine realistische Ölausbeute der 

Raffination abzuschätzen. Im Rahmen dieser Arbeit wird eine Ausbeute von 98 % 

angesetzt. 

Unter Berücksichtigung der Energieversorgungsstruktur der deutschen Ölmühlen sowie 

den Aufwendungen für die Betriebsstoffe und Betriebsmittel ergeben sich die in Tabelle 

4-4 gezeigten Primärenergieaufwendungen. 

Tabelle 4-4: Physikalische Raffination [DREI 98] 

4.3 Umesterung 


rohes Rapsöl 43447 

Raffination 590 



Entsorgung von Reststoffen 4 

raffiniertes Rapsöl 42578 

Durch Veränderung des molekularen Aufbaus der Fettmoleküle lassen sich die 

physikalischen Eigenschaften des Öls verändern. Dies wird in einem chemischen 

Prozeß, der sog. Umesterung, genutzt, um die motorspezifischen Anforderungen an 

einen Kraftstoff zu erfüllen. Es gibt unterschiedliche Verfahrensvarianten zur 

Umesterung, die wiederum unterschiedliche Anforderungen an die Qualität des 

verwendeten Rapsöls stellen. 

Unter Umesterung bzw. Alkoholyse versteht man den Austausch eines im Ester (hier 

Pflanzenöl) gebundenen Alkohols (z.B. dreiwertiger Alkohol Glyzerin) durch einen 

anderen (z.B. einwertigen Alkohol Methanol). Als Ausgangsstoffe werden Rapsöl 

(Triglyzerid) und Methanol benötigt. Als Endprodukte entstehen Rapsmethylester 

(Fettsäuremethylester) und Glyzerin. Die Reaktion läuft in drei Teilschritten ab 

(Abbildung 4-3). Die Reaktion wird mit einem Katalysator beschleunigt. Hierfür 

kommen alkalische Verbindungen wie Natron- oder Kalilauge in Frage. Der Katalysator 

wird nach einer zweiten Umsetzung mit einer Säure (z.B. Salzsäure oder Zitronensäure) 

neutralisiert. Das Gleichgewicht der Reaktion wird durch Methanolüberschuß oder RME- 

Mangel (Abpumpen des fertigen Produkts) zur Methylesterseite hin verschoben. Je nach 

Vollständigkeit der Umesterung verbleiben Reste von Monoglyzeriden und Diglyzeriden 

im Produkt, die unerwünscht sind. Deshalb folgt je nach Verfahren auf die Umesterung 

eine mehr oder weniger komplizierte Aufbereitung, sowohl des RME als auch des 

Glyzerins, um die gewünschte Produktqualität zu erreichen.


TG + MeOH ⇔ DG + FSME 

DG + MeOH ⇔ MG + FSME 

MG + MeOH ⇔ Gly + FSME 

___________________________________________ 

TG Triglyzerid (Pflanzenöl) 

DG Diglyzerid 

MG Monoglyzerid 

MeOH Methanol 

Gly Glyzerin 

FSME Fettsäuremethylester 

Abbildung 4-3: Reaktionen bei der Umesterung [VDI 94] 

In Tabelle 4-5 sind die für heute angewandte Verfahren wichtigen Informationen 

zusammengefaßt. Die dabei verwendeten Zahlen beziehen sich auf Anlagen mit einem 

Jahresdurchsatz von 40000 t bis 100000 t und sind immer auf 1 t RME bezogen: 

Tabelle 4-5: Übersicht über Hilfsstoffe und Energieaufwand von verschiedenen Verfahren 

zur Herstellung von 1 t RME [REIS 96] [VDI 94] 

Verfahrensklassifikation 

Eduktanforderungen 

Endenergie: 

thermisch 

Strom 

RohglyzerinoutputHilfsstoffbedarf 

Hochdruckverfahren 

kontinuierlicher 

Betrieb 

50 bar 

200°C 

entschleimt 

1110 kg 

968 kWh 

30 kWh 

130 kg 

81%ig 

Methanol: 135 kg 

Katalysator: 1,5 kg 

Feld&Hahn Aschach Feld&Hahn Ölm. 

Leer 

Chargenbetrieb 

drucklos 

70°C 

voll raffiniert 

1021 kg 

483 kWh 

64 kWh 

106 kg 

88%ig 


NaOH (96%ig): 4 kg 

Zitronensäure: 1kg 

Salzsäure: 13 kg 

Ca(OH)2:6 kg 

Abfall Abwasser: 18,5 kg Abwasser: 35 kg 

Filterkuchen: 36kg 


Betrieb 

drucklos 

70°C 

entschleimt 

1040 kg 

178 kWh 

17 kWh 

132 kg 

80%ig 


NaOH (96%ig): 7 kg 

Bleicherde: 5 kg 

HCl: 20 kg 

Ca(OH)2: 3 kg 

Na2CO3:2,5 kg 


(85%ig): 2 kg 

verbrauchte 

Bleicherde: 7 kg 

Fettsäuren: 31 kg 

Rückstände: 18,5 

kg 

Lurgi-Verfahren Vogel&Noot 

Verfahren 


Betrieb 

drucklos 

60 - 75°C 

entschleimt, 

entsäuert; 

1010 kg 

211 kWh 

16 kWh 

116 kg 

80%ig 


Na-Methylat: 6 kg 

HCl: 13,5 kg 

Ca(OH)2: 0,8 kg 

Na2CO3:1,3 kg 

Filterhilfsmittel: 2 kg 

Fettphase: 3 kg 

Filterkuchen:10 kg 

Abwasser: 15 kg 

Chargenbetrieb 

drucklos 

Raumtemperatur 

roh (wasserentschleimt); 

1044 kg 

90 kWh 

58 kWh 

101 kg 

88%ig 


KOH (88%ig): 14 kg 

Wasser: 40 kg 

Essigsäure: 0,3 kg 

KOH (50%ig): 4 kg 


(85%ig): 20 kg 

Abwasser: 45,3 kg 

Kaliumhydrogenphosphat: 

21 kg 

Fettphase: 67 kg 

Den weiteren Betrachtungen wird das Konzept von „Feld & Hahn Ölmühle Leer“ 

zugrunde gelegt. Das Verfahrensschema dieses Konzepts ist in Abbildung 4-4 

dargestellt und gibt einen Überblick über die erforderlichen Prozeßschritte und 

Betriebsstoffaufwendungen.


Methanol 

109 kg 

NaOH 

7 kg 

Öl 1040 kg 

(entschleimt) 

70°C Wässrige 

Extrakt.-Lsg. 

250 kg 

70°C 

HCl 

20 kg 

Ca(OH) 2 

ca. 3 kg 

Na 2CO 3 

ca. 2,5 kg 

Phasentrennung 


Seifenfällung 

Fällung 

pH < 6 


Abdampfen Abdampfen 

Methanol (wird rückgeführt) 

37172A98 

Fettsäuren 

ca. 31 kg 

Rückstände 

18,5 kg 

Wasser 

Wässrige 

Extrakt.-Lsg. 

250 kg 

H 2PO 4 

ca. 2 kg 

Methanol- 

Aufarbeitung 

Waschen Trocknen 

Wasser/ 

Methanol 

Rohglyzerin ca. 80 %ig (ca.132 kg) 

Bleicherde 

ca. 5 kg 

Adsorbieren 

verbrauchte 

Bleicherde 

entfällt bei raff. Rapsöl 

Abbildung 4-4: Schema zur Umesterung nach dem Verfahren „Feld & Hahn Ölmühle 

Leer“ nach [REIS 96] und [VDI 94] 

Zusätzlich zu den in Abbildung 4-4 aufgeführten Aufwendungen müssen 30 kWh 

elektrische Energie und 167 kWh thermische Energie für den allgemeinen Betrieb und 

Nebenanlagen berücksichtigt werden [GABIO 97]. 

Mit den ermittelten Werten für die einzelnen Prozesse sowie den Aufwendungen für 

Betriebsstoffe, Betriebsmittel und Entsorgung ergeben für die Umesterung von rohem 

Rapsöl das in Tabelle 4-6 gezeigte Ergebnis. Dabei wurde der Aufwand für die 

Entschleimung des Rohöls mit oben genannten Werten berücksichtigt. 

Tabelle 4-6: Herstellung von RME aus rohem Rapsöl [DREI 98] 


rohes Rapsöl 43447 

Umesterung 2260 




RME 43169 

Sowohl bei der Ölgewinnung als auch bei der Umesterung entstehen mehrere 

verwertbare Erzeugnisse, nämlich Öl und Preßkuchen/Extraktionsschrot bzw. RME und 

Glyzerin sowie andere Nebenprodukte. Diese sogenannte Koppelproduktion führt zu 

dem Problem, wie die bis zu diesem Prozeß angefallenen Aufwendungen auf die 

verschiedenen Erzeugnisse aufgeteilt werden sollen. 

RME 

1000 kg


4.4 Ethanolerzeugung aus Zuckerrüben 

Prinzipiell eignet sich für die Ethanolerzeugung jeder zucker-, stärke- oder 

cellulosehaltige nachwachsende Rohstoff. Für die Erzeugung von Biokraftstoffen wird 

im folgenden der Herstellungsprozess auf Basis von Zuckerrüben betrachtet. Hierfür 

liegen bereits umfangreiche Erfahrungen für Mitteleuropa vor. Für die Herstellung von 

Zuckerrohsaft für die Ethanolerzeugung wird weitgehend auf die konventionellen 

Techniken zur Produktion von Zucker zurückgegriffen. Dies ergibt sich schon aus der 

Tatsache, daß die Anfänge der Alkoholkraftstoffherstellung auf einer Kombination 

Zucker/Alkoholerzeugung beruhen [MENR 82]. 

Die Ethanolerzeugung aus Zuckerrüben, wie sie in der Folge näher untersucht wird, ist 

in Abbildung 4-5 schematisch dargestellt. 

Wasser (Dampf) 

Hefe 

Wasser 

Zuckerrüben 

Reinigung, Zerkleinerung 

Extraktion des Zuckerrohsaftes 

Vergärung 

Destillation / Rektifikation 

Absolutierung 

Zuckerrohsaft 

Pasteurisierung des Zuckerrohsaftes 

Zuckersaft 

Vergorene Maische 

azetroper Alkohol 

Rübenschnitzel 

Schlempe 

Fuseöle 

Schlempe 

Absoluter 

Reiner Alkohol 37088A98 

Abbildung 4-5: Verfahrensschema zur Ethanolerzeugung aus Zuckerrüben 

Die Zuckerrüben werden bei der Anlage zunächst gereinigt. Um die für die Vergärung 

benötigte zuckerhaltige Ausgangslösung zu erhalten, erfolgt zunächst ein mechanisches 

Abpressen (Walzen-, Schnecken- oder Bandpressen). Dies dient vorwiegend der 

Oberflächenvergrößerung, um bei der anschließenden Extraktion möglichst kurze 

Prozeßstrecken zu ermöglichen. Bei der Extraktion wird die im Wurzelkörper 

gespeicherte Saccharose mit heißem Wasser im Gegenstromverfahren nahezu 

vollständig abgetrennt. Am Ende der Extraktion erhält man zwei Zwischenprodukte:


den extrahierten Zuckersaft sowie die ausgelaugten nassen Rübenschnitzel. Im 

Gegensatz zur Zuckerherstellung kann nun auf eine intensive Saftklärung (z.B.: durch 

den Zusatz von Kalkmilch und Erhitzen) verzichtet werden. In jedem Fall ist jedoch eine 

Saftpasteurisation notwendig, um die bei der Vergärung störenden Fremdkeime zu 

limitieren. 

Der aus den Zuckerrüben gewonnene Zuckersaft wird in der Regel unter Zusatz von 

Hefen vergoren. Es sind aber auch bestimmte Bakterien oder Pilze in der Lage Alkohol 

als Stoffwechselprodukt zu bilden. Die Wahl des jeweiligen Organismus beeinflußt die 

Zusammensetzung des Alkohols, die Gärgeschwindigkeit sowie die Alkoholausbeute. 

Entscheidend für die Entwicklung des Gärprozesses und damit die Ethanolausbeute ist 

die Einstellung optimaler Lebensbedingungen für die Mikroorganismen. Im Rahmen 

dieser Studie werden Hefen als Mikroorganismen eingesetzt, die einer der 

Produktionsanlage angeschlossenen Hefezuchtstation entstammen. 

Im Anschluß an den Gärprozeß wird aus der vergorenen Maische, in einem 

mehrstufigen Konzentrationsprozeß der Alkohol angereichert. In einer ersten Stufe wird 

durch eine einfache Destillation eine Anreicherung des Alkohols von ca. 35 % erreicht. 

Als Produkt der letzten Stufe (Rektifikation) entsteht der ca. 96 %ige Alkohol. Eine 

weitere Konzentrationserhöhung ist unter atmosphärischen Bedingungen nicht möglich, 

da Ethanol und Wasser bei dieser Konzentration ein Azeotrop 10 bilden. 

Zur weiteren Aufkonzentrierung des azeotropen Gemisches werden sogenannte 

Schleppmittel (Benzol, Hexan oder ein Benzin/Benzolgemisch) zugemischt. Durch die 

Verschiebung des azeotropen Punktes ist eine weitere Auftrennung des Gemisches von 

Wasser und Ethanol möglich. In einem weiteren Schritt erfolgt dann die destillative 

Abtrennung von Ethanol und Schleppmittel; anschließend wird das Schleppmittel 

aufbereitet und dem Prozeß wieder zugeführt. 

Neben dem Hauptprodukt Ethanol bilden Hefen bei der alkoholischen Vergärung eine 

Reihe von Nebenprodukten. Der Destillationsrückstand, die sogenannte Schlempe fällt 

mit dem 9 bis 14-fachen Volumen des Ethanols an [GABIO 97]. Sie enthält bis auf die 

vergorenen Kohlenhydrate noch alle Inhaltsstoffe der Maische, wie z.B. Glyzerin das als 

Gärzwischenprodukt entsteht. Eine Reihe weiterer Nebenprodukte werden unter dem 

Namen Fuseöle zusammengefaßt. Ihre Entstehung ist mit dem Aminosäurestoffwechsel 

der Hefen gekoppelt. Fuseöle machen etwa 0,5 % des gebildeten Ethanols aus und 

bestehen in erster Linie aus einem Gemisch höherer Alkohole und geringen Mengen von 

Estern. Bei der Verwendung des Ethanols als Kraftstoff ist eine Abtrennung der Fuseöle 

nicht erforderlich; sie können dem Produkt wieder beigemischt werden. 

Für die Ermittlung des Energiebedarfs der Ethanolerzeugung wird von einem 

Wassergehalt der Zuckerrüben von 76 % und einem Zuckergehalt von 16,3 % 

ausgegangen. Mit diesen Werten können in der hier betrachteten Anlage 76 kg r.A. 11 

aus einer Tonne Zuckerrüben gewonnen werden. Das entspricht bei einer maximal 

möglichen Ethanolausbeute von 86 kgr.A./tZR einer Ausbeute von 88 %. Der 

Energiebedarf für die verschiedenen Stufen der Ethanolherstellung ist in Tabelle 4-7 

dargestellt.


Tabelle 4-7: Energie- und Materialbedarf für die Ethanolerzeugung aus Zuckerrüben 

Prozeßschritt Einheit Energie-/ Materialbedarf Quelle 

Rohstoffaufbereitung kWh Strom/tZR 12 

2,2 SCHLIEP 92 

Zerkleinerung der Rüben kWh Strom/ tZR 0,6 SCHLIEP 92 

Extraktion kWh Strom/ tZR 1,6 SCHLIEP 92 

MJ Wärme/ tZR 64 SCHLIEP 92 

Pasteurisierung des Rohsaftes MJ Wärme/ tZR 44 GABIO 97 

Gärung des Rohsaftes kWh Strom/kgr.A. 0,03 MISSEL 80, DAM 92 

Destillation und kWh Strom/ kgr.A. 0,04 GABIO 97 

Absolutierung MJ Wärme/ kgr.A. 5,9 GABIO 97 

Reparatur- und Wartungsteile kg/tZR 0,23 eigene Berechnungen 

Motoren- und Getriebeöle kg/tZR 0,02 eigene Berechnungen 

Gummi kg/tZR 0,08 eigene Berechnungen 

Bei der Ethanolproduktion fallen die Rückstände der Zuckerextraktion, die als Pülpe 

oder Rübenschnitzel bezeichnet werden sowie die Rückstände der Destillation, die als 

Schlempe bezeichnet werden an. Die Pülpe kann feucht oder trocken als Futtermittel in 

der Viehwirtschaft eingesetzt werden. Sie ersetzt als proteinhaltiges Futtermittel in 

erster Linie Sojaschrot. Nach einer entsprechenden Trocknung der Schnitzel ist auch 

eine Verwendung als Festbrennstoff möglich. In dieser Studie wird von den heute in der 

Zuckerindustrie üblichen Verhältnissen ausgegangen. Die Rübenschnitzel werden nach 

der Extraktion gepreßt und anschließend in einem Hochtemperaturtrockner auf etwa 9 

% Wassergehalt getrocknet [SCHLIEP 92]. Dieses Verfahren ist sehr energieintensiv 

und bietet sich daher für eine Verbesserung des Prozesses hinsichtlich des 

Energiebedarfs an. Im Anschluß an die Trocknung kann die Hälfte der Schnitzel direkt 

an die Landwirte geliefert und dort verfüttert oder einer thermischen Verwertung 

zugeführt werden. Die restlichen 50 % der getrockneten Pülpe werden zu Pellets 

gepreßt und gehen als Handelsfutter auf den Markt. Das zweite Nebenprodukt der 

Ethanolproduktion, die Schlempe, kann ebenfalls feucht oder getrocknet als Futteroder 

Düngemittel eingesetzt werden. Alternativ zu einer sofortigen Verwendung kann 

die Schlempe zunächst in einer Biogasanlage anaerob zersetzt werden und erst 

anschließend als Düngemittel auf die Felder ausgebracht oder nach einer Trocknung als 

Festbrennstoff verwertet werden. Die Verwendungsmöglichkeiten sind also wiederum 

sehr vielseitig und bei einer Ausdehnung der Ethanolproduktion für den 

Kraftstoffsektor sind die Anwendungsgebiete ungewiß. 

Einen bedeutenden Einfluß auf die primärenergetische Bewertung der Ethanolerzeugung 

hat die Energieversorgungsstruktur einer Konversionsanlage. Im Rahmen 

dieser Studie wird von einer Versorgungsstruktur ausgegangen wie sie derzeit in der 

Zuckerindustrie existiert. Dort erfolgt die Stromerzeugung in eigenen Heizkraftwerken, 

die vorwiegend schweres Heizöl und Kohle verfeuern.


Mit den oben erläuterten Daten und unter Berücksichtigung der Aufwendungen für die 

Betriebsstoffe und Betriebsmittel ergibt sich der in Tabelle 4-8 dargestellte 

Primärenergieaufwand für die Erzeugung von Ethanol. 

Tabelle 4-8: Erzeugung von Ethanol aus Zuckerrüben [DREI 98] 



Anlagenbetrieb 56647 



Ethanol 102762 

4.5 Wasserstofferzeugung aus Biomasse 

Biomasse besteht aus einer Reihe von Kohlenstoff-Wasserstoff-Sauerstoff-Verbindungen 

und ist durch thermische Behandlung effizient in Brenngas umzuwandeln. Die Gründe 

hierfür liegen einmal im hohen Gehalt an flüchtigen Bestandteilen (typischerweise 70-90 

%) und weiterhin im Gehalt an eigenem Sauerstoff und Wasser, zwei Elemente, die 

wichtig für die Entstehung gasförmiger Moleküle aus kohlenstoffhaltigem Material sind. 

Mit einigen Ausnahmen liegt der Aschegehalt unter 5% (Kohle: typischerweise 5-20 %) 

und der Schwefelgehalt unter 0,1 % (Kohle 2-4 %); auch wegen dieser Tatsache eignet sich 

Biomasse bestens für die Vergasung. 

Die Vergasung ist die thermische Zersetzung eines Brennstoffes in ein brennbares Gas 

unter Zusatz eines Vergasungsmittels in unterstöchiometrischer Dosierung, d.h. die 

Luftzahl Lambda ist kleiner als 1. Als Vergasungsmittel kommen dabei Luft, Sauerstoff, 

Wasserstoff, Wasserdampf oder ein Gemisch dieser Medien in Betracht. Für die 

Umsetzung der Vergasung sind sehr hohe Temperaturen erforderlich, die entweder 

durch Wärmezufuhr von außen erreicht werden - man spricht dann von allothermer 

Vergasung - oder der Prozeß sorgt selbst durch die Verbrennung eines Teils des 

Brennstoffs für die nötige Temperatur (autotherme Vergasung). 

Die beim Vergasungsprozeß umgewandelte chemisch gebundene Energie verteilt sich auf 

folgende Vergasungsprodukte: 

• feste Kohlenstoffrückstände 

• flüssige Bestandteile: Pyrolyseöl, ölartiges Kondensat (mit Phenolen und Teeren) 

• Produktgas 

Mit der Konversion von Biomasse zu Wasserstoff, ist der Verfahrensweg, nämlich die 

Hochtemperaturvergasung (Wirbelschicht- und Flugstromreaktor) zur Erzeugung eines 

Synthesegases, aus dem mittels konventioneller bzw. verfügbarer Technik Wasserstoff 

hergestellt werden kann, weitgehend festgelegt. Dies bedeutet Festbettvergaser 

scheiden für die Wasserstofferzeugung aus. Die Wasserstoffgewinnung aus Biomasse ist 

in ihrem prinzipiellen Ablauf in Abbildung 4-5 schematisch dargestellt.


Biomasse 

Lager 

Trocknung 

Beschickung 

Vergaser 

Rohgas 

Zyklonabscheider 

Produktgasaufbereitung 

Wasserstoff 

Asche 

Staub 

Abwasser, evtl. Aerosole, 

Ammoniak, H2S u.a. 

Abbildung 4-6: Verfahrensschema zur Wasserstoffgewinnung aus Biomasse 

In [DREI 98] wurde die Wasserstoffgewinnung aus Biomasse nach dem allothermen 

Vergasungsverfahren der Deutschen-Montan-Technologie GmbH (DMT) näher 

untersucht. 

Bei der Vergasung nach dem DMT-Verfahren erfolgt die Umwandlung der festen 

Biomasse durch die Reaktion mit Wasserdampf. Hierfür wird Wärme benötigt, die beim 

allothermen Verfahrensprinzip außerhalb des Reaktors erzeugt und auf geeignete Art 

und Weise auf das Reaktionsgemisch übertragen wird. Hierzu wird meistens reiner 

Sauerstoff benötigt. In dem vom DMT-Institut für Kokserzeugung und 

Brennstofftechnik entwickelten Verfahren wird Biomasse in einer Wirbelschicht mit 

Wasserdampf vergast. Die Wärmezufuhr erfolgt über einen in die Wirbelschicht 

eintauchenden metallischen Wärmetauscher, der von Rauchgas bei Temperaturen von 

ca. 950 °C durchströmt wird (Abbildung 4-7). Dies garantiert ein Gas mit relativ 

hohem Wasserstoffanteil [KUB 96]. 

Die mittlere Gaszusammensetzung liegt z.B. bei Einspeisung von Switchgras für die 

Hauptkomponenten im folgenden Bereich: 

H2 40-50 Vol.-% (trocken) 

CO 15-25 ” 

CO2 15-25 ” 

CH4 5-10 ” 

37049A98 

Nach Verlassen des Gasgenerators wird das Produktgas in einem Zyklon entstaubt und 

einer Wärmerückgewinnungsanlage zugeführt, in der es unter Abkühlung einen Teil des 

Prozeßdampfes erzeugt [MÜHL 97]. Etwa ein Drittel des erzeugten Gases wird als


Eigenbedarf umgesetzt und die Abgase durch einen Wärmetauscher geleitet, der in das 

Wirbelbett eintaucht (Tauchheizflächen). Um den Wärmebedarf des Vergasers so gering 

wie möglich zu halten wurden bei DMT u.a. zwei besondere Maßnahmen ergriffen. 

Einerseits wird eine sehr geringe Restfeuchte für die Biomasse angestrebt. Andererseits 

wird das Vergasungsmittel auf einem Temperaturniveau zugeführt, das der 

Betriebstemperatur entspricht (ca. 800 °C). Diese Maßnahmen sind exergetisch sinnvoll, 

weil durch das Verfahren ein großer Abwärmestrom entsteht. Die Enthalpie, die das 

Rauchgas nach Verlassen der Tauchheizflächen noch enthält, kann zur Trocknung der 

angelieferten Biomasse eingesetzt werden. Würde die Trocknung im Vergaser erfolgen, 

so müßte die Verdampfungswärme auf einem hohen Temperaturniveau zugeführt 

werden; dies würde mehr Heizgas erfordern, und die Menge an nutzbarem Synthesegas 

verringern. 

Abbildung 4-7: Wasserstofferzeugung durch die allotherme Vergasung von Biomasse 

Nach Verlassen des Gasgenerators wird das Produktgas im Zyklon entstaubt und 

gelangt in einen katalytischen Cracker, wo das primär im Gaserzeuger produzierte 

Methan und ggf. C3 bis C6-Produkte in H2 und CO umgewandelt werden. Das aus dem 

Cracker austretende Gas wird einer Wärmerückgewinnungsanlage zugeführt, in der es 

unter Abkühlung in einem Dampfüberhitzer den gesamten Prozeßdampf überhitzt und 

in einem Dampferzeuger einen Teil des Prozeßdampfes erzeugt. Im nachfolgenden 

Aerosolabscheider erfolgt die Abscheidung von Ammoniumchlorid- und 

Schwefelwasserstoff-Spuren sowie den höhermolkularen Kohlenwasserstoffen (C8....C20). 

In der nachfolgenden CO-Konvertierung wird durch die Überführung von CO in H2 und 

CO2 weiterer Wasserstoff erzeugt. Im Wasser-Quench wird das Gas weiter gekühlt und 

gereinigt. Eine Druckwechseladsorptionsanlage (PSA), welche bei einem Druck von 6


bar arbeitet, liefert Wasserstoff mit einer Reinheit von 98,5 %. Das dabei anfallende 

Restgas wird auf 7 bar verdichtet und in einer Brennkammer verbrannt. 

Die im Rahmen dieser Studie verwendeten Daten zu Wasserstofferzeugung aus 

Biomasse nach dem DMT-Verfahren sind in Tabelle 4-9 zusammengefaßt. 

Tabelle 4-9: Energiebilanz der Wasserstofferzeugung aus Biomasse mit dem DMT- 

Vergaser [DREI 98] 







Wasserstoff 240245 

4.6 Methanolerzeugung aus Biomasse 

Die Herstellung von Methanol besteht im Prinzip aus drei Schritten: Der Herstellung 

des sog. Roh-Synthesegases (einer Mischung aus Kohlenmonoxid und Wasserstoff u.a. 

Bestandteilen) durch Vergasung des Ausgangsstoffes, der Konditionierung des 

Synthesegases (Anpassung der Zusammensetzung), und der eigentlichen Methanol- 

Synthese aus dem konditionierten Synthesegas (vgl. Abbildung 4-8). 

Der erste Schritt, die Synthesegasherstellung, ist abhängig vom verwendeten 

Ausgangsstoff (Kohle, Schweröl, Erdgas oder Holz). Dies ist der eigentlich interessante 

Punkt bei der Methanol-Produktion aus Biomasse, da sich hier die Verfahren und 

Anlagen von denen der Methanol-Produktion aus anderen Rohstoffen unterscheiden. 

Da das erhaltene Synthesegas (je nach Verfahren und Ausgangsstoff) in der 

Zusammensetzung meist noch nicht den Erfordernissen der Methanol-Synthese 

entspricht, schließt sich hier noch ein Konvertierungsprozeß an, um das Synthesegas 

entsprechend anzupassen (zweiter Schritt). Dabei wird das Synthesegas meist auch 

noch gereinigt. 

Der dritte Schritt, die eigentliche Methanol-Synthese, ist bei allen Ausgangsstoffen 

gleich und damit bereits seit langem Stand der Technik. Entsprechende Anlagen 

werden seit Jahren serienmäßig gebaut. Nach der Synthese schließt sich noch ein 

Destillationsprozeß an, um Nebenprodukte abzuscheiden und Methanol mit dem 

gewünschten Reinheitsgrad zu erhalten. 

Die 1983 von der französischen Firma Framatome, Division CREUSOT-ENERGIE in 

Creusot-Cedex, Frankreich errichtete Anlage wurde im Rahmen von [DREI 98] 

untersucht. Sie ist eine von vier Anlagen, die im Zeitraum von 1980 bis 1984 im 

Rahmen eines Forschungsprogramms mit Förderung durch die EU verwirklicht wurden. 

Obwohl dieses Programm über 10 Jahre zurück liegt, zeigt sich bei einem Vergleich mit 

aktuellen Arbeiten, daß bei diesem Versuch bisher die detailliertesten Daten in einem 

Praxisversuch erhoben wurden. Es handelt sich bei dieser Anlage, um eine dezentrale


Einrichtung, die von der Anlagengröße her mit der Wasserstofferzeugungsanlage aus 

Kapitel 4.5 vergleichbar ist. 

Biomasse 

Lager 

Trocknung und 

Aufbereitung 

Vergaser 

Roh-Synthesegas 

Produktgasaufbereitung 

und -konditionierung 

CO-Konvertierung, 

CO2-Abscheidung 

Synthesegas 

Methanolsynthese und 

Destillation 

Methanol 

Asche 

Abwasser, evtl. Aerosole, 

Ammoniak, H2S, Staub u.a. 

CO2 

Prozeßdampf, Purgegas, 

Heizgas, Wasser 

Abbildung 4-8: Verfahrensschema zur Methanolerzeugung aus Biomasse 

Das Synthesegas der dort eingesetzten zweistufigung Vergasung gleicht in etwa dem, 

was man bei einer Braunkohlevergasung erhält (abgesehen von den H2S-Anteilen, die 

bei der Braunkohle aufgrund des relativ hohen Schwefelgehalts in der Kohle viel höher 

sind). Deshalb können für die an die Vergasung anschließenden Prozesse serienmäßige 

Anlagen, wie man sie für die Methanol-Erzeugung aus Braunkohle verwendet, benützt 

werden. 

Das entstandene Synthesegas entspricht von der Zusammensetzung her im allgemeinen 

noch nicht den Erfordernissen der Methanol-Synthese. Zum einen ist das Mengenverhältnis 

von H2 und CO meist noch unbefriedigend, zum anderen enthält es oft noch 

zu viele unerwünschte Bestandteile. 

Für das Mengenverhältnis gilt folgende Bedingung: 

H2−CO2 SN = 

CO + CO2 

Der optimale Wert für SN ist 2,02 ... 2,1. 

Dabei sollte der Anteil von CO2, möglichst niedrig sein, darf aber für eine 

funktionierende Methanol-Synthese 2,5% nicht unterschreiten. Der Anteil der übrigen 

Bestandteile sollte dagegen so klein wie möglich sein. 

(1) 

37091A98


Insbesondere bei der Vergasung von sehr kohlenstoffhaltigen Ausgangsstoffen (Kohle, 

Biomasse) ist SN meistens zu klein, d.h. das Synthesegas enthält zu viel CO. 

Um dieses gewünschte Verhältnis zu erhalten, wird dem Synthesegas unter Druck 

Wasserdampf zugeführt, wodurch nach der Gleichung 

CO + H2O H2 + CO2 - 82 kJ/Mol (2) 

ein Teil des Kohlenmonoxids zu Kohlendioxid oxidiert wird, wobei zusätzlicher 

Wasserstoff entsteht [MEN 82]. Durch entsprechende Dosierung des zugeführten 

Dampfes und entsprechende Regelung der Anlage kann so das optimale Verhältnis von 

CO und H2 eingestellt werden. Dieser Prozeß wird als CO-Konvertierung bezeichnet. 

Aus dem konditionierten Synthesegas kann nun, bei erhöhter Temperatur und 

erhöhtem Druck und unter Einsatz von Katalysatoren, Methanol produziert werden. 

Dies erfolgt nach den beiden Gleichungen [MEN 82]: 

CO + 2H2 CH3OH - 91 kJ/Mol (3) 

oder 

CO2 + 3H2 CH3OH + H2O- 50 kJ/Mol (4) 

In der Praxis laufen beide Prozesse parallel ab, wobei der Prozeß nach (3) klar 

überwiegt. Im anschließenden Destillationsschritt wird das Methanol zum gewünschten 

Reinheitsgrad (je nach Verwendungszweck 95% ... 99.85%) destilliert, wobei die 

unerwünschten Bestandteile (hauptsächlich Wasser und durch Nebenreaktionen 

entstandene andere Bestandteile) abgeschieden werden. Eines der am meisten 

verwendeten Verfahren ist die Lurgi-Niederdruck-Methanol-Synthese. 

In Tabelle 4-10 ist die Energiebilanz der Methanolerzeugung aus Biomasse mit dem 

CREUSOT-Vergaser in aggregierter Form dargestellt. Dabei wird der erforderliche 

Dampf für den Prozeßablauf durch zusätzliche Verbrennung von Biomasse 

bereitgestellt. Dies bedeutet, daß in der Summe ein Biomasseeinsatz von rd. 2,6 

kgTM/kgMeOH erforderlich ist. 

Tabelle 4-10: Energiebilanz der Methanolerzeugung aus Biomasse 







Methanol 132758 

4.7 Biogas aus der anaeroben Vergärung 

Zentrales Bauteil jeder Biogasanlage (Abbildung 4-9) ist der Faulbehälter, der meist 

aus Beton oder Stahl gefertigt wird und völlig luftdicht verschlossen werden kann. 

Um geeignete Faulbedingungen zu schaffen, wird das Substrat auf 30 bis 55 °C, je nach 

Art der Faulbakterien, erwärmt. Dies kann sowohl im Fermenter selbst als auch


außerhalb im Zulauf oder in Verbindung mit einer Umwälzmischung geschehen. Um die 

Wärmeverluste zu minimieren, muß der Faulbehälter isoliert werden. 

organische 

Reststoffe 

Vorbehälter 

Heizung 

Rührwerk 

Pumpe evtl. 

mit Schneidwerk 

Faulbehälter 

Kondenswasserabscheider 

Filter 

Heizung Isolation 

ausgefaulter 

Biodung 

Gasspeicher 

Abbildung 4-9: Aufbau einer typischen Biogasanlage [1627] [WAG97] 

Biogas 

Neben dem Faulbehälter sind für den Betrieb einer Biogasanlage aber noch weitere 

Anlagenteile nötig. Als zusätzliche Komponente von Biogasanlagen kommen 

Mischeinrichtungen hinzu, um die Gasproduktion zu erhöhen. Ohne Mischeinrichtung 

bilden sich Gasbläschen, die sich um die Zellen anlagern, diese vom Substrat abschirmen 

und so die Gasproduktion vermindern. Außerdem muß der Phasentrennung durch 

Sinkschichten- und Schwimmdeckenbildung begegnet werden. Die Vorbehandlung des 

auszufaulenden Substrats beschränkt sich im allgemeinen auf eine Homogenisierung 

durch Verdünnen und Zerkleinern der Feststoffe. 

Die biologische Gaserzeugung, die sog. Methangärung, erfolgt über eine Bakterien- 

Mischpopulation, die sich durch die herrschenden Milieubedingungen wie Art des 

Substrates, Sauerstoffgehalt, ph-Wert, Temperatur etc. selbst einstellt, und die nur unter 

striktem Sauerstoffausschluß existieren kann. 

Das zugeführte Gärsubstrat stellt mit seiner organischen Zusammensetzung sowohl den 

Lebensraum als auch gleichzeitig die Nährstoffquelle für die Bakterien dar. Die 

Energieausbeute hängt stark von den Nährstoffanteilen ab. Die Anteile an 

Kohlenhydraten, Fetten und Proteinen bestimmen den Ertrag und die 

Zusammensetzung des Biogases. 

Für die Aktivität verschiedener Bakterienfloren ist die Gärtemperatur eine 

entscheidende Größe. Mit steigender Gärtemperatur wird der Stoffwechsel der 

Bakterien beschleunigt. Aus energetischen Gründen werden bevorzugt mesophile 

Bakterienkulturen eingesetzt. Die Verweilzeiten liegen bei diesem Temperaturbereich 

bei 20 bis 30 Tagen. Der Abbaugrad der Trockensubstanz (TS) bzw. der organischen 

Trockensubstanz (oTS) hängt von der Verweilzeit ab. Die oTS-Konzentration im 

Substrat beeinflußt die Stoffwechseltätigkeit der Bakterien und die Gasbildung. Hohe


Substratkonzentrationen steigern die absolute Gasproduktion, aber der Abbaugrad der 

zugeführten oTS sinkt. 

Die Qualität von Biogas wird durch dessen Gehalt an Wasserdampf, Schwefelwasserstoff 

und CO2 bestimmt. Wasserdampf kann durch Kondensatfällen abgetrennt werden, 

wodurch der Heizwert des Biogases um max. 1,1 kWh/Nm 3 steigt. Um den Heizwert und 

damit auch die Speicherdichte zu erhöhen kann das CO2 mittels CO2-Wäsche 

abgeschieden werden. Je nach Art des Substrats ist mit einem Gehalt von 0,1 - 0,4 Vol.-% 

H2S zu rechnen. Bei einer Verbrennung des Biogases ergeben sich dadurch etwa 1000 

mg/m 3 SO2 im trockenen Abgas. Da beim Betrieb von Gasmotoren ein H2S-Anteil von


Abbildung 4-10: Verfahrensschema einer Biogasanlage für flüssige und feste Substrate 

In [MAU 93] und [DREI 98] wurde der KEA einer vergleichbaren Biogasanlage sehr 

detailliert ermittelt. Das Rohgas aus der Biogasanlage enthält neben Methan H2S und 

CO2. Aufgrund der Toxizität und der korrosionsfördernden Eigenschaften muß das H2S 

entfernt werden, bevor das Biogas genutzt werden kann. Ferner wird der CO2-Gehalt 

des Biogases mittels Druckwasserwäsche auf 5 Vol.-% reduziert. 

In Tabelle 4-12 werden die Primärergieaufwendungen der untersuchten Anlage 

zusammengefasst. Die Strom- und Wärmebereitstellung für diese Biogasanlage kann 

alternativ auch mit einem mit Biogas betriebenen BHKW erfolgen, die erzeugte 

Gasmenge würde sich dadurch verringern; aus primärenergetischer Sicht würde sich 

das Ergebnis jedoch verbessern. In diesem Fall könnte neben dem hochwertigen Dünger 

auch der nicht für den Eigenbedarf benötigte Strom genutzt werden. 

Tabelle 4-12: Primärenergieaufwendungen für die Bereitstellung von Biogas 

Bilanzposten GJ/toTS 

Organische Reststoffe 17,0 

Anlagenbetrieb 7,7 

Anlagenherstellung 4,0 

Entsorgung von Reststoffen -0,6 

Biogas 11,7 

ü 

ü 

ü 

ü

Verteilung und Speicherung biogener Kraftstoffe 33 

5 Verteilung und Speicherung biogener Kraftstoffe 

Verluste bzw. Aufwendungen bei der Verteilung und Speicherung von Kraftstoffen 

ergeben sich durch: 

• Verdichtung oder Verflüssigung, 

• Verdunstung, Leckagen, 

• Transport, 

• Kraftstoffabgabe, 

• Herstellungs- und Instandhaltungsaufwendungen der beteiligten Komponenten 

Die Verluste bzw. Aufwendungen für die einzelnen Bilanzposten hängen von der 

Transportentfernung, der Energiedichte, dem Kraftstofftank und vor allem vom 

Kraftstoff selbst ab. Im folgenden werden für die einzelnen Kraftstoffsorten die 

Speicherverfahren beschrieben und die angenommenen Infrastrukturszenarien 

aufgezeigt. Dabei wird zwischen Flüssigkraftstoffen (Rapsöl, RME, Ethanol, Methanol) 

und gasförmigen Kraftstoffen (Wasserstoff, Biogas) unterschieden. 

5.1 Flüssige Kraftstoffe 

Für die Lagerung von Rapsöl und RME eignen sich analog zu Dieselkraftstoff Metallund 

PE-Tanks. Die Lagerung sollte dabei nach Möglichkeit unter Sauerstoffabschluß, 

möglichst kühl und dunkel erfolgen, um die Veränderung fettchemischer Kenngrößen, 

wie z.B. die Peroxidzahl als Maß für den oxidativen Verderb, so gering wie möglich zu 

halten [WID 92]. 

Der Transport kann mit den gleichen Tanklastzügen erfolgen, die auch für 

Dieselkraftstoff geeignet sind. Die Betankung erfolgt mit den üblichen Zapfsäulen. 

Für Rapsöl wird angenommen, daß das Öl aus zentralen Ölmühlen stammt und über 

einen Zwischenhändler an den Endabnehmer (z.B. landwirtschaftlicher Betrieb) 

verkauft wird. Beim Endabnehmer befindet sich ein kleiner Speicher mit Zapfsäule. Für 

Rapsöl wird im Rahmen dieser Studie dieses Szenario angesetzt, da dieser Kraftstoff in 

großvolumigen Dieselmotoren eingesetzt werden kann und dazu keine besonders 

aufwendige Umrüstung erfolgen muß. Unter diesen Voraussetzungen ist ein Vertrieb 

über öffentliche Tankstellen aufgrund der zu erwartenden geringen Umschlagmengen 

nicht rentabel. 

Das Rapsöl wird von der Ölmühle aus 200 km mit einem Tankauflieger zum 

Zwischenhändler und von dort weitere 50 km zum Endabnehmer transportiert. Dort 

wird das Rapsöl über eine eigene Zapfsäule an den Verbraucher abgegeben. 

Die Energieaufwendungen für Rapsöl von der Raffinerie bis in den Fahrzeugtank setzen 

sich zusammen aus den Aufwendungen für den Transport mit Tankauflieger und 

Tankwagen, dem Energieaufwand für das Umfüllen des Rapsöls, den Herstellungs- und 

Betriebsaufwand (z.B. Beleuchtung, Heizung usw.) der Anlagen und Verluste an Rapsöl 

durch Leckagen. Die Aufwendungen und Verluste sind in Tabelle 5-1 dargestellt.


Tabelle 5-1: Verteilung und Speicherung von Rapsöl 


Rapsöl 42578 

Verteilung und Speicherung 1049 


Rapsöl im Tank 42578 

Bei RME wird angenommen, daß der Kraftstoff von den zentralen Umesterungsanlagen, 

die sich direkt bei den Ölmühlen befinden, mit Tankaufliegern über eine Entfernung 

von 200 km zu den Zwischenhändlern und von dort weitere 50 km zu einer öffentlichen 

Tankstelle transportiert wird. Die Abgabe erfolgt mit den für Diesel üblichen 

Zapfsäulen an Fahrzeuge die mit Diesel, RME oder einem RME-Diesel-Gemisch 

betrieben werden können. 

Aufgrund dieser Annahmen kann der Energieaufwand für die Herstellung der 

Betriebsmittel für RME und Diesel als gleich angesetzt werden. Der Herstellungsaufwand 

für Tankstellen und für die Regionalverteilung beträgt nach [ZAE98] ca. 

150 MJ/tKraftstoff. Unter diesen Rahmenbedingungen ergeben sich die in Tabelle 5-2 

dargestellten Ergebnisse. 

Tabelle 5-2: Verteilung und Speicherung von RME 


RME 43169 



RME im Tank 43134 

Für die Lagerung von Methanol und Ethanol können die gleichen Tanksysteme wie für 

Benzin verwendet werden. Bei langfristiger Lagerung sollte das Tankmaterial ein 

Hindurchdiffundieren von Wasser unterbinden, da sonst der Alkohol verwässert wird. 

Verluste bei der Speicherung entstehen durch Tankatmung, verursacht durch 

Volumenänderungen bei Temperaturschwankungen und durch Verdrängungsemissionen, 

verursacht durch die Verdrängung des Gaspolsters bei Befüllung. Die 

Speicher- und Umfüllverluste der Alkohole sind aufgrund des geringeren Dampfdruckes 

und der hohen Verdampfungswärme deutlich geringer als bei Benzin. Dies spiegelt sich 

auch in der höheren Verdunstungszeit wieder. Aus der etwa doppelt so langen 

Verdunstungszeit und dem etwa halb so hohen Heizwert ergeben sich Verdunstungsverluste, 

die energetisch etwa ¼ der Verluste von Benzin ausmachen. 

Transport und Betankung erfolgen praktisch mit den gleichen Systemen wie bei Benzin. 

Zuckerrüben stehen für die Ethanolgewinnung nur drei Monate pro Jahr zur Verfügung 

(siehe Kapitel 3.1.6). Dies hat Auswirkungen auf die zentralen Lager, wenn die 

Versorgung für das gesamte Jahr gesichert werden soll. In diesem Fall müssen ca. 80 % 

der Ethanolproduktion gespeichert werden können. Bei einer Anlage die 210.000 t 

Zuckerrüben pro Jahr bzw. in drei Monaten zu Ethanol verarbeitet sind somit rd. 

16.100 m³ zu speichern. Das Ethanol wird vom Zentrallager direkt mit einem 

Tankwagen über 50 km zur Tankstelle transportiert.

Verteilung und Speicherung biogener Kraftstoffe 35 

Die Energieaufwendungen sowie die auftretenden Verluste für Speicherung, Transport 

und Abgabe des Ethanols sind in Tabelle 5-3 zusammengefaßt. 

Tabelle 5-3: Verteilung und Speicherung von Ethanol 

Für Methanol wird aufgrund der dezentralen Erzeugung eine Verteilung über 

Tanklastwagen angesetzt. Der Transport erfolgt über eine Entfernung von 50 km in die 

nähere Umgebung der Produktionsstätte. Bei Speicherung und Transport wird 

angenommen, daß durchschnittlich ca. 2 Liter pro m³ verdunsten. Zusätzlich können 

Verluste durch den Transport sowie mehrmaliges Umfüllen auftreten. 

Die Energieaufwendungen sowie die auftretenden Verluste für Speicherung, Transport 

und Abgabe des Methanols an den Endverbraucher sind in Tabelle 5-4 dargestellt. 

Tabelle 5-4: Verteilung und Speicherung von Methanol 

5.2 Gasförmige Kraftstoffe 


Ethanol 102762 



Ethanol im Tank 102512 


Methanol 132758 



Methanol im Tank 132332 

Die Speicherung von Wasserstoff kann wahlweise im flüssigen oder im gasförmigen 

Zustand erfolgen. Die Art des Speichersystems ist abhängig von Einsatzzweck und von 

der erforderlichen Speicherkapazität. 

Für die stationäre Speicherung des aus einer allothermen Biomassevergasung in 

Deutschland erzeugten Wasserstoffs kommen praktisch nur Übertage-Druckspeicher in 

Frage. Prinzipiell kann Wasserstoff deutlich platzsparender im flüssigen Zustand 

gespeichert werden, aber die Verflüssigung von Wasserstoff kann nur in industriellen 

Großanlagen zu akzeptablen Kosten erfolgen, und ist auch dort nur energetisch 

sinnvoll, wenn sehr große Transportentfernungen zurückgelegt werden sollen. Flüssiger 

Wasserstoff wäre somit nur für den Import aus biomassereichen Regionen der Welt 

geeignet. Da der Bilanzraum im Rahmen dieser Untersuchung jedoch Deutschland ist 

wird hier die Verdichtung des Wasserstoffs betrachtet. 

Für die Speicherung des Wasserstoffs aus der untersuchten dezentralen Vergasungsanlage 

wird ein zwei-Tages-Speicher angesetzt; daraus ergibt sich ein erforderliches 

Speichervolumen von 30.000 Nm³. Bei einem maximalen Betriebsdruck von 15 bar 

benötigt ein Niederdruck-Kugelbehälter ein geometrisches Volumen von 2.000 m³.


Der Transport gasförmigen Wasserstoffs, von der Biomassevergasungsanlage zur 

Tankstelle, kann entweder in Pipelines oder in Druckspeichern erfolgen. Pipelines 

haben dabei den Nachteil, daß nur ein sehr kleines Leitungsnetz existiert und der 

Aufbau eines ausgedehnten Leitungsnetzes kostenintensiv ist und sich somit nur für 

Verbrauchsschwerpunkte rechnet. Für die Betankung von gasförmigem Wasserstoff 

kommen Slow-Fill- und Fast-Fill-Tanksysteme in Frage. Bei Slow-Fill-Systemen erfolgt 

die Betankung langsam über mehrere Stunden und bei den Fast-Fill-Systemen dauert 

ein Betankungsvorgang nur wenige Minuten. 

Im Rahmen dieser Studie wird von einem Fast-Fill-System ausgegangen. Es wird dabei 

ein mobiler Druckspeicher, der aus 345 Einzelflaschen mit einem Gesamtgewicht von 

knapp 22 t besteht, eingesetzt. Der mobile Speicher wird mit einem Sattelauflieger zur 

Tankstelle transportiert und dort gegen einen leeren Behälter ausgetauscht. 

Für die Kraftstoffabgabe ist bei dem hier betrachteten System kein direkter Energieeinsatz 

mehr notwendig, da eine Entspannung in den Tank des Fahrzeuges erfolgt. Die 

gesamten Aufwendungen sind in Tabelle 5-5 zusammengefaßt. 

Tabelle 5-5: Verdichtung, Verteilung und Speicherung von GH2 in einem mobilen Gaspeicher 

mit Druckflaschen [DREI 98] 


Wasserstoff 240245 

Verdichtung, Verteilung und Speicherung 128958 


Wasserstoff im Tank 240245 

Für die Speicherung von Biogas gibt es grundsätzlich die gleichen Optionen wie für 

Wasserstoff; darüber hinaus ist eine Einspeisung des aufbereiteten Biogas in das 

Erdgasnetz möglich. Für die im Rahmen dieser Studie betrachtete Biogasanlage, mit 

einer mittleren Nettogaserzeugung von 100 m³ pro Tag, wird von einem Speicherbedarf 

vor Ort von zwei Tagen ausgegangen. Für diesen Zweck können drucklose 

Speichersysteme verwendet werden. Die am häufigsten verwendeten Speicher sind sog. 

Ballon- oder Folienspeicher, die das Biogas praktisch drucklos (< 50 mbar) speichern. 

Das Biogas kann entweder über eine Slow-Fill-Tankstelle oder über das Erdgasnetz mit 

einer daran angeschlossenen Fast-Fill-Tankstelle an das Fahrzeug abgegeben werden. 

In Tabelle 5-6 sind die Energieaufwendungen für die Verteilung des Biogas über das 

bestehende Erdgasnetz und die Betankung mit einem Fast-Fill-Konzept 


Tabelle 5-6: Verteilung, Speicherung und Kraftstoffabgabe (Fast-Fill) von Biogas 

(Bezugsgröße: 100 m³) 

Bilanzposten GJ/toTS 

Biogas 11,7 

Verdichtung, Verteilung und Speicherung 1,6 

Anlagenherstellung 0,1 

Biogas im Tank 11,7



Im folgenden Abschnitt werden die in den vorangegangenen Kapiteln bilanzierten 

Prozeßschritte zu Prozeßketten zusammengefügt. Der systematische Ansatz ist für alle 

dargestellten Prozeßketten gleich. Regenerative Energie tritt von oben rechts in den 

Bilanzraum, nicht-regenerativer Energieeinsatz ist durch den Eintritt direkt von oben 

gekennzeichnet und indirekte Aufwendungen (Betriebsstoff-, Betriebsmittel- und 

Entsorgungsaufwendungen) treten von links oben in den Bilanzraum. In den 

dargestellten Energieflußdiagrammen sind alle Angaben auf 100% - Energieinhalt des 

Kraftstoff beim Endverbraucher - normiert. 

Neben dem Kumulierten Energieaufwand, wird der Kumulierten Nicht-regenerative 

Energieaufwand, der Kumulierten Regenerative Energieaufwand und die Kumulierten 

Emissionen für die Kraftstoffe ausgewiesen.


6.1 Rapsöl 

Abbildung 6-1: Bereitstellung von Rapsöl


6.2 RME 

Abbildung 6-2: Bereitstellung von RME aus Raps


6.3 Ethanol 

Abbildung 6-3: Bereitstellung von Ethanol aus Zuckerrüben


6.4 Methanol 

Abbildung 6-4: Bereitstellung von Methanol aus Miscanthus


6.5 Wasserstoff 

Abbildung 6-5: Bereitstellung von Wasserstoff aus Miscanthus


6.6 Biogas 

Abbildung 6-6: Bereitstellung von Biogas aus organischen Reststoffen


6.7 Quervergleich 

In Kapitel 2 wurden mit Erntefaktor, Energiegewinn und biogenem Kraftstoffertrag 

einige für biogene Energieträger charakteristische Größen definiert, die im folgenden 

auf die im Rahmen dieser Studie untersuchten Prozeßketten angewendet werden sollen. 

Alle in der Folge dargestellten Größen beziehen sich auf einen Bezugszeitraum von 

einem Jahr. 

Einige dieser Kenngrößen sind für die Biogas-Prozeßketten zum Teil nicht ausweisbar, 

da die Gewinnung von Biogas aus organischen Abfällen nicht von der verfügbaren 

landwirtschaftlichen bzw. forstwirtschaftlichen Fläche abhängt und damit diese als 

Bezugsgröße ausscheidet oder die Datenlage eine Angabe nicht erlaubt. 

400 

GJ/ha 

350 

300 

250 

200 

150 

100 

50 

0 

37184D99 

KNRA 

KRA 

W netto 

Energiewinn 

196 

91 

103 

71 71 

21 

43 

22 27 

43 

16 12 

Rapsöl RME 

Ethanol aus 

Zuckerrüben 

37 

339 339 

132 

95 

MeOH aus 

Miscanthus 

237 

241 

4 

GH 2 aus 

Miscanthus 

Abbildung 6-7: Energetische Kennzahlen für die Bereitstellung biogener Kraftstoffe 

In Abbildung 6-7 sind einige charakteristische flächenbezogene Kenngrößen für die 

Bereitstellung biogener Kraftstoffe dargestellt. Der KRA ist dabei ein Maß für den 

spezifischen Flächenertrag eines Biomasserohstoffes. Man erkennt beispielsweise, daß 

Miscanthus einen sehr hohen Ertrag aufweist. Die unterschiedlichen Erträge der 

einzelnen Rohstoffe wirken sich entsprechend auf die Aufwendungen aus. Betrachtet 

man den KNRA für die Bereitstellung biogener Kraftstoffe, sieht man den 

vergleichsweise hohen Aufwand für die Wasserstoff-Prozeßkette. Dies liegt vor allem am 

hohen Verdichtungsaufwand der für die Distribution erforderlich ist. Diese Tatsache 

führt auch zu den relativ ungünstigen Erntefaktoren und Energiegewinnen pro Fläche 

für die Wasserstoff-Prozeßkette. Zusätzlich beeinflußt der relativ hohe Stromeinsatz bei 

der Konversionsanlage das Ergebnis negativ. Wie bereits erwähnt kann dieser extern 

bezogene, nicht-regenerative Energiebedarf durch Stromeigenerzeugung mittels 

verstärktem Biomasseeinsatz vermindert werden.


Der biogene Kraftstoffertrag Wnetto ist ein Maß für die Effizienz der Bereitstellungskette; 

dabei werden in einzelnen Prozeßstufen anfallende Nebenprodukte nicht berücksichtigt. 

Wnetto ist der flächenbezogene Energieinhalt des Kraftstoffes im Tank des Endverbrauchers. 

Der Energiegewinn ist das Saldo aus Wnetto und KNRA und ist somit eine 

entscheidende Größe bei der Beurteilung der energetischen Situation einer biogenen 

Kraftstoffkette. Methanol aus Miscanthus schneidet aufgrund des hohen Ertrags und 

der geringen nicht-regenerativen Aufwendungen am günstigsten ab. 

In Abbildung 6-8 sind nun die kumulierten Emissionen der vorgelagetten Prozesse für 

die Bereitstellung der Kraftstoffe beim Endverbraucher denen von Benzin (aus [FVV98]) 

gegenübergestellt. 

Es wird deutlich, daß die im Rahmen dieser Studie untersuchte Variante zur Erzeugung 

von Methanol aus nachwachsenden Rohstoffen für die kumulierten CO2-Emissionen 

zum besten Ergebnis führt. Dieses positive Ergebnis wird durch den vergleichsweise 

hohen Biomasseeinsatz für die Bereitstellung des Methanols relativiert. Im Vergleich 

zum Referenzsystem Benzin ist zu beachten, daß der Einbezug der Nutzungsphase die 

Ergebnisse aufgrund der CO2-Neutralität der biogenen Kraftstoffe maßgeblich 

beeinflußt. 

1,2 

1,0 

0,8 

0,6 

0,4 

0,2 

0,0 

In kg/kWh: 

Kohlendioxid 

In g/kWh: 

Kohlenmonoxid 

Kohlenwasserstoffe 

Stickoxide 

Schwefeldioxid 

Rapsöl RME Ethanol Methanol Wasserstoff Benzin 

Abbildung 6-8: Emissionen bei der Bereitstellung biogener Kraftstoffe 

Bei den vorgelagerten Kohlenmonoxidemissionen schneidet Methanol und Wasserstoff 

etwas günstiger ab, als RME,Rapsöl und Ethanol; jedoch schlechter als Benzin. 

Hinsichtlich der Kohlenwasserstoffemissionen sind keine signifikanten Unterschiede 

bei den biogenen Kraftstoffen auszumachen. Im Vergleich zu den heute eingesetzten 

fossilen Kraftstoffen - hier Benzin - sind die vorgelagerten CxHy-Emissionen wesentlich 

geringer. 

37267A99


Bei Raps und Zuckerrüben als Biomasserohstoff ergeben sich aufgrund der Landwirtschaft 

höhere kumulierte NOx-Emissionen als bei der mehrjährigen Energiepflanze 

Miscanthus, die kaum eine Düngung erfordert. 

Bei den vorgelagerten SO2-Emissionen beeinflußt der eingesetzte Brennstoff bei den 

Konversionsanlagen das Ergebnis maßgeblich. Hier schneidet Ethanol am 

ungünstigsten ab, da vorwiegend Schweröl und Kohle zum Einsatz kommt. 

Die in der Abbildung dargestellten kumulierten Emissionen stellen für die biogenen 

Kraftstoffe maximale Emissionswerte dar, da sie ohne eine Berücksichtigung eventuell 

zu erteilender Gutschriften durch eine andere Bewertung der Nebenprodukte kalkuliert 

wurden (siehe folgendes Kapitel). Bei einer breiten Einführung biogener Kraftstoffe 

kann ferner mit einem verstärkten Einsatz regenerativer Brennstoffe für die Wärmeund 

Strombereitstellung gerechnet werden; dies würde ebenfalls zu geringeren 

spezifischen Emissionen führen. 

Geht man über die im Rahmen dieser Studie betrachteten Bereitstellung hinaus und 

bezieht die Nutzung der Kraftstoffe in Verbrennungsmotoren mit ein, so kann man 

feststellen, daß bezüglich der klimarelevanten Kohlendioxid- und Kohlenwasserstoffemissionen 

die biogenen Prozeßketten besser abschneiden als die fossilen Kraftstoffe. 

Bei den kumulierten CO, NOx und SO2-Emissionen ist unter Einbezug der Nutzung 

keine eindeutige Tendenz zu erkennen [DREI99]. 

6.8 Einfluß der Koppelproduktbewertung 

Wie bereits frühere Studien zur ganzheitlichen Bilanzierung von Energieträgern, 

Produkten und Dienstleistungen am Lehrstuhl für Energiewirtschaft und 

Anwendungstechnik und an der Forschungsstelle für Energiewirtschaft zeigten, führen 

verschiedene Analysen zum gleichen Untersuchungsgegenstand häufig zu differierenden 

Aussagen. In der vorliegenden Studie wurde bei qualitativer Bewertung bereits 

deutlich, daß die ganzheitliche Bilanzierung der Pflanzenproduktion, der 

Kraftstoffgewinnung und -verteilung ganz erheblich von der Bewertung der 

Nebenprodukte und Reststoffe sowie den gewählten Systemgrenzen gekennzeichnet ist. 

Für die Bilanzierung ökologischer Größen, wie Kumulierter Energieaufwand, 

Flächennutzung, Emissionen etc. ist es deshalb erforderlich, aufbauend auf den 

bisherigen Analysen den Einfluß der Nebenprodukte und Reststoffe in allen Phasen der 

Prozeßkette aufzuzeigen und ein Verfahren anzuwenden, daß die ganzheitliche 

energetische Bewertung biogener Kraftstoffe ermöglicht. 

Bisher wurden Standardlebenswege für die biogenen Kraftstoffe als Rahmenbedingung 

definiert und auf Basis dieser Prozeßketten auch eine Bilanzierung durchgeführt. 

Die Koppelproduktion ist dadurch gekennzeichnet, daß aus den selben Ausgangsmaterialien 

im gleichen Produktionsprozeß zwangsläufig verschiedene Erzeugnisse 

erstellt werden. Die Relationen zwischen dem mengenmäßigen Anfall der Koppelprodukte 

können starr oder in gewissen Grenzen variierbar sein. Bei der Bereitstellung 

von Kraftstoffen aus nachwachsenden Rohstoffen fallen in verschiedenen Prozeßstufen 

neben dem eigentlichen Zielprodukt verschiedene Nebenprodukte und Reststoffe an, die 

bei einer Ausdehnung der biogenen Kraftstofferzeugung einer sinnvollen Nutzung 

zugeführt werden müssen.


Im Rahmen dieser Untersuchung wurde für sechs biogene Kraftstoffe, deren 

Bereitstellung auf Basis von vier verschiedenen Rohstoffen analysiert und Wege der 

Koppelproduktnutzung aufgezeigt. Die Nutzungsmöglichkeiten der Nebenprodukte und 

Reststoffe sind demnach vielfältig; es ist beispielsweise ein Einsatz in der 

Landwirtschaft als Futtermittel- oder Düngemittel sowie eine Verwendung der 

Nebenprodukte als Brennstoff möglich. 

Eine verursachergerechte Aufteilung der Energie- und Rohstoffinputs ist häufig 

unmöglich, da keine physikalisch oder chemisch zwingend begründete Aufteilung des 

Verbrauchs für den Gesamtprozeß möglich ist. Deshalb wurde in [DREI99a] ein 

Verfahren entwickelt, daß den Zweck der Energieverbrauchsanalyse und ganzheitlichen 

Bewertung bestmöglichst erreicht. Hierzu wurden vier mögliche Wege aufgezeigt und 

deren Vor- und Nachteile diskutiert. Für die ganzheitliche Bilanzierung biogener 

Kraftstoffe wird folgendes Vorgehen vorgeschlagen: 

1. Keine Verwendung der Nebenprodukte und Reststoffe 

• ist für die Nebenprodukte bzw. Reststoffe keine Verwendungs- oder 

Einsatzmöglichkeit vorhanden, kommt die zielproduktorientierte Methode zur 

Anwendung. Dabei werden sämtliche Aufwendungen entlang der Prozeßkette dem 

Zielprodukt zugeschlagen. 

2. Verwendung der Nebenprodukte und Reststoffe 

• ist eine Aufteilung der Energie- und Rohstoffinputs anhand der physikalischen 

oder chemischen Zusammenhänge möglich, so müssen die Aufwendungen 

entsprechend dieser Kriterien auf die einzelnen Erzeugnisse aus den 

Bilanzräumen aufgeteilt werden 

• ist eine solche Aufteilung verursachergerecht nicht möglich, ist eine Zuteilung der 

Aufwendungen auf die Teilprodukte nur indirekt möglich. Dies bedeutet, falls das 

Prinzip der Verursachung aufgrund der gemeinschaftlichen Produktion nicht 

anwendbar ist, erfolgt die Zuweisung mittels der quantitativen Methode. Die 

Aufteilung der Aufwendungen bis hin zur Koppelproduktion wird anhand der 

Bewertungsgröße Energieinhalt vorgenommen. Nach ihrer Herstellung 

durchlaufen die Koppelprodukte in der Regel verschiedene 

Weiterverarbeitungsstufen, dabei ist eine getrennte Bilanzierung möglich. 

Die quantitative Methode mittels der Bewertungsgröße Energieinhalt wird 

vorgeschlagen, da bei einer Ausdehnung der biogenen Kraftstoffproduktion, als 

Alternative zu den derzeit verfügbaren fossilen Energieträgern Diesel oder Benzin 

damit zu rechnen ist, daß zunehmend Schwierigkeiten bei den Absatzmöglichkeiten der 

Nebenprodukte und Reststoffe auftreten. Es ist zu erwarten, daß sich dann zumeist der 

Einsatz der Koppelprodukte als Brennstoff anbietet. Dies bedeutet, daß alle Erzeugnisse 

entlang der Prozeßkette als Energieträger verwendet werden, das Zielprodukt als 

Kraftstoff für den Verkehrssektor und die Nebenprodukte und Reststoffe als Brennstoff 

für die Strom- und Wärmeerzeugung. Der Energieinhalt der Koppelprodukte eignet sich 

als Bewertungsgröße für die Aufteilung der Aufwendungen, da er die physikalischen 

Zusammenhänge widerspiegelt. 

Die soeben skizzierte Vorgehensweise wurde auf alle in Abbildung 1-1 dargestellten 

Prozeßketten angewendet. Die vorgeschlagene Methodik bei der Bewertung der 

Nebenprodukte und Reststoffe ergibt im Vergleich zur zielproduktorientierten Methode


die in Abbildung 6-9 und Abbildung 6-10 dargestellten energetischen Kenngrößen und 

kumulierten CO2-Emissionen. 

500% 

450% 

400% 

350% 

300% 

250% 

200% 

150% 

100% 

50% 

0% 

mit Koppelproduktnutzung 

ohne Koppelproduktnutzung 

Erntefaktor 


Rapsöl RME Ethanol Methanol Wasserstoff Biogas 

Abbildung 6-9: Erntefaktoren und Bereitstellungsnutzungsgrade biogener Kraftstoffe - 

ohne und mit Nutzung der Koppelprodukte 

g/kWh 

200 

180 

160 

140 

120 

100 

80 

60 

40 

20 

0 

mit Koppelproduktnutzung 

ohne Koppelproduktnutzung 

Rapsöl RME Ethanol Methanol Wasserstoff 

Abbildung 6-10: Vorgelagerte CO2-Emissionen biogener Kraftstoffe - 

ohne und mit Nutzung der Koppelprodukte 

37261A99 

37260A99


Man sieht, daß sich insbesondere bei den pflanzenölbasierten Kraftstoffen erhebliche 

Veränderungen hinsichtlich der energetischen Bewertung ergeben. Die Bereitstellungsnutzungsgrade 

steigen auf rund 80% an, der Erntefaktor erhöht sich bei Rapsöl auf rd. 

4,6 und bei RME auf 2,9. Bei Ethanol und Biogas ergeben sich ebenfalls erhebliche 

Veränderungen. Diese starken Verschiebungen bei der Bewertung von Rapsöl, RME und 

Ethanol liegen am hohen Koppelproduktaufkommen bei diesen Prozeßketten. Eine 

Verwendungsmöglichkeit der einzelnen Nebenprodukte und Reststoffe als Brennstoff 

oder Futtermittel scheint bei diesen Prozeßketten auch bei einer weiteren Ausdehnung 

gegeben, daher können die gezeigten Werte als realistisch angesehen werden. 

Für die aus der Vergasung von Biomasse resultierenden Kraftstoffe Wasserstoff und 

Methanol sind die Auswirkungen der veränderten Koppelproduktbewertung nicht sehr 

groß. Dies liegt am vergleichsweise geringen Aufkommen. Bei den Nebenprodukten 

handelt es sich zum Großteil um nicht genutzte Abwärme aus den einzelnen 

Prozeßschritten; bei einer breiten Ausdehnung der Wasserstoff- bzw. der 

Methanolerzeugung aus Biomasse erscheint eine umfangreiche externe Nutzung dieser 

Abwärmepotentiale als unwahrscheinlich. Vielmehr sollte man sich im Sinne einer 

Prozeßoptimierung um die Einbindung der Abwärme für interne Zwecke bemühen; dies 

würde zu einer Erhöhung der Nutzungsgrade der Anlagen beitragen.


7 Fazit 

Im Rahmen dieser Arbeit wurde eine vollständige energetische Prozeßkettenanalyse von 

der Biomassegewinnung über die Kraftstoffherstellung bis hin zum Endverbraucher 

durchgeführt. Dabei wurden neben den Energieaufwendungen auch ausgewählte 

Emissionen (CO2, SO2, CO, CxHy, NOX) bilanziert. Die vergleichende Gegenüberstellung 

der ermittelten Daten mit denen der substituierbaren konventionellen Treibstoffe 

ermöglicht eine Beurteilung der Biokraftstoffe. Die detaillierte Untersuchung der 

einzelnen Prozeßschritte biogener Kraftstoffketten erlaubt es die Energieaufwendungen 

in allen Teilschritten zu bilanzieren. Für die Darstellung und Interpretation der 

Ergebnisse wurden einige, für biogene bzw. regenerative Energieträger 

charakteristische Größen definiert: Kumulierter nicht-regenerativer Energieaufwand 

(KNRA), Kumulierter regenerativer Energieaufwand (KRA), Energiegewinn pro Fläche, 

Erntefaktor und biogener Kraftstoffertrag. 

Als Ergebnis lassen sich folgende Kernaussagen ableiten: 

• Im Vergleich zu den fossilen weisen die biogenen Kraftstoffe durchwegs niedrigere 

Bereitstellungsnutzungsgrade auf. Dies liegt zum einen an den etwas höheren 

vorgelagerten Aufwendungen und zum anderen an den bei der Ernte und der 

Verarbeitung anfallenden Nebenprodukten. 

• Die Erntefaktoren der biogenen Kraftstoffe, bei denen im Gegensatz zum 

Bereitstellungsnutzungsgrad lediglich die nicht-regenerativen Energieaufwendungen 

entlang der Prozeßkette berücksichtigt werden, sind sehr viel höher. 

• Aufgrund der CO2-Neutralität der biogenen Kraftstoffe treten während der 

Nutzungsphase bei diesen Prozeßketten keine zu berücksichtigenden CO2- 

Emissionen auf. Hinsichtlich der kumulierten CO2-Emissionen schneiden die 

biogenen Kraftstoffe unter Einbezug der Nutzung deshalb wesentlich günstiger ab. 

• Bei den anderen untersuchten Emissionen (CO, CxHy, NOx, SO2) erzielt man bei den 

biogenen Prozeßketten insbesondere bei den Kohlenwasserstoffemissionen erhebliche 

Einsparungen. 

Die Ergebnisse für den KEA als auch für den KNRA werden bei den biogenen 

Kraftstoffen maßgeblich von der Bewertung der Koppelprodukte bestimmt. Diese Studie 

hat gezeigt, daß durch die konsequente Nutzung aller Produkte entlang der biogenen 

Kraftstoffprozeßketten eine deutliche Reduzierung der Energieaufwendungen (die dens 

biogenen Kraftstoffen zugeschrieben werden) erzielt werden kann. Im Sinne der 

Ressourcenschonung, sowohl materiell als auch monetär, ist die Nutzung aller Produkte 

wünschenswert und sinnvoll. Dies zeigen auch die Erfahrungen aus der 

Mineralölindustrie, bei der bereits heute eine umfangreiche Nutzung aller 

Nebenprodukte aus den Raffinerieprozessen stattfindet. Bei einem Aufbau einer 

Infrastruktur für biogene Kraftstoffe ist ein integriertes Konzept mit der Verwendung 

aller Produkte anzustreben. Mit dem hier vorgestellten Verfahren ist eine 

entsprechende Berücksichtigung der Koppelproduktnutzung im Rahmen der 

ganzheitlichen Bewertung der biogenen Kraftstoffe möglich.

Fazit 51 

Die im Rahmen dieser Arbeit aufgezeigten Ergebnisse stellen den Stand der Technik 

dar. Einzelne Verfahren oder Prozesse befinden sich heute noch im Entwicklungsstadium, 

es besteht daher insbesondere im Bereich der Kraftstoffgewinnung und der 

Speicherung gasförmiger Energieträger noch ein erhebliches Entwicklungspotential. Die 

folgenden Arbeiten müssen zeigen, inwieweit sich Verbesserungen in einzelnen 

Prozeßschritten auf das Gesamtergebnis und die Bewertung biogener Kraftstoffe 

auswirken. 

Im Hinblick auf nachhaltige und sinnvolle Wege zur Einsparung fossiler Ressourcen 

und die Verringerung der Emissionsbelastung ist detailliert zu untersuchen, welche 

Prozeßketten weiter verfolgt werden sollten. Der Einsatz von Biomasse erscheint heute 

als sinnvolle Basis für ein zukünftiges Energieversorgungssystem. Die Gründe hierfür 

sind die einfache Handhabung der Biomasse mit bekannten Techniken, die 

Verfügbarkeit in nahezu allen Regionen und die universelle Einsetzbarkeit des 

erzeugten Kraftstoffes als leicht speicherbares und transportables Medium.


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