image
image
Aufbereitung
203
Abb. 158:
Neue
Aufbereitung,
Pri-
märmühlenhalle System –
Innenansicht
Foto: J. KUGLER
Abb. 159:
Neue Aufbereitung, Sekundär-
mühlenhalle – Innenansicht
Foto. H. LAUSCH
Für die Sekundärmahlung wurden jeder Stabmühle (d. h.
jedem Mahlsystem) 3 Kugelmühlen 2,7 m
x 3,6 m zuge-
ordnet (Abb. 159). Als Mahlkörper dienten Kugeln 40 mm
oder Cylpebs (= zylinderförmige Mahlkörper, Stangen-
abschnitte).
Um die Mahlkosten der Primärstufe zu reduzieren und wei-
tere Sicherheit für den errechneten Plandurchsatz zu ge-
winnen, wurde zusätzlich eine 3. Brechstufe mit 2 Stück
Flachkegelbrechern 1220 x 65 mm und zwei Kreiswucht-
schwingsieben 1600 x 4000 mm in einem neuen Gebäude
installiert (Abb. 160).
Diese Anlagen gewährleisteten den Plandurchsatz. Bei
Ausschaltung der unter Pkt. 15.6.2.1 dargestellten Proble-
me beim Bunkeraustrag des Schlammanteils wären deutli-
che Reserven vorhanden gewesen. Nachrechnungen der
Primärmühlenarbeit anhand der aktuellen Ergebnisse zeig-
ten aber auch, dass die in die Dimensionierung eingegan-
genen spezifischen Kennziffern in t Durchsatz pro m³ Müh-
lenvolumen nicht erreicht wurden. Es konnte nicht mehr
überprüft werden, ob dafür der erhöhte Anteil an Festerz
verantwortlich war.

image
204
Abb. 160:
3. Brechstufe im
Bau, davor Seil-
bahn nach
Schwarzwasser
Foto: J: RIßLAND
Eine entsprechende Hypothese behauptete, dass das Erz aus
dem Pingenbereich leichter zerkleinerbar sei, weil sich vor
dem Abbrechen der Wände der Gesteinsverband schon
auflöste.
Die nachgewiesenen technologischen Vorteile der Stab-
mühle, die Entstehung von Feinstkorn betreffend, wurden
durch einige verfahrenstechnische Nachteile sehr beein-
trächtigt. Diese konnten nur z. T. durch spezielle Konstruk-
tionen gemildert werden.
Das betraf:
das Beschicken der Mühlen mit Stäben. Um schwere
Handarbeit zu vermeiden (Einzelgewicht eines Stabes
ca. 190 kg) war in Zusammenarbeit mit dem VEB
SKET Magdeburg ein auf Schiene laufender Stabbe-
schickungswagen (Abb. 158 im Vordergrund) entwi-
ckelt worden. Die Stäbe wurden im Bündel mit dem
Kran auf dem Tisch des Wagens abgelegt, rollten zur
Mitte und dann über den mit Rollen besetzten Rüssel in
die Mühle. Dazu wurde der Rüssel in die Mühle einge-
fahren. Dieser Vorgang verlief gut.
Die Entnahme der abgefahrenen Stäbe aus der Mühle
sollte in analoger Weise geschehen. Vom Kran aus soll-
te durch das Mannloch mit einer Rundprofilzange jeder
Stab einzeln angehoben und auf dem Rüssel des Wa-
gens abgelegt werden. In der Praxis zeigte sich aber
diese Arbeitsweise als zu umständlich, so dass das Per-
sonal die schwere Handarbeit bevorzugte, insbesondere
auch, weil ein Großteil des Stabschrottes aus Bruchstü-
cken bestand. Das war wiederum beabsichtigt. Die Stä-
be sollten, wenn sie verschlissen waren, eher brechen
als sich verbiegen. Verbogene Stäbe hätten die Parallel-
lage verhindert und das gefürchtete "Sauerkraut" provo-
ziert. Also wurde ein legierter Stahl (teuer!) gewählt,
der eher brach. Zum Aussortieren dieser Bruchstücke
musste die Mühle häufig angehalten werden (z. T. täg-
lich).
Für die Innenauskleidung (Verschleißschutz) wurde
eine Stahlbalkenpanzerung gewählt. Vor einer Platten-
panzerung wurde nach internationalen Erfahrungen ge-
warnt. Lockern sich die Befestigungsschrauben, so
„kippeln“ die Platten und die Schrauben brechen
schnell durch Wechselbeanspruchung.
Auf die Länge der Mahltrommel von 4,5 m wurden nun
4 Abschnitte (Ringe aus Mahlbalken) vorgesehen, je-
weils in der Folge zwei flache Balken, ein Hubbalken.
Die Länge der einzelnen Balken von ca. 1 m war be-
dingt durch das Maximalgewicht von 200 kg (z. T.
Handtransport). Diese 4 Panzerungsringe in der Mühle
trugen sich gewölbeartig selbst, denn sie wurden beim
Einbringen mit Zwischenlagen verkeilt. Trotzdem wa-
ren an den Stoßstellen konusartige, durch die Außen-
haut festgeschraubte Elemente notwendig. Auch diese
Panzerschrauben mussten häufig mit Hilfe eines im Be-
trieb Altenberg entwickelten Schraubroboters festgezo-
gen werden.
Das Neupanzern einer Mühle war eine ca. 2 Tage dau-
ernde Gewaltaktion mit vielen Hilfskräften, wobei al-
lein das Aufbrechen der einzelnen Panzerringe, die in-
einander „vernietet“ waren, mitunter Stunden dauerte.
Für einen etwaigen Neubeginn sollte der Einsatz einer
sog. Kaskadenmühle großen Durchmessers mit autoge-
ner Mahlwirkung ernsthaft geprüft werden.

Aufbereitung
205
Die Sekundärmühlen (mit Gummipanzerung) liefen ohne
Beanstandung.
Alle Mühlen arbeiteten im Kreislauf mit Schraubenklassie-
rern. Ihnen wurde gegenüber Rechenklassierern der Vorzug
gegeben, weil sie entsprechend ihrer Wirkungsweise weni-
ger Fehlkorn im Klassiererüberlauf zeigten.
Es sei noch vermerkt, dass im Zuge der Rekonstruktion
auch die Entstaubung der Mittelzerkleinerung von einer
trocken arbeitenden Anlage (Sackfilter Bauart Beth) auf
eine effektivere Nassentstaubung mit Wirbelnasswäschern
Typ WNA 560 umgestellt wurde. Die Abluft führte man
über einen 50 m hohen Stahlschlot.
15.6.3
Fördermittel
Gurtbandförderer
Die für den Erztransport verwendeten mehrlagigen Gum-
migurtbandförderer arbeiteten zur Zufriedenheit. Aller-
dings mussten gut wirkende Abstreifer speziell gebaut
werden, um Beeinträchtigungen durch den Lettenanteil zu
vermeiden. Auch mussten die Bandrollen häufig gereinigt
werden.
Becherwerke
Zur Senkrechtförderung von Grobkorntrübe wurden Gum-
migurtbecherwerke verwendet. Luftheber waren in den
60er Jahren mit schlechtem Ergebnis getestet worden (Ver-
schleiß!).
Pumpen
Zur Förderung von Feinkorntrübe (<100
μm)
waren in Zu-
sammenarbeit mit dem VEB Pumpenwerk Erfurt sog.
Epoxydharzpumpen entwickelt worden und bewährten sich
mit Laufzeiten bis zu 7000 h sehr gut. Laufräder und Ge-
häuse bestanden aus Epoxydharz in das feinkörniges Silizi-
umkarbid eingemischt war.
Die im Flotationsbereich eingesetzten sog. Schaumpumpen
waren schon unter Pkt. 15.4.2.5 beschrieben worden. Sie
waren für den praktischen Betrieb unerlässlich.
Seilbahn
Über Jahrzehnte waren für den Erztransport nach den An-
lagen Schwarzwasser und Römer Seilbahnen eingesetzt
worden, die nun nach dem Neubau der 3. Etappe entfielen.
Obwohl sie sehr reparaturaufwendig waren, waren sie wohl
unter
den
herrschenden
klimatischen
Bedingungen
(Schneehöhe!) die beste Lösung gewesen. Trotzdem hatte
man immer wieder nach anderen Möglichkeiten gesucht
(Förderbänder), die sich aber stets als zu aufwendig und
nicht schneesicher erwiesen.
15.6.4
Flotation
In Altenberg wurde zum 1. Mal in der Welt das Flotations-
verfahren für Kassiteritaufbereitung in einer industriellen
Anlage angewendet (STEIN, 1940). In einer 35jährigen
Entwicklungsarbeit mit Hunderten von Forschungsarbeiten
und technologischen Untersuchungen, nach gewaltigen
Investitionen entstand hier die größte Kassiteritflotation der
Welt mit einem Jahresdurchsatz von ca. 850000 t (MOSCH
& BECKER, 1985).
Nachdem die Anlage eingefahren war, diente sie mit ihren
wichtigen Vorbereitungsstufen der Erzvorbehandlung so-
wie der Fein- und Feinstkornklassierung als Referenzanla-
ge für den Verkauf von diversen Lizenzen und Know-how
an internationale Interessenten.
Das gewählte Reagenzienregime bewährte sich ebenso wie
die maschinelle Ausrüstung und die Messtechnik. Beson-
ders der Einsatz der fremdbelüfteten Fingerrührerzellen
(Abb. 161) mit ihrem hohen Luftzerteilungsvermögen war
eine wichtige Voraussetzung für eine situationsgerechte
Fahrweise der Flotation. Die dafür benötigten Kreiskolben-
gebläse waren wegen der starken Lärmentwicklung in ei-
nem schallabgedichteten Raum unter dem Konzentratlager
untergebracht. Nicht optimal war die Konzentratlagerung
wegen der langen Förderspiele des Krans mit Greifer. Die
Ecken des Lagers waren zudem nicht für den Greifer er-
reichbar und erforderten Schaufelarbeit.
Unter den Flotationszellen ermöglichten dichtgeschweißte
Stahlwannen mit schrägem Boden die Rückführung evtl.
übergelaufenen Konzentratschaumes. Die großzügige Aus-
stattung der Flotation (Zellenvolumen) gestattete gute
Verweilzeiten der Trübe und schnelle Umschaltung bei
Reparaturen oder notwendigen Technologieänderungen.
Sicher hätte in weiteren Betriebszeiten eine Entstaubung
konzipiert werden müssen, obwohl es sich um einen Nass-
betrieb handelte. Die aus den Zellen entweichende Flotati-
onsluft führte Feinstaub mit, der sich im Gebäude nieder-
schlug, trocknete und zu Staubbelastung führte.
Zur Dosierung des Flotationsreagenz Styrolphosphonsäure
in wässriger Lösung dienten die althergebrachten Schöpf-
räder. Moderne Kolbendosierpumpen waren ungeeignet,
denn ein im technischen Produkt der SPS enthaltener An-
teil an nicht umgesetztem Styrol verklebte die Ventile
(BHKF - Zinnerz Altenberg 1983/84).
Im letzten Betriebsjahr waren die großen Mengen an Arm-
konzentrat nicht mehr absetzbar. Die Zinnhütte Freiberg

image
206
Abb. 161:
Blick in eine 6 m³
Flotationszelle
mit Fingerrührer
Foto: H. LAUSCH
verlangte höher angereicherte Produkte. Hier gelang es, die
schon 1989 begonnenen Versuche so fortzuführen, dass in
einer gesonderten Flotationsmaschine ein absetzbares
Reichkonzentrat mit Sn-Gehalten über 40 % gewonnen
werden konnte. Deutliche Verluste im Zinnausbringen wa-
ren allerdings die Folge.
15.6.5
Kontrolle des Prozesses
Zur Kontrolle des Aufbereitungsprozesses, insbesondere
der Flotation wurden täglich eine große Anzahl von Proben
genommen, aufbereitet und chemisch analysiert. So lagen
täglich Durchschnittswerte des vergangenen Tages der
Zinngehalte von Erzproben, Konzentraten, Abgängen und
vielen wichtigen Zwischenprodukten vor.
Niedrige Gehalte <0,5 % Sn, z. B. in Aufgabe oder Berge
der Flotation, wurden polarografisch ermittelt, die Zinnge-
halte von Konzentraten jodometrisch.
Später dominierte das Röntgenfluoreszenzverfahren. Zu
Zinnwerten kamen vielfach noch Analysen auf Wasser,
Arsen, Wismut, Molybdän, Kieselsäure, Fluor, Eisenoxid,
Schwefel, Wolfram. Diese Zahlen dienten der Bilanzierung
des Prozesses und der Qualitätskontrolle in den Konzentra-
ten. Nachteilig für die Prozesssteuerung war, dass die ge-
nannten Werte meist erst am Folgetag greifbar waren.
Zur kontinuierlichen Prozesskontrolle wurde deshalb eine
Reihe von Messverfahren (vgl. Pkt. 15.4.2.3) entwickelt
bzw. für den Aufbereitungsbetrieb angepasst. So standen
dem Anlagenfahrer in der Steuerwarte ständig Werte der
induktiven Trübemengenmessung, der radioaktiven Trübe-
dichtemessung und der radioaktiven Sn-Gehaltsbestim-
mung zur Verfügung.
Diese Werte waren zusätzlich untereinander mathematisch
verknüpft. So führte z. B. in der Flotationsaufgabetrübe
ebenso wie in der Flotationsbergetrübe eine elektronische
Multiplikation der Trübemenge (m³/h) mit der Trübedichte
(t/m³) zu einer Feststoffangabe (t/h). Dieser Wert war für
die tägliche Mengenbilanz wichtig, aber besonders für die
Dosierung der Flotationsreagenzien in g/t Durchsatz. Die
Feststoffmenge (t/h) wurde weiter mit dem Sn-Gehalt mul-
tipliziert, so dass auch die Sn-Mengen (t/h) von Flotations-
aufgabe und -berge vorlagen. Die ebenfalls installierte Di-
vision dieser Werte
Sn-Menge der Berge : Sn-Menge der
Aufgabe
ergab das aktuelle Sn-Ausbringen (%) als Diffe-
renz zu 100 % (Abb. 162).
Viel Erfahrung war für die Gestaltung der Messstellen
(sog. Geometrie) erforderlich. Zum Bespiel war ein stets
freier Messquerschnitt ohne Versandung und ohne Luftein-
schlüsse bei einer Trübegeschwindigkeit von 20-30 cm/s zu
garantieren.
Die Messtechnik war Voraussetzung für eine geplante
rechnergestützte Prozesssteuerung (s. Studie SCHÖNE 1989)
und ein Prozessleitsystem unter Mitwirkung des Gruben-
rechners. Dort waren die Arbeiten zur Vergleichmäßigung
des Sn-Gehaltes im Roherz und zur flotationsgerechten
Erztypenmischung einzubeziehen.

image
Aufbereitung
207
Abb. 162:
Messeinrichtun-
gen am Einlauf
der Grundflotati-
on
(Zinngehalt,
Trübedichte, Trü-
bemenge)
Foto: M. BECKER
15.6.6
Chemische Erzvorbehandlung
Die hohe Bedeutung der Erzvorbehandlung war lange er-
kannt (s. Pkt. 15.4.2.2). Nicht nur die Zugabe von Natrium-
silicofluorid und Schwefelsäure, sondern auch eine scharfe
Entschlämmung besonders des Primärmaterials und ein
Wasserwechsel waren vonnöten. Die dafür entwickelte
komplizierte Technologie wurde in der sogenannten Sprei-
zung, einem Betriebsraum der Neuen Aufbereitung im
Bunkertrakt zwischen Mahlsystem I und II, installiert und
erstreckte sich über 5 Bühnen (Schema der Erzvorbehand-
lung, s. Abb. 146). Dazu gehörten 2 Rührmischer, 6 Pump-
stationen und 6 Hydrozyklonstationen.
Da alle Aggregate doppelt vorhanden waren, gab es beson-
ders bei den Pumpen in dem sehr beengten Raum von
ca. 5 m x 14 m Grundfläche äußerst schlechte Wartungsbe-
dingungen (BHKF 1982).
Bei diesem sehr wichtigen Verfahrensgang zeigt sich in
großer Schärfe, dass zwischen dem hohen Material- und
Wartungsaufwand, der den Prozess als störanfällig zeigt,
und dem Nutzen unbedingt optimiert werden muss. Sicher
hätte man in folgenden Betriebsjahren diesen Prozess ver-
einfacht.
Ein wichtiger Schritt zur Beschränkung der Erzvorbehand-
lung liegt in der Vergleichmäßigung des Erzvorlaufs. Im-
mer wieder hatten Forschungsarbeiten gezeigt, dass einige
Erztypen extrem schlecht flotierbar sind (TÖPFER, 1968;
BILSING 1975). Hohe Anteile dieser Erztypen im Fördererz
ließen den Flotationsprozess völlig zusammenbrechen. In
der o.g. Arbeit von Töpfer wurde z. B. für folgende Erzty-
pen das maximal mögliche Ausbringen ermittelt:
Granitporphyrgreisen kaolinisiert
Rolle 426
42 %
Granitporphyrgreisen
Rolle 475
59 %
Topasglimmergreisen As-reich
Rolle 477
47 %
Topasglimmergreisen quarzhaltig
Rolle 416
72 %
Topasglimmergreisen
Rolle 584
72 %
Quarztopasgreisen
Rolle 434
72 %.
Diese Werte gelten nicht absolut, zeigen aber Schwan-
kungsbreiten auf.
Eine deutliche Verbesserung brachte Ende der 80er Jahre
eine rechnergestützte Erzabzugs- und Fördersteuerung
(EHRT, 1992), die nicht nur den Sn-Aufgabegehalt
vergleichmäßigte, sondern auch die Anteile unterschiedlich
flotierbarer Erztypen.
Diese Anforderung wurde 1988 in die Erzvorratsberech-
nung mit einbezogen.
15.6.7
Feinstkornaufbereitung
Seit Beginn der Arbeiten zur Kassiteritflotation war die
Entschlämmung des Aufgabegutes als unerlässlich erkannt
worden. In diesen Schlämmen gehen aber bis zu 25 % des
im Roherz vorlaufenden Zinns verloren. Wenn auch größe-
re Anteile des im Altenberger Erz chemisch nachgewiese-
nen Zinns als nicht ausbringbar gelten können (T
ÖPFER,
1968), und zwar

image
image
208
Abb. 163:
Neue
Aufbereitung,
Hydrozyklone NW 200
Foto: J. KUGLER
aufgeschlossener Zinnstein < 5
μm
aufgeschlossener mit Tonsubstanz behafteter feinster
Zinnstein (Rotschlamm-Zinnstein-Agglomerate)
feinstverwachsener Zinnstein
isomorphe Beimengungen im Gitter von Silikaten und
manchen Oxiden,
so hatten doch Untersuchungen des FIA (DALLMANN,
1980) und des BHKF (HOFMANN & BECKER, 1979 u.
MOSCH & HOFMANN, 1980) gezeigt, dass aus den Schläm-
men mit Hydrozyklonklassierung flotierbare Produkte be-
reitgestellt werden können. WOTTGEN (1974) und SCHMIDT
(1979) hatten die Flotation und die Verbesserung der Kon-
zentrate bearbeitet. Projektiert und realisiert wurde eine
fünfstufige Zyklonklassierung und ein Klassierereindicker
mit 45 m
∅.
Die Hydrozyklone NW 200 und NW 86 (= 1. und 2. Stufe)
wurden traditionell in Längsverteilung angeordnet (Abb.
163). Um unterschiedliche Beaufschlagung durch Entmi-
schung der Trübe im Aufgaberohr der 86er Zyklone zu
vermeiden, wurde eine Anordnung in 8er Batterien (2 x 4
Stück) gewählt.
Die Zyklone der 3. - 5. Stufe NW 40 wurden zu 7 Rundver-
teilern mit je 68 Stück mit zentralem Aufgaberohr zusam-
mengestellt (Abb. 164). Schlechte Übersichtlichkeit und
schlechter Zugang zu den Ventilen beeinträchtigten die
Wartungsarbeiten. Diese Zyklone waren außerordentlich
anfällig für Verstopfungen, besonders im Anfahrbetrieb
oder bei Schwankungen des Feststoffgehaltes.
Abb. 164: Neue Flotation, Hydrozyklone im Rundverteiler
Foto: H. LAUSCH

image
image
Aufbereitung
209
Auch hier sind Überlegungen angebracht, wo man auf
technologische Effekte verzichten sollte zugunsten der Be-
triebssicherheit.
Bei störungsfreiem Betrieb zeigten diese Zyklone aller-
dings hervorragende Trennschärfe bei ca. 12
μm
und sehr
gute Verschleißfestigkeit (Polyurethan!).
Für das Sekundärmaterial wurde ein Klassiereindicker aus
Beton mit 45 m
und Königswelle ohne Abdeckung auf
Höhe 725 m ü NN errichtet (Abb. 165). Trotz mäßigen
Frostes von -10
°C
gefror die Oberfläche durch die Eigen-
wärme der Einlauftrübe nicht. Die theoretische Verweilzeit
der Trübe im Eindicker war ca. 7 h. Übrigens hatte ein Er-
fahrungsaustausch mit dem Betriebsteil Seelingstädt der
SDAG Wismut ergeben, dass der dort vorhandene Eindi-
cker 60 m
mit Eisschicht eher bessere Kennziffern
brachte, da der Wind die Sedimentation nicht behindert.
Abb. 165:
Klassiereindicker
45 m Ø
Foto: M. BECKER
Abb. 166:
Wendelscheider
Typ FMC in der
Neuen
Aufberei-
tung
Foto: J. Kugler

image
image
image
210
15.6.8
Dichtesortierung
Die aus England importierten Wendelscheider südafrikani-
scher Bauart Typ FMC (= Fine mineral concentrator) wa-
ren mit vier glasfaserverstärkten Wendeln ausgestattet
(FIA, 1987, Abb. 166). Sie erfüllten voll die in sie gesetz-
ten Erwartungen bezüglich Durchsatz, Erfolgskennziffern
und Verschleißfestigkeit. Ein Bergeabstoß war nicht mög-
lich.
Gute Ergebnisse brachten auch die aus der Sowjetunion
importierten Dreideckherde Typ SK 22 bzw. SKO 22 (Abb.
167). Bei gleichem technologischen Ergebnis wie die ein-
heimischen Eindeck-Schnellstoßherde hatten sie einen ca.
1,5fachen Durchsatz pro m² Anlagenfläche. Dieser Wert
könnte bei günstigem Säulenraster durchaus noch gestei-
gert werden (Hubdecken!), denn die flächenbezogene Leis-
tung lag beim Betriebstest (([BHKF - Zinnerz Altenberg,
1977) 6,6 mal höher als beim Eindeckherd (0,2 : 0,03
kg/m²). Die ermittelte Leistung betrug 1,6 t/h
Deck.
Abb. 167:
Dreideckherde Typ SKO22 in
der
Neuen
Aufbereitung
Foto: J. Kugler
Abb. 168:
Neue Flotation, Filteran-
lage für Armkonzentrat;
oben: Einrichtung zum
Aufblasen von Dampf
Foto: J. Kugler

image
Aufbereitung
211
Abb. 169
:
Saugschwimmbagger im Bag-
gersee der Tiefenbachhalde
Foto: H. Lausch
15.6.9
Konzentratbehandlung
Zum Eindicken des Flotationskonzentrates wurden 4 Stück
der bewährten Eindicker 12 m
eingesetzt. Trotz dieser
nach Sedimentationsversuchen ermittelten ausreichenden
Eindickerfläche gab es wiederum Konzentratverluste im
Überlauf. Diese höchst unerwünschte Erscheinung trat auf,
weil es im Eindicker zu einer erneuten Schaumbildung kam
durch die beim Einlauf mitgerissene Luft. Das eingedickte
Armkonzentrat wurde den Eindickern mit doppelt wirken-
den Kolbenpumpen entnommen und zu den höher gelege-
nen Vakuumtrommelzellenfiltern gefördert. Hier bewährte
sich das Aufblasen von Heißdampf auf die Filtertrommel
sehr gut (MOSCH & BECKER 1985; Abb. 168).
In der alten Filteranlage Römer war der Wassergehalt des
Filterkuchens von
20 % mit Hilfe einer dampfbeheizten
Rillentrockenwalze unter hohem Energieaufwand auf 13-
14 % gesenkt worden. Nunmehr gelang eine Verringerung
um weitere 2 % auf durchschnittlich 11,7 % H
2
0 mit einer
Energieeinsparung von 50 %. Die Wirkung des Verfahrens,
das von NEEßE und DALLMANN (FIA) vorgeschlagen wor-
den war, beruht vor allem auf einer geringeren Viskosität
der Flüssigkeit in den Kapillaren des Filterkuchens, aber
auch auf einer Nachverdunstung im Konzentratlager.
15.6.10
Zinn aus Haldensanden
Unter erheblichem Aufwand an Investitionen (ca. 10 Mio.
M, davon ca. 5 Mio. M Ausrüstung) und später an War-
tungs- und Bedienungspersonal (80 Arbeitskräfte) wurde
auf der Tiefenbachhalde eine Aufnahme alter Haldensande
mit einem Sn-Gehalt von ca. 0,22 % begonnen. Die Sande
wurden mit einem schwimmenden Saugbagger (Abb. 169)
entnommen und über eine Pumpstation in die Aufbereitung
Römer gefördert. Hier standen noch vorhandene Maschi-
nen zur Aufbereitung mit den Verfahrensstufen
Nachmah-
lung - Erzvorbehandlung - Entschlämmung - Flotation
zur
Verfügung. Der Prozess war durch ungleichmäßige Zuför-
derung recht labil. Insgesamt wurden ca. 60000 t Sande
abgebaut und daraus 53,5 t Sn als Armkonzentrat gewon-
nen. Die Kosten pro t Sn waren anfangs (1988) über 4mal
so hoch, wie die der normalen Produktion. Im zweiten und
letzten Einsatzjahr der Haldenaufbereitung (1989) betrugen
sie immer noch das Doppelte der normalen Produktion,
wobei der Prozess nun deutlich besser beherrscht wurde.
Obwohl die neuesten Erkenntnisse aus der Schlammflotati-
on angewendet wurden, war das Ergebnis unbefriedigend.
Grund dafür war, dass die aufbereitungstechnisch günstigs-
ten Kornklassen bereits in früheren Zeiten gewonnen wor-
den waren.
15.7
Zinnkonzentrate und Nebenelemente
15.7.1
Zinnreichkonzentrat
Seit alten Zeiten wurden in Altenberg Zinnreichkonzentrate
erzeugt mit hohen Sn-Gehalten (über 55 % Sn) (WA-
GENBRETH
u. a., 1990). Das war notwendig, um die Verar-
beitungskosten der Hütten zu verringern (Brennstoff).

212
Durch geschickte Arbeit mit den Langstoßherden versuchte
man die Eisenanteile niedrig zu halten, um bei der Schmel-
ze im Schachtofen die Entstehung von Härtlingen (FeSn)
zu vermeiden, denn diese mussten weiter selektiv verarbei-
tet werden. Durch Haufenröstung trieb man vor der Reduk-
tion im Schachtofen den größten Teil des Arsens und
Schwefels aus. Im Schachtofen entstand dann ein relativ
reines Rohzinn, das durch Seigern von Verunreinigungen
(Fe, Rest-Arsen) gereinigt wurde. Auch durch sog. Polen,
d. h. Einführen von feuchtem Holz in die Schmelze, dürften
letzte Fehlbestandteile beseitigt worden sein. Man erhielt
so ein Hüttenzinn mit über 99 % Sn.
Mit hoher Anreicherung der Konzentrate sinkt allerdings
das Zinnausbringen drastisch, so dass die Bergbaubetriebe,
auch Altenberg, in ständiger Auseinandersetzung mit den
Hütten nach und nach die Sn-Gehalte senkten, so wie das
eine immer weiter verbesserte Hüttentechnologie ermög-
lichte.
In den 50er Jahren des 20. Jahrhunderts betrugen die Zinn-
gehalte im Reichkonzentrat nur noch hohe 40 %, und in der
letzten Betriebszeit um 1985 waren 40 % Sn ausreichend.
In den Liefervereinbarungen mit der Hüttenseite war natür-
lich der Sn-Gehalt die wichtigste Kennziffer und Basis für
den Preis. Für Verunreinigungen, z. B. Arsen und Wismut,
gab es Toleranzen, bei deren Überschreitung ein Abzug in
Zinn erfolgte.
In den Jahren 1972/73 wurden z. B. folgende Durch-
schnittsgehalte (%) im Reichkonzentrat (lt. Betriebsunter-
lagen) erreicht:
Sn
As
FeO
Bi
F
Al
2
O
3
SiO
2
41,7
0,7
32,2
0,3
0,6
3,6
3,9
Diese Zahlen können als Durchschnittszahlen für ein
Reichkonzentrat auch späterer Jahre gelten. Bemerkenswert
ist, dass sich in den letzten 25 Jahren bis 1990 der Anteil an
durch Dichtesortierung erzeugtem Reichkonzentrat konti-
nuierlich verringert hat. Ursache dafür war eine Rationali-
sierung der Nassmechanik (Dichtesortierung) mit ihren
vielen Kreisläufen zugunsten der Flotation. Gleichzeitig
erhöhte sich die durch die wirtschaftlichere Flotation er-
zeugte Menge an Armkonzentrat ständig. Dabei stieg das
Gesamtzinnausbringen und das war im Sinne einer Erzeug-
nispolitik des Bergbau- und Hüttenkombinates, die zwi-
schen Aufbereitungs- und Hüttenprozess optimierte. Die
Hüttenseite musste eine laufend steigende Armkonzentrat-
menge verkraften, woraus nach Verflüchtigung des Zinns
(Fuming) ein Flugstaub mit bis zu 65 % Sn entstand, der
mit
dem Reichkonzentrat
aus
der
Dichtesortierung
(Schnellstoßherde) gemeinsam in den Flammofen ging, s.
folgende Tabelle:
Zinnausbringen %
Jahr
im Reichkon-
zentrat
im Armkon-
zentrat
gesamt
1965
32,44
11,30
43,74
1975
22,22
34,81
57,03
1980
19,84
40,03
59,87
1984
17,92
46,24
61,16
1986
12,9
41,85
54,75
1988
13,3
47,04
60,34
15.7.2
Zinnarmkonzentrat
Seit 1964 (Versuchsproduktion ab 1963) wurde in Alten-
berg durch Flotation ein Zinnarmkonzentrat erzeugt. An-
fangs wurde das Produkt mit Sn-Gehalten um 20 % auf
Schnellstoßherden weiter angereichert und dann mit dem
Konzentrat aus der Dichtesortierung verschnitten. Das nach
Muldenhütten bei Freiberg gelieferte Armkonzentrat verar-
beitete man dort im Schwebeschmelzverfahren.
Es hatte in den Jahren 1972/73 folgende Durchschnittsge-
halte (%):
Sn
As
FeO
Bi
F
Al
2
0
3
SiO
2
12,4
0,6
40,8
0,1
1,6
9,6
19,0
Um das Zinnausbringen zu verbessern, wurden die Sn-
Gehalte im Armkonzentrat heruntergefahren, so dass z. B.
ein Mittelwert Juni - August 1974 folgende Gehalte hatte:
Sn
As
FeO
Bi
F
Al
2
0
3
SiO
2
7,1
9,42
21,8
0,11
2,5
12,5
43,7
Dieses Produkt, das nunmehr im Verblaseprozess (Fuming)
verarbeitet wurde, machte der Hütte große Probleme durch
die hohen Fluorwerte und durch das drastisch veränderte
Verhältnis FeO : SiO
2
1 : 2. Hier musste zwischen den
Wünschen der Aufbereitung und den Möglichkeiten der
Hütte optimiert werden, so dass sich die Sn-Gehalte im
Armkonzentrat bei 10 - 12 % einpegelten und ein Verhält-
nis FeO : SiO
2
= 1 : 1 angestrebt wurde.
Die Einführung der Allflotation, die Zuführung weiterer
Erzmengen aus der Feinstkornklassierung zur Flotation (=
Schlammflotation) und die gewaltige Steigerung des Ge-
samtdurchsatzes hatten
1985 zu einem Flotationsdurch-
satz von ca. 850000 t/a geführt. Hier wurden jährlich 16000
- 17000 t Armkonzentrat erzeugt. Die höchste Jahrespro-
duktion aus Roherz wurde 1988 erreicht mit
1698 t Sn im Armkonzentrat
+
480 t Sn im Reichkonzentrat, also
2178 t Sn insgesamt

Aufbereitung
213
15.7.3
Arsenkonzentrat
In alten Zeiten wurde Arsen durch Haufenröstung aus dem
Roherz ausgetrieben. Ab 1861 erzeugte man in Altenberg
ein Arsenkonzentrat (vorwiegend Arsenkies). Das beim
Abrösten erzeugte Arsenik (As
2
0
3
) diente als Ausgangsma-
terial für Schädlingsbekämpfungs- und Holzschutzmittel
sowie zur Läuterung in der Glasindustrie.
Bis 1977 wurden jährlich mehrere 100 t Arsenkonzentrat
geliefert mit z. B.
1972
84,5 t As-Inhalt,
1973
73,1 t As-Inhalt (SAAGE, 1978).
Für diese beiden Jahre gelten folgende Durchschnittsgehal-
te (%):
Sn
As
Bi
F
Al
2
0
3
SiO
2
2,4
28,8
2,6
1,2
2,8
6,4
Die Hütte Muldenhütten bevorzugte das Altenberger Pro-
dukt gegenüber dem Ehrenfriedersdorfer, denn es enthielt
gewinnbares Wismut.
Für spätere Jahre wurde folgende Prognose gestellt: (Brief
des VEB BHK Freiberg vom 17.08.1980 an das For-
schungsinstitut für Aufbereitung zur Forschungsaufgabe
„Nebenelemente Altenberg“; Museum Altenberg 2000):
Vorlaufen verschiedener Elemente
Roherz
Sn
As
Bi
Mo
t
%
t
%
t
%
t
%
t
1.000.000
0,30
3.000
0,06
600
0,025
250
0,015
150
Streuung
0,30±0,02
0,06±0,02
0,025±0,01
0,015±0,01
Daraus sollten folgende As-Produkte gewonnen werden:
Produkt
Sn
As
Bi
Mo
t
%
t
%
t
%
t
%
t
Nassmechanisches
Arsenkonzentrat (satzweise Flotation)
120
0,8
1
25
30
2
2,5
1
1
Arsenkonzentrat
Reichschäumer (kontinuierliche Flotation)
1200
0,8
10
15
180
4
48
5
60
Summe
1320
0,8
11
16
210
3,8
50,5
4,6
61
Auch eine selektive Gewinnung von Wismut und Molyb-
dän aus diesen Produkten war geplant. Diese Entwicklung
wurde jedoch gestoppt durch unerwünschte Erscheinungen
beim Arsenkonzentrat (SAAGE, 1978), die etwa ab April
1977 die weitere Verarbeitung des Produktes unmöglich
machten. Sie wurden mit dem neuen Verfahren der Chemi-
schen Erzvorbehandlung in Verbindung gebracht. Im er-
zeugten feuchten As-Konzentrat kam es zu einer starken
Erwärmung, zur Geruchsbelästigung und zum „Zusam-
menbacken“ des Inhaltes der Transportwannen.
Auch die Hütte Muldenhütten klagte über Beschwernisse,
so über
-
hohen manuellen Aufwand beim Zerkleinern des Kon-
zentrates und Geruchsbelästigung
-
Braunfärbung des erzeugten Arseniks im Kanal nach
dem Röstofen bzw.
-
Blaufärbung des Arseniks nach dem Dublieren
-
Nichterreichen bestimmter Qualitätsnormen.
Da die Hütte keine technologische Lösung fand, wurde das
Arsenkonzentrat in Altenberg seitdem in die Berge geleitet.
Eine Rücknahme der Verfahrensstufe Chemische Erzvor-
behandlung kam wegen der großen Vorteile für die
Zinnflotation nicht in Frage. Trotzdem wurde der For-
schungskomplex Nebenelementgewinnung (GRUNIG, 1983)
weiter bearbeitet angesichts des geplanten Vorlaufes im
Roherz von 250 t/a Wismut und 150 t/a Molybdän (s. o.).
15.7.4
Wismut
Wismut (Wismutglanz und metallisches Bi im Verhältnis
2 : 1 bis 5 : 1) ist bei der Dichtesortierung auf Schnellstoß-
herden als weißer Streifen gut sichtbar und gelangt dort in
das Zinnkonzentrat. Die Abb. 136 zeigt, dass Wismut um
1930 mit Salzsäure aus dem gerösteten Sn-Konzentrat ge-
wonnen wurde. Man erzielte ein Wismutchlorid mit 65 %
Bi. Aus Altenberger Erz wird Wismut seit 1854 gewonnen.
Mit Einführung der Flotation erhöhte sich das Aufkommen
von Wismut deutlich, da es bei der Sulfidflotation (= Ar-
senflotation) mit in die Konzentrate geht. Für einen Durch-

214
satz von 1 Mio. t wären das ca. 50 t/a Bi (Ausbringen be-
zogen auf Roherz
20 % vgl. Tabelle Pkt. 15.7.3). Zur
Gewinnung von Wismut aus diesen Produkten wurden ver-
schiedene Wege untersucht (STRAßBERGER u. a., 1978), so
die hydrometallurgische Bi-Abtrennung (ZÖNNCHEN 1979)
oder eine selektive Molybdän-Wismut-Flotation (GRUNIG,
1983 und BHKF 1985). Hierzu war der Bau einer Pilotan-
lage in der Neuen Flotation konzipiert, die später auch ei-
nem Dauerbetrieb hätte genügen können. Ziel dieser Anla-
ge mit einem Durchsatz von ca. 1,8 t/h war es, aus einer
verbesserten Sulfidflotation zunächst ein MoS
2
-Produkt (s.
Pkt. 15.7.5) und dann durch indirekte selektive Flotation
ein Bi-Konzentrat zu gewinnen mit folgender Zusammen-
setzung:
Bi
Mo
As
Cu
Sn
%
%
%
%
%
25-30
1,5
6,0
5-10
1-2
Zum Aufbau der Anlage kam es nicht mehr. Die technolo-
gischen und ökonomischen Erfolgskennziffern sind höchst
unsicher, speziell mit Hinblick auf die bezüglich Arsen
geschilderten Erscheinungen (vgl. Pkt. 15.7.3). Außerdem
ist die fallende Tendenz der Bi-Gehalte (ebenso auch Mo
und Sn) zu beachten. Gelten die Vorlaufzahlen für Bi von
1974-1982 als 100 %, so erwartete man für das Jahr 2000
nur noch 43 % davon. Ziel war trotzdem eine Bi-
Produktion von ca. 40 t im Jahr 1992 mit der o. g. Pilotan-
lage. Die Kosten sollten
18000 M/t Bi im Konzentrat
betragen.
Eine weitere technologische Variante wäre aus ökonomi-
schen Gründen sehr attraktiv gewesen, nämlich jeweils bei
der Sulfidflotation (= Arsenflotation) das Wismut zu drü-
cken, um es dann analog der Lösung von 1930 aus dem
Zinnkonzentrat mit Salzsäure abtrennen zu können. Die
hierzu geführten umfangreichen Untersuchungen brachten
allerdings nur unbefriedigende Ergebnisse (SCHULZ, 1968;
STRAßBERGER u. a., 1978).
15.7.5
Molybdän
Molybdän liegt im Altenberger Erz als Molybdänit (MoS
2
)
vor und gelangt bei der Sulfidflotation (= Arsenflotation) in
die jeweiligen Konzentrate. Bei Durchsatz von 1 Mio. t/a
beträgt der Vorlauf
150 t/a Mo. Davon könnten ca. 60 t
Mo im Konzentrat der sog. kontinuierlichen As-Flotation
(s. Tabellen in Pkt. 15.7.3) anfallen.
Dieses Produkt sollte einer selektiven Mo-Bi-Flotation un-
terzogen werden (vgl. Pkt. 15.7.4). Auf der Grundlage sei-
ner Forschungsarbeiten zum Thema „Nebenelemente Al-
tenberg“ rechnete das Forschungsinstitut für Aufbereitung
Freiberg unabhängig vom künftigen Verfahrensgang mit
einem Flotationskonzentrat folgender Zusammensetzung
(Brief des FIA vom 10. 02. 1982 an VEB Chemisches
Kombinat Bitterfeld zu Verarbeitungsmöglichkeiten sol-
cher Konzentrate; Museum Altenberg 2000):
als
Mo
45,0 -
50,0 %
Molybdänit
As
0,8 -
2,0 %
Arsenkies
Bi
1,0 -
2,0 %
Wismutglanz, metall. Bi
Sn
0,2 -
0,4 %
Kassiterit
Cu
0,2 -
0,3 %
vorwiegend Kupferkies
Fe
1,0 -
2,0 %
Hämatit, Rotschlämme
SiO
2
5,0 -
8,0 % )
Quarz, Glimmer, Feldspäte
Al
2
O
3
2,0 -
4,0 % )
Feldspäte, Glimmer
Ziel war die Produktion von ca. 20 t Mo im Jahr 1992. Das
Konzentrat sollte für eine MoS
2
-Schmierstoffproduktion im
VEB Chemiekombinat Bitterfeld ca. 80 % MoS
2
enthalten
bei Kosten von
18000 M/t Mo im Konzentrat der Pilotan-
lage. Auch hier sind die sinkenden Mo-Gehalte im Roherz
zu beachten. Werden die Jahre 1974 - 1982 als 100 % an-
gesetzt, so sollten im Jahr 2000 nur noch ca. 69 % davon
anfallen (BHKF 1985).
Eine weitere Anreicherung des Molybdäns durch Flotation
wäre möglich, wobei sich die Begleitkomponenten reduzie-
ren. Ausbringensverluste wären aber unvermeidlich. Wel-
chen Einfluss die ab 1977 auftretende Oberflächenaktivie-
rung der Sulfide im Konzentrat durch die chemische Erz-
vorbehandlung genommen hätte ist ungewiss. Die Blaufär-
bung des Konzentrates deutet auf die Bildung von Mo-
Oxid (Molybdänblau) hin.
15.7.6
Wolfram
Der W0
3
-Gehalt im Altenberger Erz (Wolframit, Hübnerit)
wurde in einer Studie des Bergbau- und Hüttenkombinates
im Dezember 1981 (Museum Altenberg 2000) mit 0,03-
0,04 % angegeben. Als Vorlauf für eine Gewinnung sind
nur die Zinnkonzentrate denkbar.
Die Anreicherung im Zinnreichkonzentrat auf 3-4 % WO
3
hat schon den Faktor 100. Man rechnete für das Jahr 1980
bei einer Roherzmenge von 725 000 t/a mit folgenden Da-
ten (Studie BHK Freiberg):
WO
3
WO
3
-
Inhalt
Sn-
Gehalt
%
t/a
%
Sn-Reichkonzentrat
1197 t/a
3-4
36-48
40,5
Sn-Armkonzentrat
11668 t/a
~0,5
58
7,7!
Ähnlich liegen diese Angaben in einer Studie des FIA
(ZÖNNCHEN u. a., 1982) für eine Roherzmenge von 1 Mio.
t/a:

Aufbereitung
215
WO
3
WO
3
-
Inhalt
%
t/a
Sn-Reichkonzentrat
1450 t/a
4-5
58-73
Sn-Armkonzentrat
17800 t/a
0,5
89
In einem Schreiben vom 10. 2. 1982 (vgl. Pkt. 15.7.5)
schätzte das FIA ein, dass aus Altenberger Reichkonzentrat
durch Magnetscheidung ein Mischkonzentrat folgender
Zusammensetzung erzeugt werden könnte:
WO
3
12 - 15 %
Wolframit, davon ca. 20 % Hübnerit
Fe
2
O
3
40 - 60 %
Hämatit, Rotschlämme
Sn
10 - 15 %
Kassiterit
As
0,5 - 1 %
Arsenkies
Rest
Quarz, Glimmer, Feldspäte
Daraus wären jährlich gewinnbar:
Mischkon-
zentrat
WO
3
-
Gehalt
WO
3
-
Inhalt
WO
3
-Ausbringen
bezo-
gen auf Sn-
Reichkonzentrat
330-350 t/a
12-15 %
∼50
t/a
75-80 %
Eine Direktlaugung des Zinnreichkonzentrates mit 20-
25%iger Natronlauge bei 105°C lässt bei einem WO
3
-
Ausbringen = 90-95 % deutlich bessere Ergebnisse erwar-
ten. Eine Gewinnung von WO
3
aus dem Sn-Armkonzentrat
ist wegen des niedrigen WO
3
-Gehaltes und der großen
Mengen nicht realisierbar.
15.7.7
Glimmer
Die Glimmervorräte der Altenberger Lagerstätte sind be-
achtlich, jedoch ist die Gewinnbarkeit stark eingeschränkt
durch die feine Aufmahlung <100
μm,
die die Zinnaufbe-
reitung erfordert. Das behindert z. B. eine Magnetschei-
dung mit Starkfeldscheidern (Glimmer ist paramagnetisch).
Selbst wenn man die Abgänge der Dichtesortierung in
Korngrößen von 0,3-1,5 mm verarbeiten wollte, wäre mit
sehr hohen Anlagekosten (geringer Durchsatz pro Maschi-
ne!) zu rechnen, von einer evtl. erforderlichen Trocknung
ganz abgesehen.
Als ein weiteres Anreicherverfahren käme die Flotation in
Frage, die für gröberes Material 60-300
μm
mit Aminen als
Sammler gut gelingt. Auch sie scheidet aber aus, denn die-
se Reagenzien im Wasserkreislauf einer Zinnflotation wür-
den die Zinngewinnung unmöglich machen. Altenberg ver-
brauchte bis zu 70 % Rückwasser. Hier ist die Einrichtung
eines 2. Wasserkreislaufs nicht machbar. Übrigens sind bei
Flotation mit Aminen erhebliche Verunreinigungen durch
Eisen zu erwarten. Am Körnungsproblem scheiterte auch
eine Sortierung nach elektrischen Verfahren.
Insgesamt wurden die Probleme als so gravierend einge-
schätzt, dass keine weiteren Untersuchungen erfolgten
(RÖSSEL, 1981).
15.7.8
Lithium
Für die Gewinnung von Lithium aus Altenberger Glim-
mern gelten die gleichen Prämissen wie unter Pkt. 15.7.7
für Glimmer allgemein dargestellt, zumal die für die Li-
Gewinnung interessanten Glimmer eng verwachsen sind
und durchweg sehr feinkörnig. Der Aufschlusspunkt für
diese Glimmer liegt bei 20-30
μm
(RÖSSEL, 1981). Trotz-
dem seien die Li-Ressourcen in Altenberg anhand einer
1981 erstellten Berechnung aufgeführt:
Roherz (kt)
Li-Inhalt (t)
Festerz
20813
24578
Brucherz
14848
18615
35661
43193
Halden in Schwarzwasser und
Bielatal
11873
14247
47534
57440
Aufbereitungshalden in Zinn-
wald
190
300
In den Aufbereitungsprodukten zeigt sich Lithium mit fol-
genden Gehalten (%):
Zyklonberge
0,08
Flotationsaufgabe
0,06
Flotationsberge
0,06
Arsenvorkonzentrat
0,04
Zinnkonzentrat der Grundflotation
0,06
15.8
Zusammenfassung
Im aufbereitungstechnischen Teil der Monographie wird
die Entwicklung eines kombinierten Verfahrens, bestehend
aus Dichtesortierung und Flotation, beschrieben. Es wird
dargelegt, wie sich der Prozess dem außerordentlich schwer
aufbereitbaren Erz (Verwachsung, geringe Sn-Gehalte,
Schlämme) anpasste und wie unter hohem Einsatz von For-
schungs- und technologischer Arbeit, aber auch an beacht-
lichen materiellen Aufwendungen Spitzenleistungen erzielt
wurden. So lief in Altenberg zum 1. Mal in der Welt eine
Kassiteritflotation im industriellen Maßstab und 1985 ar-
beitete hier die größte Kassiteritflotation der Welt. Sie
diente als Referenzanlage für mannigfaltige Neuentwick-
lungen. Hintergrund für diese gewaltigen Anstrengungen
war die Grundsatzentscheidung der Regierung der DDR,
die Reinzinnproduktion so zu steigern, dass Importe völlig
abgelöst wurden (Ministerium EMK, 1982). Die für die
Rekonstruktion der Aufbereitung realisierten 3 Etappen

image
image
image
216
Abb. 170:
Abriss der Seilbahnendstelle Römer
1990
Foto. M. Becker
Abb. 172:
Computerbildschirm der Flotation mit der letzten
Anzeige bei endgültiger Abschaltung
Foto. J. Kugler
Abb. 171:
Abriss der Neuen Aufbereitung 1998, im Vordergrund die 7 t
schwere Abrissbirne
Foto: J. Kugler

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
217
werden dargestellt, wobei jeweils technologische Notwen-
digkeit und Lösungswege beschrieben werden. Das gilt
besonders für die letzte und umfangreichste 3. Etappe. Da-
bei wurden lange bekannte Verfahrensstufen nur erwähnt.
Sonderlösungen, die für das sehr schwer aufbereitbare Erz
gefunden wurden, werden dagegen z. T. detailliert be-
schrieben, selbst wenn es sich um Hilfsprozesse handelte.
Ebenso wird auf Lösungswege eingegangen, die nicht be-
friedigen konnten (z. B. Schlammproblem) und welche
Änderungen man wohl bei langjährigem Betrieb hätte tref-
fen müssen. Zu jeder Etappe werden die benötigten In-
vestmittel benannt.
Im letzten Abschnitt werden die Probleme bei der Gewin-
nung von Nebenelementen (As, Bi, Mo, WO
3,
Glimmer,
Li) angesprochen und mögliche Produktionsmengen ge-
nannt.
Für die Aufbereitungsanlagen fand sich nach 1991 keine
Verwendung mehr. Sie wurden abgerissen. Drei Bilder
sollen das illustrieren (Abb. 170, 171, 172).
16
Vorratswirtschaft und Zinnpro-
duktion, Lagerstättenpotenz und
Zinnverluste
16.1
Bemusterung der Lagerstätte (Probenahme)
Eine systematische Probenahme erfolgte in früherer Zeit –
vor 1960 – nicht. Nur gelegentlich wurde eine Punkt-
Stück-Probenahme zur Festlegung der lokalen Zinngehalte
in den Streckenneuauffahrungen getätigt und unübersicht-
lich dokumentiert.
Gleiches gilt für die Bruchmassenbemusterung. Unregel-
mäßige Beprobungen der Schuborte – zeitlich und men-
genmäßig – ließen in früherer Zeit keine gehaltlichen Ent-
wicklungstendenzen erkennen. Die sehr lückenhaft analy-
sierten Daten entsprachen keineswegs den Anforderungen
für eine Erzvorratsberechnung und für die Steuerung des
Produktionsprozesses. Entsprechend dem Charakter der
Lagerstätte (massiger Greisenerztyp) und den Besonderhei-
ten des Altenberger Bergbaues (Vorhandensein von Bruch-
erzmassen) wurden seit 1960 spezifische, repräsentative
Probenahmearten erprobt und eingeführt.
16.1.1
Probenahme in bergmännischen Auffahrun-
gen
Für die Probenahme in bergmännischen Auffahrungen (ho-
rizontale Strecken) wurde von S
CHLEGEL 1966 die sog.
Punkt-Netz-Methode
entwickelt, von der Staatlichen
Zentralen Vorratskommission des Ministerrates der DDR
anerkannt und in die Praxis eingeführt (S
CHLEGEL, 1966).
Danach wurde im 1 m-Abstand in gleicher Höhe an beiden
Stößen und in der Firste je eine gewichtete Probe (ca. 250 g)
entnommen und in 5 m-Intervallen (15 Einzelproben) zu
einer Sammelprobe zusammengefasst.
Die Sammelproben wurden nach entsprechender Zerkleine-
rung und Viertelung auf ihren
Zinngehalt
analysiert. Die
Darstellung der Ergebnisse erfolgte in Sohlenrissen im
Maßstab 1 : 1 000 als sog.
Bemusterungsrisse
.
Ferner wurde der jeweilige Analysenwert in der geologi-
schen Datenbank gespeichert. Dazu stellte der Mittelpunkt
der 5 m-Beprobungsstrecke mit seinen Koordinaten (Hoch-,
Rechtswert, Lage über NN) den Festpunkt für das Analy-
senergebnis dar.
Für die Bereiche der 4. und 5. Sohle komplett (größte La-
gerstättenfläche) sowie von tieferen und höheren Sohlen
stichprobenhaft wurden aus den Streckenproben insgesamt
391 Sammelproben für
Begleitelementbestimmungen
zusammengewogen. Dabei stellt jeweils ein 20 m-
Quaderraster eine Sammelprobe dar. Die Proben wurden
im Rahmen eines Forschungsberichtes durch die Sektion
Geowissenschaften der Ernst-Moritz-Arndt Universität
Greifswald in den Jahren 1983/84 spektralanalytisch auf
W, Bi, Be, Mo, Cu, Nb, Li und Rb untersucht. Der Mittel-
punkt des Quaders wurde als Festpunkt der Analysener-
gebnisse für die Elemente gespeichert.
16.1.2
Bemusterung mittels Bohrungen
Eine weitere Bemusterungsmöglichkeit mittels vorwiegend
Horizontalbohrungen (ca. 80 Kleinkernbohrungen von
1960 bis 1989) wurde zur randlichen Abgrenzung des Erz-
körpers auf den einzelnen Sohlen und zur Erkundung der
Metallgehalte in den Gebieten geringer Auffahrungsdichte
genutzt. Die durchschnittlichen Bohrteufen lagen bei 75 m
horizontal bei einem Kerndurchmesser von 56 bis 35 mm
und maximalen Kernlängen von 1 m. Die Bohrkerne wur-
den petrographisch bearbeitet und die Ergebnisse in einem
Schichtenverzeichnis zusammengefasst. Jeweils 5 laufende
Bohrmeter wurden zu einer Sammelprobe vereinigt und
analysiert.
Die Darstellung der Analysenergebnisse erfolgte in den
Bemusterungsrissen im Maßstab 1 : 1 000 der einzelnen
Sohlen gemeinsam mit den Streckenbemusterungen.
Weiterhin wurden im Zeitraum ab 1965 20 OT-Bohrungen
(zumeist Schrägbohrungen: HELBIG & SIPPEL, 1970; Rand-
erkundung Altenberg: T
HOMAE, 1981; Pingenrandschräg-
bohrungen) und 4 UT-Bohrungen (Seigerbohrungen: HEL-
BIG & SIPPEL, 1970; 5. und 7. Sohle) zur Lagerstättenrand-

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
218
und
Teufenerkundung
niedergebracht.
Neben
der
petrographisch-tektonischen Dokumentation erfolgte die
Zinngehaltsbestimmung alle 5 laufende Bohrmeter an einer
Splitterprobe mittels Spektralanalyse. Proben mit Gehalten
über 1000 ppm Sn wurden nasschemisch untersucht. Die
Probenmittelpunkte wurden mit Koordinaten versehen und
samt Sn-Wert mittels EDV gespeichert.
16.1.3
Bemusterung der Brucherze
Die Bemusterung der Brucherzmassen war seit alters her
umstritten und in ihrer Repräsentativität aufgrund des ge-
ringen Proben/Werteumfangs eingeschränkt. Seit etwa
1960 wurden von den zahlreichen Schuborten (ca. 120
Stück zwischen 1950–1982 angelegt) und in der Folgezeit
seit 1974 von den Ladeorten auf der 6. Sohle (ca. 130
Stück von 1974–1990) systematisch Proben genommen.
Zahlreiche Reihen variierter Probenahmesysteme führten
über statistische Untersuchungen unter Beachtung einer
vertretbaren Repräsentanz der Werte in Verbindung mit
verträglichen Probenahmemengen und Zeiten zu folgen-
dem Probenahmeprinzip.
Schubortära
(bis 1982): eine Greifprobe (ca. 0,5 kg) aus
jedem letzten Hunt jedes Erzzuges von der jeweils bedien-
ten Schubortrolle. Die Greifproben aus 44 Zügen wurden
zu einer Sammelprobe zu ca. 20-25 kg zusammengestellt
und auf Zinn analysiert. Sie entsprach einer abgezogenen
Pingenerzmenge von ca. 440 t. Probenmengen aus jeweils
10 Sammelproben wurden wiederum vereinigt zu Sammel-
proben, die auf Begleitelemente, wie W, Bi, Fe, As und F
analysiert wurden, wobei jede Begleitelementanalyse etwa
4 400 t Erz repräsentiert.
Ladeortära
(ab 1974): Von jedem 10. Bunkerfahrlader
wurde eine Greifprobe (ca. 0,5 kg) vom Bunkerfahrlader-
fahrer genommen. Die Anzahl der Einzelproben pro Lade-
ort und je Tag – unter gleichzeitiger Erfassung der Tages-
tonnage/Ladeort – wurden zu einer Sammelprobe vereinigt,
die auf Zinn analysiert wurde (RFA-Schnellanalyse). Von
jeweils 10 Sammelproben wurde wiederum eine Sammel-
probe für Begleitelementbestimmungen zusammengewo-
gen. Die Analysenwerte mit Ladeortnummer, Tonnage und
Datum/Zeitraum wurden erfasst und gespeichert.
Aus der Vielzahl der Gehaltswerte pro Schubort-Ladeort
mit zuordenbaren Erzmengen und entsprechenden Zeitebe-
nen konnten gehaltliche Kenngrößen/Entwicklungen der
Schub-
und
Ladeorte
(
Ladeortstatistik/Regressions-
analysen
) statistisch ermittelt werden, die einerseits für die
Berechnung der Zinnmenge in den Bruchmassen und ande-
rerseits für Planungs- und Produktionssteuerungsprozesse
weiter verwendet wurden.
Neben der portionsweisen Probenahme der Brucherze wur-
den an allen einzelnen Entnahmeorten (Schub-/Ladeort)
mehrmals monatlich visuelle Bemusterungen der Brucher-
ze vorgenommen. Graduierte Kennzeichnungen der Erzty-
pen, Gesteine, Korngrößen, Stückigkeit, Feuchtigkeit,
Tonmineralanteile und weitere Fakten fanden in einer
geo-
logischen Datenbank
Eingang und waren teilweise in aus-
gewerteter Form abrufbereit.
16.2
Probenuntersuchung und Analysenkontrolle
Alle kontinuierlich (Schubort-, Ladeort-, Strecken-, Bohr-
kernproben) und zufällig (Haufwert-, Greif-, Einzel-, Son-
derproben) anfallenden Proben wurden seit 1980 in einem
untertägig eingerichteten Probenvorbereitungsraum (Be-
reich Block 37, 6. Sohle) gesammelt und normgerecht ana-
lysenfein (<63
μm)
vorbereitet.
Die
Zinnanalytik
erfolgte bis etwa 1980 mittels klassi-
scher Methoden. Die
Jodometrie
wurde etwa 1960 von der
Polarographie
mit höherer Genauigkeit und niedrigeren
Nachweisgrenzen (0,03 % Sn) abgelöst. Uneffektiv waren
jedoch die relativ langen Analysenumlaufzeiten (einige
Tage), so dass eine Produktionssteuerung nach dem Zinn-
gehalt nicht möglich war.
Seit 1970 erfolgte eine wesentliche Steigerung der Roherz-
förderung, die an Bergleute, Technologen und Geologen
Aufgaben völlig neuer Dimension stellte, wobei die ver-
lustarme Abbauführung und Aufbereitung im Mittelpunkt
des Interesses stand.
Präzise Kenntnisse, besonders über den Zinngehalt als
Hauptwertstoff, waren unter diesen Gesichtspunkten un-
entbehrlich. Noch schneller als die Produktion entwickelte
sich daher der Bedarf an Analysen, wobei deren Ergebnisse
schneller als früher gefordert wurden, um steuernd in den
Abbau- und Aufbereitungsprozess eingreifen zu können.
Diese Bedingungen erzwangen die Einführung neuer Ana-
lysenverfahren mit höherer Effektivität. Zunächst wurden
seit 1979 mehrere Generationen
radiometrischer Zinn-
analysengeräte
für Pulverproben zur Bestimmung von
Zinn getestet (Tabelle 40) (LOOS & THOMAE, 1983). Zu-
satzgeräte sowie ein
Vielkanalanalysator
erlaubten seit
1985 Mehrelementanalysen an verschiedensten Probensor-
timenten effektiv durchzuführen. Ebenfalls kamen Zinn-
schnellbestimmungsgeräte im Anstehenden untertage pro-
beweise zum Einsatz.
Mit dem
Einsatz eines röntgen-radiometrischen Zinn-
analysengerätes VRA 30
(Analysen-Automat auf der Ba-
sis Röntgenfluoreszenzanalyse – RFA; gefertigt vom Be-
trieb Präzisionsmechanik Freiberg) verfügte der Betrieb
Zinnerz Altenberg seit 1987 über eine sehr moderne leis-
tungsfähige Analytik, die allen Ansprüchen (Genauigkeit,
Probeneinsatzfähigkeit, Schnelligkeit) aus Geologie, Berg-
bau und Aufbereitung gerecht wurde.

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
219
Tab. 40: Eingesetzte Analysenmethodik und Analysentechnik im Betrieb Zinnerz Altenberg
Art
Anwendung/
Einführung
seit
Elementbestimmung
Messbereich %
rel. Fehler
%
Bemerkungen
1. Klassische Methodik
Jodometrie Sn
bis 1960
Polarographie Sn
1960-1980
19,3
Gehaltsbereich 0,05-0,25 % Sn
12,5
Gehaltsbereich 0,26-1,0 % Sn
2. Radiometrische Zinnanalysengeräte für Pulverproben
Einkanalanalysator
Typ
ITRA 111
1979
Sn
0,1-1,0
ca. 10
Störung durch Matrixeffekte
Zweikanalanalysator
Typ
0,1-5,5 Erz
ca. 10
ITRA 113
1980
Sn
5-10 Armkon-
zentrat
ca. 1,5
Abschwächung der Matrixef-
fekte, Messzeit 6-9 Min./Probe
Dreikanalanalysator
Typ
0,1-2 Erz
<10
Matrixeffekte eliminiert,
PAZ-P (Physikalischer Ana-
lysator Zinn-Pulver)
1982
Sn
5-10 Armkon-
zentrat
ca. 1,5
Messzeit 2-4 Min./Probe
mit peripheren Geräten
-
Automatischer Probenwechsel (Linearförderer mit Magazin für 35 Proben)
-
Analysenrechner: Impulsraten
Ausdruck Zinngehalt
Dreikanalanalysator
Typ
PAZ-U
(untertage
am
Stoß/Gestein, Erz) probewei-
ser Einsatz
1986
Sn
Vielkanalanalysator
VK
256/80
1985
Sn, Fe, Mn, As, U,
Th, Cs, Rb, Ta, Hf
alle Bereiche,
Graduierung
mittels INAA-
Ref-Proben
<5
Erfassung störender Begleit-
elemente, Messzeit 4 Min. alle
Elemente
3. Röntgenradiometrische Zinnanalysengeräte
Vielkanal-Röntgenanalysator
VRA 30 (Analysenautomat)
1987
qualitative u. quantitative Elementbestimmung in allen Messbereiche für alle Probenar-
ten (Pulver)
Aufbau:
-
Anregungseinheit (Röntgengenerator)
-
Spektrometereinheit
-
Nachweiselektronik
-
Gerätebedienung und Datenverarbeitung
-
Probenmagazin: 94 Mess- und Referenzproben
Ergebnisse
-
Schnelligkeit
-
Zuverlässigkeit
-
Reproduzierbarkeit
-
geringen Arbeitsaufwand
Entsprechend der „Richtlinie der Zentralen Vorratskom-
mission über die
innere und äußere Kontrolle chemi-
scher Analysen
“ vom 29.02.1964 wurden zum Nachweis
der Zuverlässigkeit und Reproduzierbarkeit der zur Vor-
ratsberechnung verwendeten Analysenergebnisse Kontroll-
analysen für die innere und äußere Kontrolle zur Bestim-
mung zufälliger und systematischer Fehler durchgeführt.
Die Erstbestimmungen erfolgten ausschließlich im Labor
des Betriebes Zinnerz Altenberg. Die Auswertung der
in-
neren Analysenkontrolle
erfolgte an Hand der 1959 von
der Staatlichen Geologischen Kommission herausgegebe-
nen Tabelle der Höchstwerte für den durchschnittlichen
zufälligen Analysenfehler für einzelne Gehaltsbereiche.
Hiernach waren in den vorgegebenen Gehaltsbereichen
folgende maximale relative zufällige Fehler 1. Analyse zu
2. Analyse zulässig und es wurden folgende Fehler im Zeit-
raum bis 1980 bestimmt:
Gehaltsbereich
Mittlerer rel. zufälliger Fehler %
maximal zulässig
bestimmt
-0,04 % Sn
keine Vorgabe
100
0,05-0,25 % Sn
15-30
19,3
0,26-1,00 % Sn
7-15
12,5
Die Zinnanalytik wurde durch Eigenkontrolle im betriebs-
eigenen Labor als hinreichend genau testiert.

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
220
Mit der
äußeren Analysenkontrolle
war die Richtigkeit
der Erstbestimmung durch Vorzeichentest nach KALLISTOV
(1966) zu bestätigen. Analysenkontrollen durch die Labo-
ratorien Hütte Freiberg im Bergbau- und Hüttenkombinat
Freiberg und Zentrallabor Grüna der SDAG Wismut brach-
ten etwa gleichmäßig positiv und negativ verteilte Gehalts-
abweichungen in den einzelnen Gehaltsklassen, so dass
systematische Fehler in den von Altenberg vorgelegten
Analysen nicht vorlagen.
Mit der Einführung der radiometrischen und röntgenradio-
metrischen Analytik wurden eine Vielzahl von Test- und
Kontrollserien durchgeführt, die eine sehr hohe Analysen-
repräsentanz nachwiesen. Der relative Fehler konnte ge-
genüber früheren klassischen Analysenmethoden wesent-
lich gesenkt werden (<5 %). Das ständige Verwenden von
testierten Referenzproben und die Inanspruchnahme quali-
fizierter Kontrolllaboratorien (Zentrallabor Zentrales Geo-
logisches Institut Berlin, Kernforschungsinstitut Rossen-
dorf) garantierten seit 1980 die hohen Anforderungen in
der Analysengenauigkeit.
16.3
Lagerstättenkonditionen
In der zweiten Hälfte des 20. Jahrhunderts war Altenberg
die bedeutendste zinnproduzierende Lagerstätte im Erzge-
birge. In den 70er Jahren wurden zentrale Entscheidungen
getroffen, die Produktion von Zinn aus einheimischen Roh-
stoffen bis zur Höhe des Bedarfs der Volkswirtschaft der
DDR und darüber hinaus zu decken.
Die Lagerstättenvorräte des Betriebes Altenberg erlaubten
gegenüber früheren Produktionszeiträumen eine wesentli-
che Erhöhung der Produktionskapazität. Ausgehend von
dieser Tatsache wurde für den Betrieb eine umfassende
Rekonstruktion und Erweiterung konzipiert, in dessen Er-
gebnis im Jahre 1985 eine Durchsatzkapazität von 1 Mio t
Roherz pro Jahr erreicht werden sollte; dieses Ziel und dar-
über hinaus wurde ab 1986 auch erreicht.
Neben der Erweiterung der Aufbereitung zur Absicherung
des Roherzdurchsatzes und des Ausbringens von 70 %
stellte das Kernstück der Rekonstruktion des Grubenbetrie-
bes die Umstellung des Abbauverfahrens vom Schubortbe-
trieb auf eine spezielle Variante des Teilsohlenbruchbaues
dar, wobei es erstmalig möglich wurde, die vorhandenen
Bruch- und Festerzvorräte gemeinsam systematisch und
verlustarm abzubauen.
Zur Absicherung der sehr umfangreichen materiellen und
finanziellen Umfänge wurde von zentraler Ebene die Auf-
lage erteilt, Lagerstättenkonditionen und eine neue Erzvor-
ratsberechnung auszuarbeiten und staatlich bestätigen zu
lassen.
Mit der Vorgabe des sog.
volkswirtschaftlich vertretba-
ren Aufwandes (vvA) für Zinn
in Höhe von
54.000 M (Industrieabgabepreis – IAP) + 15 %;
entspricht einem maximalen vertretbaren Aufwand
von 62 100 M/t Reinzinn
durch den Minister für Geologie (19.04.1979) und den Mi-
nister für Erzbergbau, Metallurgie und Kali (17.05.1979)
war die Grundlage gegeben für die Ausarbeitung der La-
gerstättenkonditionen und nachfolgend für die Abgrenzung
und Ermittlung der Zinnerzvorräte (Autorenkollektiv,
1980).
Der Betriebspreis für Reinzinn betrug 1979 58.100 M. Er
setzte sich aus dem Industrieabgabepreis von 54.000 M und
einer staatlichen Stützung von 4.100 M auf der Verhüt-
tungsseite zusammen. Mit diesem Betriebspreis konnte der
aufgrund der eingesetzten Grundfonds in der Erzeugnislinie
Zinn im VEB Bergbau- und Hüttenkombinat Freiberg zu
realisierende Gewinn von 16 650 M gebracht werden.
Grundlage für die Ermittlung der ökonomischen Parameter
und der Konditionen bildete neben dem vvA die 1978 erar-
beitete und am 19.12.1978 vom Minister für Erzbergbau,
Metallurgie und Kali bestätigte Gesamtökonomie Zinn.
Der vorgegebene vvA setzte sich aus den maximal zulässi-
gen Selbstkosten für Bergbau (S
b
), Aufbereitung (S
a
) und
Verhüttung (S
h
) sowie dem zu realisierenden Gewinn (G)
zusammen.
vvA = S
b
+ S
a
+ S
h
+ G
Die maximal zulässigen Selbstkosten für den Bergbau (S
b
)
und Aufbereitung (S
a
) waren damit wie folgt angesagt:
S
b
+ S
a
= 58 100 – 6 800 – 16 650
S
b
+ S
a
= 34 650 M/t Reinzinn
(Verhüttungskosten betrugen 6 800 M/t Reinzinn, Gewinn
pro 1 t Reinzinn 16 650 M entsprechend staatlichen Kalku-
lationsrichtlinien).
Da im BHK Freiberg neben Altenberger Erzen (Greisen-
erztyp) auch Ehrenfriedersdorfer Erze (Gangerztyp) für die
Zinngewinnung genutzt wurden, traten unterschiedliche
Kosten für Bergbau und Aufbereitung der beiden Gruben
auf. Daraus ergab sich zwangsläufig im Sinne der umfas-
senden Nutzung der einheimischen Rohstoffe, dass eine
differenzierte Vorgabe der maximal zulässigen Selbstkos-
ten für Bergbau und Aufbereitung für die beiden Grubenbe-
triebe vorgenommen werden musste, da sonst der indus-
trielle Minimalgehalt für den Betrieb Ehrenfriedersdorf zu
hoch ausgefallen wäre. Das Ergebnis wären für Ehrenfrie-
dersdorf nur Außerbilanzvorräte gewesen und für den Be-

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
221
trieb Altenberg ein zu geringer Minimalgehalt – ohne dass
dadurch ein nennenswerter Vorratszuwachs erzielt worden
wäre, da der Gehaltsabfall am Rand der Lagerstätte sehr
schroff ist.
Unter Beachtung dieser Problematik sowie auf der Grund-
lage der zu erwartenden Selbstkostenentwicklung der
Bergbaubetriebe und der zu erbringenden ökonomischen
Effekte der Erzeugnislinie Zinn wurden die maximal zuläs-
sigen Selbstkosten pro t Reinzinn für
den Betrieb Altenberg mit 30 000 M/t Reinzinn und
den Betrieb Ehrenfriedersdorf mit 49 708 M/t Reinzinn
ermittelt.
Entsprechend den Zielen der Erzeugnislinie Zinn waren
Produktionsziele für Altenberg 1956 t Reinzinn (= 2122 t
Sn i. Konz.) und für Ehrenfriedersdorf 604 t Reinzinn (=
654 t Sn i. Konz.) – Hüttenausbringen 92,3 %. Unter Maß-
gabe der zulässigen Selbstkosten der Bergbaubetriebe wäre
eine Gesamtproduktion von 2560 t Reinzinn mit 34 650
M/t Reinzinn realisierbar gewesen.
16.3.1
Konditionsparameter „industrieller Minimal-
gehalt“
Zur Ermittlung des wesentlichsten Konditionsparameters
„industrieller Minimalgehalt“ bei maximal zulässigen
Selbstkosten für Bergbau und Aufbereitung Altenberg in
Höhe von 30.000 M mussten zunächst folgende Kennwerte
bestimmt werden:
-
Zinninhalt im Konzentrat
Vorgesehen war ab 1985/86 in Altenberg eine Produk-
tion von 625 t Sn im Reichkonzentrat (Konz.-Geh. 42
% Sn) und 1507 t Sn im Armkonzentrat (Konz.-Geh. 7
% Sn), das entspricht einem mittleren Zinninhalt im
Konzentrat von g
k
= 92,3 kg/t.
-
Kostenlimit für 1 t Roherz in Gewinnung und Aufberei-
tung
Für die Produktion von 2122 t Sn i. Konz. bei einer
Förderung von 1 Mio t Roherz wurden jährlich Be-
triebskosten in Höhe von 50,3 Mio M ermittelt, damit
ergaben sich spezifische Kosten für 1 t RE Gewinnung
und Aufbereitung
S
e
+ S
a
= 50,30 M/t Roherz
-
Aufbereitungsausbringen (Ziel) 70 % = 0,7 (a
a
)
-
Spezifische Kosten für 1 t Konzentrat wurden ermittelt
S
k
= 2553,00 M
(Alle Werte sind detailliert im Konditionsantrag von
10/79 für die Lagerstätte begründet).
Der Konditionsparameter
„industrieller Minimalgehalt“
(g
i
) konnte entsprechend der Formel
g
k
. (S
e
+ S
a
)
g
i
=
a
a
. S
k
92,3 . 50,30
g
i
=
0,7 . 2553
mit
g
i
= 2,60 kg Sn/t RE
bestimmt werden.
16.3.2
Konditionsparameter „geologischer Schwel-
lengehalt“
Der geologische Schwellengehalt legt für die gesamte La-
gerstätte die untere Gehaltsgrenze fest, bis zu der es mög-
lich ist, ärmere mit reicheren Erzen zu verschneiden, um
den industriellen Minimalgehalt zu garantieren und eine
optimale Nutzung der Lagerstätte zu gewährleisten (Ab-
grenzungsfunktion).
Die Ermittlung des geologischen Schwellengehaltes erfolg-
te nach den nachfolgend genannten Methoden, wobei letzt-
lich eine Abgleichung der Einzelergebnisse im Sinne der
Brauchbarkeit und Realisierbarkeit für das Wechselver-
hältnis Lagerstätte – Nutzung notwendig wurde:
-
Ermittlung aus dem Sn-gehaltsmäßigen Aufbau der
Lagerstätte in ihre Randbereiche (Erzabgrenzung).
-
Sohlenbezogene statistische Bearbeitung der natürli-
chen Zinngehaltsverteilung in der Lagerstätte
-
Ermittlung des Zinngehaltes aus den Aufbereitungsab-
gängen
Für die Fixierung des geologischen Schwellengehaltes er-
gaben sich nach umfangreichen Ermittlungen folgende
Faktoren:
-
relativ abrupt einsetzende Armerzzone am Rand des
kompakten Erzkörpers mit einem durchschnittlichen
Gehalt von 0,08 % Sn;
-
unterste Verschnittgrenze aus der sohlenbezogenen sta-
tistischen Gehaltsverteilung bei 0,07 % Sn;
-
Ausbringen von 70 % und daraus resultierende Endber-
gegehalte zwischen 0,10 – 0,08 % Sn;
-
Flotationsbergegehalte von 0,086 – 0,087 % Sn in den
Jahren 1977/78.
Da es sich jedoch bei der bergmännischen Gewinnung in
Altenberg technologisch nicht vermeiden lässt, dass ärmere
Partien im Randbereich mit hereingewonnen werden oder
nachbrechen, wurde unter Berücksichtigung des industriel-
len Minimalgehaltes vorgeschlagen, den
geologischen
Schwellengehalt bei 0,10 % Sn
festzulegen.

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
222
Da unter wirtschaftlichen Gesichtspunkten in der Gesamt-
technologie das Ausbringen von Zinn aus den ärmsten Er-
zen langfristig keine wesentlichen Reserven mehr erkenn-
bar waren, konnten Erze mit Gehalten <0,10 % Sn auch
nicht als Außerbilanzvorräte behandelt werden.
16.3.3
Konditionsparameter „Mindestmenge an Bi-
lanzvorräten“
Bei einer mittleren Abschreibungsrate von 3,4 % pro Jahr
errechnete sich eine Lebensdauer von 29,4 Jahren. Bei ei-
nem Roherzdurchsatz von 1 000 kt/a und bei den aufgrund
der Abbautechnologie später eintretenden Vorratsverlusten
von 20 % ergab sich eine
Mindestvorratsmenge an Bi-
lanzvorräten
von
M
b
= (1 000 000 + 200 000) . 29,4
M
b
= 35 280 000 t.
16.4
Vorratsberechnung und Vorratsstand
16.4.1
Methodik der Vorratsberechnung
Abgesehen von mehreren Vorratsschätzungen und Berech-
nungen (SCHENDERLEIN 1944, HEDRICH 1951, 1954, bis
SCHLEGEL 1968, 1975) konnte 1980/81 auf der Basis um-
fangreicher Bemusterungsdaten und staatlich bestätigten
Konditionsparametern eine Vorratsberechnung (Stichtag
01.01.1981) erstellt (Autorenkollektiv 1981) und 09/1981
bestätigt werden (Ministerium für Geologie der DDR, Ab-
teilung Lagerstättenvorräte). Sie bildete die Grundlage für
umfangreiche Rekonstruktions- und Investitionsvorhaben
im Betrieb Altenberg und damit für die Erhöhung der
Zinnproduktion aus einheimischen Rohstoffen.
Die
Berechnungsmethode
musste auf die besondere Situa-
tion (Form des Erzkörpers: Brucherze, Festerze; Absätzig-
keit der Sn-Verteilung und unterschiedlicher Aufschluss-
grad) zugeschnitten werden.
Bedingt durch den Aufbau der Lagerstätte war es möglich,
geologische Blöcke nach der Methode von
horizontalen
und vertikalen Schnitten
zu ermitteln.
Die vertikalen Schnitte wurden rasterförmig im Abstand
von 24 m in NO-SW-Richtung (Abbaublöcke) und NW-
SO-Richtung gelegt. Die horizontalen Schnitte ergaben
sich aus den Sohlenabständen. Den sich damit abzeichnen-
den Quadern ließen sich rechnerisch Erzmengen und mitt-
lere Gehalte zuordnen. Gehaltsverteilungen und Untersu-
chungsgrad konnten somit deutlich gemacht werden.
Die dazu notwendigen umfangreichen Rechenarbeiten
wurden mit Hilfe der EDV durchgeführt. Die Daten und
Zwischenwerte wurden für die Abbauführung auch unmit-
telbar verwendet (Zinngehalts-Verteilungskarten).
Die
Einstufung der Vorräte nach Vorratsklassen
wurde
an Hand der Erzverteilungskarten vorgenommen. Die in
den einzelnen Lagerstättenelementarzellen dokumentierte
Analysenzahl informiert über den erreichten Untersu-
chungs- bzw. Erkundungsgrad und wurde zur Abgrenzung
der Vorratsklassen verwendet:
Elementarzelle
<4 Analysen
= C
2
-Vorrat
Elementarzelle
5-15 Analysen
= C
1
-Vorrat
Elementarzelle
>15 Analysen
= B-Vorrat
Als C
2
-Vorräte wurden auch solche Zellen gezählt, die aus
Extrapolation oder durch Mittelung aus umliegenden Zel-
len entstanden sind.
Die Bruchmassen wurden generell als C
2
-Vorräte einge-
stuft. Die dort zahlreich vorhandenen Analysen (Schubort-,
Ladeortstatistik) geben eine Aussage zum Wert und den
Tendenzen der zu erwartenden Durchschnittsgehalte.
Für die
Berechnung und Abgrenzung der Festerz-
Bilanzvorräte
standen über 7 600 chemische Analysen zur
Verfügung. Zur Bearbeitung der großen Datenumfänge
(alle geologischen Daten und Analysen nach Koordinaten
und NN-Höhe) wurde ab 1972 die EDV des Organisations-
und Rechenzentrums (ORZ) des BHK Freiberg eingesetzt.
Mit Hilfe speziell erarbeiteter Programme war es möglich,
für Quader beliebiger Größe, in jedem Bereich der Lager-
stätte, den entsprechenden durchschnittlichen Sn-Gehalt zu
ermitteln (gleiches galt auch für andere geologische Daten).
Unter Berücksichtigung verschiedener technologischer
Probleme, die im Zusammenhang mit dem Teilsohlen-
bruchbau standen, wurde ein Rastersystem entwickelt, das
sowohl die unterschiedlichen Sohlenabstände, als auch die
Lage und Größe der Abbaublöcke, die Lage des Abzugs-
systems u. a. berücksichtigte. In der Regel haben die ein-
zelnen Elementarzellen des Rasters eine Fläche von 24 x
24 m, begründet durch die Abbaublockbreite von 24 m
(siehe dazu als Beispiel Abb. 80). Ausnahmen bestehen im
Bereich der Abbaublöcke 1 und 21 mit 30 x 24 m und im
Bereich der Mittelstrecke = Abbaufeldgrenze mit 20 x 24 m.
Erstere ist begründet durch den im Abbaublock 1 durchge-
führten Versuchsabbau mit einer Breite von 30 m und letz-
tere durch die Lage der Abzugstrichter beiderseits der Mit-
telstrecke. Aus den Elementarzellen wurden für die Be-
rechnung Quader entwickelt, deren Höhen in Abhängigkeit
von den Sohlenabständen unterschiedlich sind. Sie betra-
gen im Bereich der
7. Sohle
NN-Höhe
479-499 m = 20 m
6. Sohle
NN-Höhe
499-516 m = 17 m
Teilsohle 1
NN-Höhe
516-526 m = 10 m
5. Sohle
NN-Höhe
526-538 m = 12 m
4. Sohle
NN-Höhe
538-566 m = 28 m

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Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
223
1. Sohle
NN-Höhe
566-598 m = 32 m
Teilsohle 17
NN-Höhe
598-636 m = 38 m.
In Randbereichen wurden entsprechend den geologischen
Verhältnissen (Vorhandensein von Greisen) über berechne-
ten Blöcken noch um eine halbe Blockhöhe extrapoliert
und meist mit dem geologischen Schwellengehalt versehen,
um eine Überbewertung zu vermeiden. Das spezifische
Gewicht zur Ermittlung der Roherzmengen wurde im
Festerz mit 2,8 t/m³ angesetzt (siehe Kap. 10.3).
Die
Mengenberechnung des Brucherzkörpers
bereitete
rechentechnisch keine größeren Schwierigkeiten. Zur Be-
rechnung der Brucherzmassen wurden 13 SW-NO-Profile
und 13 NW-SO-Profile mit einem Abstand von jeweils
24 m gelegt. Die Profile wurden von der Markscheiderei
angefertigt. Die Abgrenzung des Brucherzkörpers übertage
erfolgte jährlich durch eine genaue photogrammetrische
Aufnahme. Untertage ist der Bruchkantenverlauf durch
zahlreiche markscheiderische Aufnahmen nachgewiesen.
Die Flächenermittlung der Brucherze auf den einzelnen
Schnitten erfolgte durch Planimetrierung. Bei der Ermitt-
lung des spezifischen Gewichts der Brucherze wurde auf
Berechnungen von SCHLEGEL (1967) zurückgegriffen, das
spezifische Gewicht beträgt für Brucherze 2,514 t/m³.
Außerbilanzvorräte
wurden von den Bilanzvorräten im
Wesentlichen aus technologischen Gründen im Bereich der
6. Sohle (Erhaltung Erzabzugssystem) und im Niveau der
7. Sohle (lokale nach der weiteren Teufe auskeilende Grei-
senerzschläuche) ausgegliedert.
Prognostische Greisenerzvorräte
sind in den äußeren
Randbereichen der Bilanzvorräte zu den teilweise vererzten
Bereichen der Pingenrandbohrungen angesiedelt. Der ver-
erzte randliche Massenanteil wurde über einen Vererzungs-
faktor mit 42,7 % ermittelt. Der durchschnittliche Sn-
Gehalt für diesen Masseanteil ließ sich durch Vergleichs-
rechnungen mit 0,16 % Sn bestimmen.
Die Vorratsberechnung war schwerpunktmäßig auf den
Metallinhalt Zinn der Lagerstätte orientiert. Um einen
Überblick über weitere Begleitelemente in der Lagerstätte
zu erhalten, wurden 340 Sammelproben aus den archivier-
ten Streckenproben zusammengezogen. Es entstand so ein
homogenes Raster über die Lagerstätte und mittels Spekt-
ralanalyse wurden an der Universität Greifswald folgende
Elemente untersucht:
Be, Bi, Cu, Li, Mo, Nb, Rb, W.
Im Betrieb Geologische Forschung und Erkundung Frei-
berg wurde Arsen spektralanalytisch untersucht. Die Be-
rechnung der einzelnen Metallinhalte erfolgte analog der
Einstufung der Fest- und Brucherze.
16.4.2
Ergebnis der Vorratsberechnung vom
01.01.1981
Die Vorratsberechnung von 1981 basierte gegenüber frühe-
ren Berechnungen auf
-
einem bedeutend höheren methodischen Niveau
-
einer sehr umfangreichen Datenfülle und
-
effektiveren Berechnungsmöglichkeiten (EDV).
In Verbindung mit den Lagerstättenkonditionen kann die
staatlich bestätigte Bilanz der Vorratsberechnung (09/1981)
als eine sehr exakte Bewertung der Lagerstätte betrachtet
werden.
Tab. 41: Ergebnis Vorratsberechnung Stand 01.01.1981
Vorratsklasse
Roherzmenge
Sn-Gehalt
Sn-Inhalt
kt
%
kg/t
t
%
Bilanzvorräte
B-Vorräte Festerz
3188,2
8,9
3,823
12189
11,1
C
1
-Vorräte Festerz
8948,4
25,1
3,383
30269
27,5
C
2
-Vorräte Festerz
8676,4
24,3
2,274
19734
17,9
Summe Festerz
20813,0
58,3
2,950
62192
56,5
C
2
-Vorräte Brucherz
14848,4
41,6
3,218
47786
43,5
Gesamtvorräte
35661,4
99,9
3,084
109978
100,0
Außerbilanzvorräte
C
1+2
-Vorräte Festerz
3788,5
1,793
6792
Prognostische Vorräte
δ
1
-Vorräte in der Lagerstätte
9072,0
1,600
14515

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Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
224
Tab. 42: Gehalte und Inhalte an Begleitelementen in der Lagerstätte (bezogen auf Bilanzvorräte)
Gehalt in ppm
As
Be
Bi
Cu
Li
Mo
Nb
Rb
W
Σ
Festerz
1113
20
141
32
1181
125
67
1699
326
Brucherz
1071
22
159
33
1254
124
69
1691
358
Gesamt Lagerstätte
1092
21
150
32
1217
124
68
1695
342
= %
0,110
0,0021
0,015
0,0032
0,122
0,012
0,007
0,169
0,034
Metallinhalt in t
Σ
Festerz
23173
423
2938
659
24578
2596
1402
35368
6792
Brucherz
15902
334
2356
491
18615
1837
1019
25110
5321
Gesamt Lagerstätte
39075
757
5294
1150
43193
4433
2421
60478
12113
In Tabelle 41 ist das Ergebnis der Vorratsberechnung mit
Stand 01.01.1981 zusammengestellt; Tabelle 42 informiert
über Begleitelementgehalte und –inhalte.
16.4.3
Ergebnis
der
Vorratspräzisierung
vom
01.01.1988 und Vorratsstand zum Zeitpunkt
der Produktionseinstellung am 31.03.1991
Eine komplettierte und aktualisierte geologische Vorratsda-
tensammlung wurde 1987/88 in einer Datenbank GEO-
VORRATSDATEI abgespeichert und auf Einzelvorratspo-
sitionen verrechnet.
Die seit der Vorratsberechnung Stand 01.01.1981 eingetre-
tenen Veränderungen, wie
-
Abgang Bilanzerze durch die Gewinnung 1981-1987,
-
Präzisierung der Vorratspositionen durch Neuberech-
nung (Datenzuwachs von ca. 1 000 Bemusterungs-/
Analysendaten)
-
Überführung und Präzisierung von prognostischen Vor-
räten
wurden eingearbeitet und die gesamten Vorräte als ein Vor-
ratspositionssystem gegliedert.
Insgesamt gingen in die GEO-VORRATSDATEI 170 Da-
tensätze ein, d. h. die Lagerstätte wurde in diese Anzahl
von Vorratssäulen/Ladeortgruppen (zu je 3-5 Ladeorten)
entsprechend der Abbaublockfolge gegliedert. Durch wei-
tere vertikale Gliederung der Vorratssäulen bilden 905
Vorratsblöcke die Grundlage der Vorratsdatei. Durch soft-
wareseitige Bearbeitung war eine Bilanzierung (Saldie-
rung) der Vorräte und Gruppenbildung nach verschiedenen
Aspekten möglich.
Tabelle 43 gibt die Vorratsbilanz aller eingegangenen Vor-
ratsblöcke wider:
Tab. 43: Vorratsbilanz Stand 01.01.1988
Vorratsmenge
Sn-Gehalt
Sn-Inhalt
kt
%-Anteil
kg Sn/t
t
%-Anteil
Bilanzerze
Festerz B-Vorrat
3773,1
10,1
3,520
13281
14,0
Festerz C
1
-Vorrat
6657,9
17,8
2,896
19281
20,3
Festerz C
2
-Vorrat
7983,5
21,3
2,586
20645
21,7
Summe Festerz
18414,5
49,2
2,889
53207
56,0
Brucherz C
2
-Vorrat
11624,1
31,1
2,557
29723
31,3
Summe Bilanzerze
30038,6
80,3
2,761
82930
87,3
prognost. Erze
7369,4
19,7
1,634
12049
12,7
Gesamtressourcen
37408,0
100,0
2,539
94979
100,0
Die Solidität der Gesamtvorratsressourcen in der Zinnla-
gerstätte Altenberg wird charakterisiert durch den hohen
Anteil Bilanzvorräte (80,3 %) mit einem überdurchschnitt-
lichen Zinnanteil (87,3 %). Die Einbeziehung des geringen
Mengenanteils prognostischer Erze (19,7 %) mit nur 12,7
% Zinnanteil wirkt auf die Gesamtvorratsbilanz nicht risi-
kobelastend.
Im Bilanzfesterzbereich verkörpern 3813 Analysenwerte
18,4 Mio. t Erz; d. h. 4830 t RE (Roherz) werden im
Schnitt durch einen Analysenwert belegt. Diese Erzmenge
lag etwa in der Größenordnung einer Tagesförderung. Die

image
Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
225
qualitative Repräsentanz der Bilanzfesterzvorräte ist somit
durch ausreichende Bemusterung gegeben.
Ausführliche Darlegungen und Begründungen zur Verfah-
rensweise der Schaffung und Bearbeitung des geologischen
Datenmaterials sind in den Forschungsberichten zum The-
ma „Kompensation der rückläufigen Roherzgehalte im Be-
trieb Zinnerz Altenberg“ Teilaufgabe 1: „Berechnung per-
spektivischer Roherzgehalte“, Studie 1988 und Leistungs-
stufe V5 1989 einschließlich GEO-VORRATSDATEI
(DIETZE, WEINHOLD, ROHRLACK 1988/89) dokumentiert.
Der
Vorratsstand
zum Zeitpunkt der Produktionseinstel-
lung
am 31.03.1991
ergibt sich aus dem Abzug der Roh-
erzförderung in den Jahren 1988-31.03.1991 von der Vor-
ratsbilanz Stand 01.01.1988
Abb. 173:
Verteilung der Sn-Gehalte (kg Sn/t) in der Lagerstätte Altenberg pro Ladeortgruppensäule
Ergänzende Erläuterungen
Vorratssäulenrasterung basiert auf Ladeortsystem 6. Sohle (Beilage 4)
Baufeld 1 (rechts oben) umfasst Ladestrecke 1-9; Baufeld 2 (rechts unten) umfasst Ladestrecke 11-16;
Baufeld 3 (links oben) umfasst Ladestrecke 21-29; Baufeld 4 (links unten) umfasst Ladestrecke 31-36
Unter jeder Vorratssäule (Quadrate) ist eine entsprechende Anzahl Ladeorte zugeordnet.

image
Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
226
Vorrats-
menge
Sn-Gehalt Sn-Inhalt
kt
kg Sn/t
t
Bilanzerz
Stand 01.01.1988
30038
2,761
82930
- RE-Förderung
1988-31.03.1991
2986
3,471
10366
Verbleibende, noch vorhandene Zinnerz-Vorräte nach dem
31.03.1991
Bilanzvorräte
27000
kt (gerundet)
mit einem
Zinngehalt
von
2,682
kg/t
und einem
Zinninhalt
von
72000
t (gerundet)
Weiterhin beinhalten die verbleibenden Erzvorräte folgen-
de Gehalte und Inhalte (jeweils gerundet) an Begleitele-
menten
Metallgehalt
Metallinhalt
kg/t
t
As
1,10
30000
Li
1,22
33000
Rb
1,70
46000
Bi
0,15
4000
Mo
0,12
3000
W
0,34
9000
In den Abb. 173-175 wird in den 170 Vorratssäulen der
Gesamtlagerstätte laut GEO-VORRATSDATEI (Stand
1/1988) die Verteilung der Zinngehalte, Erzmengen und
Zinninhalte dokumentiert.
Abb. 174:
Verteilung der Erzmengen
(kt) in der Lagerstätte Alten-
berg pro Ladeortgruppen-
säule

image
Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
227
Eine Veränderung bis zur Einstellung des Bergbaues
3/1991 ist durch den räumlich definierten Abzug von ca.
drei Mio. t Erz mit etwa 10000 t Sn-Inhalt im Zeitraum
1988-3/1991 eingetreten.
Nach der intensiven, erfolgreichen und vom technischen
Fortschritt getragenen Bergbauetappe von 1947–1991 in
der größten Zinnerzlagerstätte des Erzgebirges verbleibt
somit ein bedeutendes Rohstoffpotential zurück. Politische
und letztlich ökonomische Aspekte setzten der Zinngewin-
nung aus einheimischen Lagerstätten ein Ende, da unter
derzeitigen rohstoffpolitischen und marktwirtschaftlichen
Bedingungen kein Gewinn zu realisieren ist.
Rohstofflagerstätten müssen jedoch, auch wenn sie
zeitweilig kein konkretes wirtschaftliches Interesse ge-
nießen, unter gesellschaftlichem Schutz stehen, da sie
einmalig und nicht erneuerbar sind.
Abb. 175:
Verteilung des Sn-Inhaltes
(t Sn) in der Lagerstätte
Altenberg pro Ladeort-
gruppensäule

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
228
16.5
Roherzförderung und Zinnproduktion
16.5.1
Roherzförderung
und
Zinnkonzentrat–
Gewinnung im Zeitraum 1947-1991
Tabelle 44 zeigt anschaulich die beachtliche Entwicklung
der Zinnerzgrube Altenberg in einer über 40jährigen Ent-
wicklung zu einem modernen, leistungsfähigen Bergbau-
und Aufbereitungsbetrieb.
Nach Abschluss einer Teildemontage nach dem 2. Welt-
krieg kam es Ende der 40iger Jahre zu einer bescheidenen
Wiederaufnahme der Produktion zunächst mit mittelalterli-
chen Pochstempeln und Langstoßherden.
Nach Rekonstruktion des Römerschachtes und dem Wie-
deraufbau der Schwarzwasser- und Römeraufbereitung in
der ersten Hälfte der 50er Jahre konnte die Erzförderung
und Konzentratgewinnung auf das Produktionsniveau vor
1945 gehoben werden.
Durch grubenseitige Investitionen (Auffahrung Ringstre-
cken 5. und 7. Sohle und Anlage von neuen Schuborten)
sowie leistungssteigernden Maßnahmen (Lademaschinen)
in der 2. Hälfte der 50er Jahre und Anfang der 60er Jahre
konnte die Roherzförderung und Zinnkonzentratgewinnung
kontinuierlich auf über 500 t Sn im Konzentrat/Jahr gestei-
gert werden.
Durch die Havarie im Tunnel unter der Aufbereitungssand-
halde im Tiefenbachtal im Jahr 1966 kam es in Folge zu
einem Produktionsrückgang.
Entsprechend dem Erzvorratspotential der Lagerstätte war
die Forderung nach einer wesentlichen Erhöhung der Pro-
duktion gerechtfertigt. Eine Voraussetzung dafür bildete
die Ablösung des Schubortbetriebes durch Erprobung und
Einführung eines neuen Abbauverfahrens zur gemeinsamen
Gewinnung von Bruch- und Festerz (modifizierter Teilsoh-
lenkammerbruchbau) seit Anfang der 70er Jahre. Die Inbe-
triebnahme des Schachtes 3 hatte eine wesentliche Erhö-
hung der Erzförderung im Arno-Lippmann-Schacht zur
Folge. Breitbandförderbänder auf der 7. Sohle garantierten
einen kontinuierlichen Erztransport aus dem Ladeortsystem
der 6. Sohle. Mit der Inbetriebnahme der Neuen Aufberei-
tung
konnte
erstmalig im
Jahr
1986
ein Jahres-
Roherzdurchsatz von über 1 Million Tonnen realisiert wer-
den. Im Jahre 1988 wurde die Produktionsspitze von
1051,6 kt Roherz-Durchsatz (trocken) und eine Produktion
von 2180 t Sn i. Konz. erzielt. Die langfristige Zielstellung
„1 Million Tonnen Jahresdurchsatz“ war durch das ehrgei-
zige Investitionsprogramm „Bergbau-Aufbereitung“, be-
gleitet durch vielseitige anspruchsvolle Forschungsprojek-
te, Realität geworden.
Trotz Lagerstätten-Vorratsgröße und weltstandsmitbe-
stimmender Technik und Technologie auf dem Sektor
Bergbau und Aufbereitung war unmittelbar nach der politi-
schen und wirtschaftlichen Wende 1989/90 ein Produkti-
onsfortgang unter der Prämisse „Zinnproduktion zu Welt-
marktpreisen“ in Altenberg nicht möglich.
Tab. 44: Roherzdurchsatz (trocken), Zinnaufgabegehalt,
Ausbringen und Zinnmetallinhalt im Konzentrat
von 1947-1991
Jahr
RE-
Durchsatz
Aufgabegeh.
Ausbrin-
gen
Metallinh.
i. Konz.
kt
Sn %
%
Sn t
1947
4,2
0,50
((84,3))
18
1948
10,1
0,51
(62,7)
32
1949
18,8
0,64
(53,4)
64
1950
44,6
0,53
44,6
105
1951
69,3
0,50
42,2
146
1952
120,6
0,46
41,3
229
1953
168,1
0,41
43,0
297
1954
226,8
0,42
39,4
375
1955
224,4
0,44
41,4
409
1956
240,5
0,439
40,1
424
1957
243,8
0,409
43,0
428
1958
250,0
0,388
44,9
436
1959
267,0
0,367
47,1
461
1960
277,6
0,356
49,4
488
1961
282,8
0,343
49,3
478
1962
293,7
0,337
50,6
501
1963
342,3
0,374
42,8
548
1964
391,5
0,377
44,1
651
1965
400,1
0,376
43,7
658
1966
358,2
0,352
42,9
542
1967
342,7
0,386
40,0
529
1968
510,2
0,375
41,6
796
1969
507,7
0,355
41,6
749
1970
509,1
0,303
43,56
672
1971
505,7
0,297
50,16
753
1972
486,2
0,316
54,28
833
1973
487,6
0,323
54,94
866
1974
490,3
0,337
53,49
884
1975
505,7
0,314
57,07
906
1976
508,1
0,310
59,79
942
1977
514,4
0,310
63,11
1006
1978
580,9
0,318
61,80
1140
1979
702,8
0,319
57,70
1294
1980
715,0
0,324
59,80
1385
1981
734,7
0,317
64,58
1505
1982
741,2
0,319
65,0
1537
1983
786,3
0,332
64,9
1694
1984
885,6
0,314
64,2
1785
1985
928,8
0,331
64,4
1980
1986
1015,0
0,350
55,0
1952
1987
995,0
0,346
61,2
2107
1988
1051,6
0,342
60,2
2180
1989
1035,5
0,344
59,8
2130
1990
746,9
0,356
59,8
1591
1991
152,3
0,360
34,3
188

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
229
Produktionsperiode 1947-1991
Roherzdurchsatz (trocken)
20 673 700 t
Sn-Inhalt im Roherz
70 962 t
Sn-Aufgabegehalt
0,343 %
Ausbringen in Aufbereitung
54,5 %
Zinn-Metallinhalt i. Konz.
38 694 t
Der Produktionszeitraum von 1947-1991 war mit einem
Gesamtroherzdurchsatz von 20,6 Mio t und einer Produkti-
on von 38 600 t Zinn i. Konz. die bedeutendste, auf ständig
steigendem technischen Niveau basierende Produktionspe-
riode in der Zinnerzlagerstätte Altenberg.
16.5.2
Die Zinnproduktion in den Bergbauperioden
von Altenberg – Versuch einer Gesamtbilanz
Der Versuch, die Zinnproduktion in der gesamten
545jährigen Bergbauära von Altenberg zu erfassen, ist äu-
ßerst schwierig. Die Angaben insbesondere über die spät-
mittelalterliche Bergbauepoche sind nicht ganz gesichert –
von der Größenordnung sind die Produktionszahlen auf-
grund der Gewinnungstätigkeit (Weitungsbaue) bevorzugt
in Reicherzzonen (Gehalte »1 % Sn) bis in über 200 m
Teufe jedoch nachvollziehbar. Die in Bergbau und Aufbe-
reitung Tätigen (Beschäftigten) sind dabei als Durch-
schnittszahl innerhalb einer Periode aufzufassen. Die An-
gaben zu den Zinnmengen und die grobe Näherung der
Beschäftigtenzahl stammen von KROMAYER 1922, PREIDT
1935, aus Akten der Zwitterstock AG, aus Statistiken von
Zinnerz Altenberg und dem Bergbau- und Hüttenkombinat
Freiberg.
Die ermittelten Produktivitätsziffer „Zinnmenge pro Be-
schäftigtem und Jahr“ soll als eine Art Effektivitätsgröße
betrachtet werden, nicht als reine Arbeitsproduktivitäts-
kennziffer, da ja die erzeugte Zinnmenge nicht nur von
dem Arbeitsaufwand, sondern auch von der Qualität der
Lagerstätte (Metallgehalt) bestimmt wird.
Im Folgenden sind die Bergbauperioden und die damit ver-
bundenen Effekte der Zinngewinnung in Altenberg aufge-
führt:
Zinngewinnung
Produktivität
t
Ø t/a
Beschäf-
tigte
Sn (t) pro
Beschäftigtem
und Jahr
1.
Spätmittelalterliche Bergbauperiode
(Aufbruchstimmung!
Reicherzgewinnung)
1446-1546
19100
191
3000
0,06
1545 1. Pingenbruch
2.
Hauptbergbauperiode
(intensive Weitungsbaue nach der
Teufe in Reicherzzonen)
1547-1620
25900
355
1800
0,20
1620 Pingenhauptbruch
3.
Periode der Stagnation
durch Folgen des großen Pin-
genbruches und des 30jährigen Krieges (Gewinnung in rand-
lichen Gruben und im Tagebau)
1621-1637
1290
80
?
1638-1662
fast gänzliche Einstellung der Zwitterförderung
infolge Bruch und technischer Probleme (Ver-
bruch Tiefer Erbstolln 1648, 80 m Wasser über
Erbstollen, 30jähriger Krieg)
4.
Periode der Konsolidierung
der Bergbautätigkeit durch
Gründung der „Gewerkschaft des Zwitterstocks zu Alten-
berg“, technische Verbesserungen in Bergbau und Aufberei-
tung
1663-1800
9390
68
340
0,20
1801-1886
8062
94
360
0,26
(1806-1812 Altenberger Zinn steigt im Kurs durch Kontinental-
sperre)
5.
Periode der Stagnation und kurzzeitigen Belebungen
(Wechselnde Zinnpreise, Weltwirtschaftskrise, Weltkriege,
technische Verbesserungen)
1887-1907
825
41
70
0,58
1908-1937
868
30
140
0,21
1938-1945
2320
331
350
0,95
6.
Periode mit intensivster Bergbautätigkeit
mit welt-
standsmitbestimmender Technologie: effektives Abbauver-
fahren und Zinnsteinflotation; systematischer randlicher
Festerzabbau gemeinsam mit Brucherzgewinnung
1947-1991
38694
860
450
1,91
(1988 höchste Roherzförderung mit 1 051 600 t und einer Zinn-
produktion von 2180 t Sn i. Konz.
Bilanz von 545 Jahren Bergbautätigkeit in Altenberg: circa
106 000 t Zinn
Die Effekte der Zinngewinnung in Altenberg sind in Abb.
176 in der zeitlichen Ebene nochmals verdeutlicht.
16.6
Versuch zur Ermittlung der Gesamtpotenz der
Zinnerzlagerstätte
Die Lagerstätte Altenberg kann als bedeutendstes Zinnvor-
kommen Europas angesprochen werden. Ihre Gesamtpo-
tenz zu erfassen ist von Interesse. Ein hohes Maß an Unsi-
cherheiten ist dabei allerdings zu beachten bzw. zu akzep-
tieren.
Im wesentlichen wird die Gesamtpotenz durch die Summe
von drei Teilkomplexen bestimmt:
1.
Zinnmenge im noch verbliebenen Lagerstättenvorrat;
2.
abgebaute Zinnmenge in 545 Jahren Bergbautätigkeit,
verrechnet unter Beachtung des Ausbringkoeffizienten
auf die Zinnmenge im Roherz;
3.
Zinnmenge im erodierten kuppelförmigen Lagerstät-
tenteil.
Zu 1.:
Die nach Einstellung des Bergbaues noch im Lagerstätten-

image
Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
230
Abb. 176:
Effekte der Zinngewinnung in den Bergbauperioden von Altenberg
Zinnmenge in Tonnen pro Jahr
B
etwa Anzahl der Beschäftigten (Bergbau, Aufbereitung, Handwerker)
P
näherungsweise Produktivität (Sn t/Beschäftigte und Jahr)
vorrat verbliebene Zinnmenge ist auf der Basis vorange-
gangener Vorratsberechnungen hinreichend genau bekannt.
Noch vorhandene Lagerstättensubstanz
Mio. t Erzmenge
% Sn-Gehalt
t Zinn-Inhalt
27
0,268
72400
Zu 2.:
Die gewonnene Menge Zinn bzw. Zinn i. Konzentrat in den
Bergbauetappen ist bekannt bzw. näherungsweise erfasst
(s. Kap. 16.5.2), gleichfalls ist der Ausbringensanteil be-
kannt bzw. aus früheren Verfahrenstechnologien abschätz-
bar; der Zinninhalt im Erz ist damit ermittelbar. Die Zinn-
gehalte im Erz und die abgebauten Erzmengen in früheren
Bergbauepochen sind nur näherungsweise durch gegensei-
tige Abschätzungen ermittelbar.
Wie im Kap. 9.5.1 und in Abb. 83 aufgezeigt, waren in den
oberen Lagerstättenbereichen und speziell in den Erz-
schläuchen hohe Sn-Gehalte vorhanden. Im Zusammen-
hang mit dem Pingenvolumen nach dem großen Pin-
genbruch und weiteren Pingenvolumina-Berechnungen
(gleichzeitig unter Beachtung aufgelockerter Brucherze)
waren abgewogene Ermittlungen zum Gehalt und der Erz-
menge – spez. Gew. = 2,8 t/m³ – möglich.
Durch Bergbau von 1446-1991 gewonnene Lagerstätten-
substanz
Mio. t Erzmenge
% Sn-Gehalt
t Zinn-Inhalt
32
0,76
240 000

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
231
Sn-Gewinnung bzw. Sn im
Konzentrat
Ausbringen
Sn-Inhalt im Erz
Sn-Gehalt des Erzes
RE-Menge
Zeitraum
t
%
t
%
Mio t (trocken)
1446-1546
19100
40
47750
2,4
2,0
1547-1620
25900
40
64750
1,6
4,0
1621-1946
22755
40
56900
1,1
5,0
1947-1991
38700
54,5
70800
0,34
20,6
106455
44
240200
0,76
31,6
Zu 3.:
Der Greisenerzkörper hat eine Anschnittfläche von
ca. 300 x 220 m, d. h. wesentliche Teile der Lagerstätte
wurden erodiert. Es kann angenommen werden, dass be-
reits in der Oberkreide Abtragungen des Erzgebirgskristal-
lins einschließlich Lagerstättensubstanz erfolgten. In lim-
nisch-fluviatilen cenomanen Sedimenten der Niederschö-
naer Schichten wurden Zinngehalte (Kassiterit) nachgewie-
sen (PRESCHER 1957, FAY 1962). Eine starke Erosion er-
folgte besonders durch die Anhebung (Schrägstellung) der
Erzgebirgsscholle ab Mitteloligozän.
Die Projektion der Einfallswerte der Vererzungsgrenzen
auf die Luftseite lassen eine halbkugelförmige Kuppel als
oberen abgetragenen Greisenerzkörper von etwa 130 m
Höhe als eine mögliche Lagerstättenform zu. Die Höhe als
Radius betrachtet, ist identisch mit dem Radius aus den
gemittelten Durchmessern der Anschnittfläche. Aus dem
Halbkugelvolumen mit einem r = 130 m und dem spezifi-
schen Gewicht der Greisenerze von 2,8 t/m³ ergibt sich
eine Erzmenge von 13 Mio. t. Gemessen an den tatsächlich
existierenden Erzkörper erscheint dieser abgetragene Erz-
körper als durchaus realistische Größe – wobei natürlich
nicht ausgeschlossen werden kann, dass der Lagerstättena-
pikalkörper auch eine ganz andere unförmige Gestalt ge-
habt haben kann.
Ebenso problematisch ist natürlich die Zinngehaltsgröße
dieses Erzkörpers. Ein überdurchschnittlicher Gehalt >1 %
Sn könnte aus lagerstättengenetischen Gesichtspunkten im
Kuppelbereich angenommen werden (siehe Abb. 83), mit
dem Wert von 0,76 % Sn (Haupterzkörper) wird einer
Überbewertung jedoch besser begegnet.
Durch Erosion größenordnungsmäßig abgetragene Lager-
stättensubstanz:
Mio. t Erzmenge
% Sn-Gehalt
t Zinn-Inhalt
13
0,76
100 000
Die ursprünglich primäre unverritzte Lagerstätte kann so-
mit in der Größenordnung von insgesamt:
Mio. t Erzmenge
% Sn-Gehalt
t Zinn-Inhalt
72
0,57
412 400
gelegen haben. Sie zählt daher zu den bedeutenden Zinnla-
gerstätten im Weltmaßstab.
16.7
Verluste an Zinn aus der Lagerstätte durch
geogene und anthropogene Wirkungen
Es ist natürlich nicht nur von Interesse die Gesamtpotenz
einer Lagerstätte zu skizzieren bzw. näherungsweise abzu-
schätzen und die durch bergbauliche Tätigkeit erzielte Me-
tallgewinnung zu erfassen, sondern auch die Größenord-
nungen der Metallverluste zu umreißen, die durch geogene
und anthropogene Wirkungen entstanden sind.
Im Kap. 16.6 unter „3.:“ wurde die seit der Oberkreide
durch geogene Erosionsprozesse abgetragene Lagerstät-
tensubstanz
in der Größenordnung von
13 Mio t Erzsubstanz und ca. 100 000 t Zinn-Inhalt
skizziert. Die stärkste Lagerstättenerosion erfolgte dabei
sicherlich mit der verstärkten Schrägstellung der Erzge-
birgsscholle seit dem Mitteloligozän. Die erodierte Metall-
substanz wurde in die postoligozänen Schichtenfolgen
dispergiert. Damit wird gleichzeitig gesagt, dass - neben
Zinn – beachtliche Metallmengen aus erzgebirgischen La-
gerstätten in diese Schichtenfolgen eingebracht wurden.
Im geringen Umfang sind eluviale und alluviale (subrezen-
te) Seifenbildungen als Lagerstättenschutt und in den
Flusstälern Tiefenbach, Rotes Wasser, Müglitz und Kleine
Biela vorhanden.
VUMSON (1969) gibt für eluviale Bildungen östlich von
Altenberg einen Zinngehalt von 800–1800 g/t, in Alluvio-
nen der kleinen Biela und des Tiefenbaches um 500 g/t und
in der Müglitz um 1000 g/t an (Abb. 177, 178).
Anthropogen verursachte
Metallverluste sind im Wesent-
lichen auf die mit dem Bergbau einhergehenden Erzaufbe-
reitungsprozesse zurückzuführen.
In einer 500jährigen Bergbautätigkeit von 1446-1946 (Kap.
16.6 unter „2.:“) wurden ca. 68 000 t Sn bei einem nähe-
rungsweise 40 %igem Ausbringen gewonnen, d. h. aber,
dass ca. 60 % Zinn als Verlust seit dem Mittelalter als

image
image
Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
232
„wilde Flut“
1
dem Tiefenbach, Roten Wasser und Müglitz-
bach „runter sind“, das entspricht einer rechnerischen
Zinnmenge von 102 000 t in einer Pochsandmenge von
ca. 11 Mio. t (
ca. 5 Mio. m³).
Abb. 177:
Quantitative Verteilung des Zinngehaltes im
Sediment auf die einzelnen Kornklassen in
Abhängigkeit vom Transportweg in ppm
(VUMSON 1969)
Abb. 178 (rechts):
Zinnverteilung in alluvialen Sedimen-
ten der Bäche Tiefenbach, Rotes Was-
ser, Kleine Biela und Müglitz (Sn
ppm) (VUMSON 1969)
1
Als „Wilde Flut“ wurden in den vergangenen Jahrhunderten Abgänge,
Berge, der Überlauf aus den Nasspochwerken, von den Langstoß- und
Glauchherden, aus den Poch-, Sumpf- und Schlämmgräben in die Bäche
und Flüsse bezeichnet.

Vorratswirtschaft, Zinnproduktion
233
Wo liegen diese enormen Mengen Pochsande? An den fla-
chen Hängen im Tal des Tiefenbaches und Roten Wasser,
wo die Pochwerke standen und natürlich in den Talauen
der Müglitz.
VUMSON hat die alluviale Schwermineralführung ausgangs
der Lagerstätte Altenberg und Zinnwald weitläufig in den
Tälern Tiefenbach, Rotes Wasser, Müglitz sehr detailliert
durch Bohr- und Schürfaufschlüsse untersucht. Die Inter-
pretation der Ergebnisse wird allerdings nur aus der Sicht
einer geogenen Erosion der Primärlagerstätte geführt. Dass
im Laufe des über 500jährigen Bergbaus eine ganz gewal-
tige Erzmenge als Pochwerksande und –schlämme (techno-
logiebedingter Zinnverlust) in die Bäche und Flüsse als
Vorflut eingebracht wurde, ist leider nicht beachtet und
diskutiert worden. Trotzdem sind die Ergebnisse sehr auf-
schlussreich und interpretationswürdig im Sinne einer geo-
genen und anthropogenen „Zinnfracht“.
VUMSON charakterisiert die Zinnkonzentration alluvialer
Ablagerungen in den Flüssen Tiefenbach und Müglitz in
Abhängigkeit von der Transportweite und der Beziehung
zu den kontrollierenden Faktoren der Zinnanreicherung wie
folgt:
Ablage-
rungszo-
ne
Intervall
Trans-
portweite
(km)
Sn-Konzentration
(ppm)
kontrollierende
Faktoren
I
1-2
hohe Sn-Konz.
Ø >1000
starkes
Gefälle
Lagerstättennähe
II
2-8
niedrige Sn-Konz.
Ø < 500
starkes
Gefälle
wachsende Entfer-
nung zur Lager-
stätte
III
8-11
hohe Sn-Konz.
Ø 780-1900
(>3000)
flaches
Gefälle
große Entfernung
zur Lagerstätte
IV
>11
allgem. geringere
Konz. Ø 900-1100
((>3000))
flaches
Gefälle
große Entfernung
zur Lagerstätte
Beispiel: in 29 km Transportweite wurden noch Sn-
Konzentrationen von 800 ppm angetroffen.
Festzustellen ist, dass Kassiterit als seifenbildendes Mine-
ral über weite Entfernungen von der Lagerstätte/von den
Pochwerken insbesondere während episodischer Hochwas-
serzeiten transportiert wurde und in Talauen mit flachem
Gefälle sedimentierte. Sehr aufschlussreich sind die Infor-
mationen von VUMSON zur Zinnverteilung in den alluvia-
len Vertikalprofilen. Innerhalb der Vertikalprofile wurden
fast immer zwei Horizontgruppen angetroffen, die durch
erhöhte Zinnführung charakterisiert sind.
Niveau
Zinngehalt
Teufenlage in den Profilen
oberer
Horizont
1000-3000 ppm sehr einheitlich bei 0,60 m
einsetzend und oberhalb
unterer
Horizont
160-3000 ppm
sehr
unterschiedliche
Hori-
zontniveaus zwischen >0,60 –
max. 5 m
In einem Profil senkrecht zur Fließrichtung des Gewässers
zeigte sich bei einer terrassenähnlichen Bildung im
Müglitztal eine Zunahme des Zinngehaltes zur Talmitte.
Sowohl die höhere Zinnanreicherung im oberen Horizont
als auch die Zinnanreicherung im Querprofil der Müglitz
zur Talmitte interpretierte VUMSON als eine stärkere Zinn-
zuführung in jüngerer Zeit, die durch eine Vergrößerung
des Erosionsanschnittes der primären Lagerstätte erklärbar
sei, also insgesamt geogener Natur sei.
Beachtet man die vor reichlich 500 Jahren einsetzende in-
tensive bergmännische Zinngewinnung, so kann wohl
zweifelsfrei abgeleitet werden, dass
-
die Zinnführung des
oberen Horizontes
und die höhe-
ren Zinngehalte zur Talmitte eine
anthropogene Ursa-
che
durch die
bergbauliche Tätigkeit
-
und die Zinnführung in unterschiedlichen Niveaus
eines
unteren Horizontes
eine
geogene Ursache
durch
Erosionswirkung
der Primärlagerstätte als alluviale
Ablagerungen
haben.
Ein weiteres durch anthropogene Wirkung hervorgerufenes
Verlustpotential an Zinn aus der Lagerstätte liegt durch die
infolge Aufbereitungstätigkeit geschaffene geordnete Ber-
gelagerung vor. Im neuzeitlichen Bergbau Altenberg wur-
den – beginnend im Jahr 1937 – Aufbereitungsabgänge auf
drei Deponien gelagert. Ein lückenloser Nachweis über die
aufgehaldeten/aufgespülten Bergemengen mit entsprechen-
den Zinngehalten und errechneten Zinnmengen wurde ge-
führt (SCHILKA in BERNHARDT, 1993).
Deponiekörper
Aufspülungszeitraum
Bergemenge
Sn-Gehalt
Sn-Inhalt
kt
kg/t
t
Schwarzwasserhalden
1937-1953
754
2,14
1609
Tiefenbach-Deponie
1954-1966
3847
2,22
8555
Bielatal-Deponie
1966-1991
16098
1,42
22839

Betriebswirtschaftliche Entwicklung
234
In ca. 50 Jahren neuzeitlicher Bergbautätigkeit bis 1991
wurden
ca. 21 Mio. t Aufbereitungsabgänge mit durchschnitt-
lich 1,6 kg Sn/t und 33 000 t Sn-Inhalt
deponiert, die als Lagerstättenverluste zu Buche stehen.
Insgesamt ist somit folgende
Verlustbilanz an Zinninhalt
aus der Lagerstätte zu nennen:
1.
geogene Ursachen
Teilerosion der Lagerstätte
ca. 13 Mio. t Erzsubstanz mit ca. 100 000 t Zinn-Inhalt
2.
anthropogene Ursachen
2.1
Aufbereitungsverluste in 500 Jahren Altbergbau
1446-1946
ca. 11 Mio. t Pochwerksande und –schlämme
mit ca. 102 000 t Zinn-Inhalt
2.2
Aufbereitungsverlust in 50 Jahren neuzeitlichem
Bergbau bis 1991
21 Mio. t Berge mit 33 000 t Zinn-Inhalt
2.1+2.2 Aufbereitungsverluste insgesamt
32 Mio. t Aufbereitungsabgänge mit 135 000 t
Zinn-Inhalt
17
Betriebswirtschaftliche Entwick-
lung und Charakteristik von
1946-1991
17.1
Umfang und Struktur der Beschäftigten sowie
durchschnittlicher Lohn/Gehalt pro Jahr und
Beschäftigtem
In Tab. 45 wird ein Überblick über Gesamtarbeitsbeschäf-
tigte,
Beschäftigten-Struktur
und
Durchschnittsjahres-
lohn/gehalt (brutto) pro Beschäftigtem gegeben.
Die Aufstellung der Arbeitskräfte enthält einige Sprünge,
die sich aus unterschiedlichen statistischen Zuordnungen
ergeben, so u. a. in der Grube 1963/64, 1977/78 oder bei
Sonstigen 1977/78, die hier aber nicht näher untersucht
werden.
Tab. 45: Gesamtbeschäftigte, Aufschlüsselung der Beschäftigten nach Bereichen sowie Jahresdurchschnittslohn/-gehalt
pro Beschäftigtem für den Zeitraum 1946-1991 (BERNHARDT, Chronik 1993)
Jahr
Gesamtbe-
schäftigte
Aufschlüsselung
Grube
Aufbereitung
Hilfsabtei-
lung
Sonstige
Angestellte
UT
ÜT
UT + ÜT
Brutto-
Durchschnittslohn/-
gehalt pro Beschäftigtem
und Jahr
[in 1000 Mark]
(1)
(2)
(3)
(4)
(5)
1946
80
-
-
-
-
-
-
1947
135
-
-
-
-
-
-
1948
225
-
-
-
-
-
-
1949
340
-
-
-
-
-
-
1950
372
-
-
-
-
-
3,2
1951
466
-
-
-
-
-
3,6
1952
610
-
-
-
-
-
4,6
1953
799
-
-
-
-
-
5,5
1954
804
-
-
-
-
-
6,4
1955
721
-
-
-
-
-
6,3
1956
689
-
-
-
-
-
6,4
1957
650
-
-
-
-
-
6,6
1958
644
-
-
-
-
-
6,8
1959
629
-
-
-
-
-
7,1
1960
610
-
-
-
-
-
7,4
1961
596
-
-
-
-
-
7,7
1962
586
-
-
-
-
-
7,6
1963
620
160
120
130
140
70
7,7

Betriebswirtschaftliche Entwicklung
235
Jahr
Gesamtbe-
schäftigte
Aufschlüsselung
Grube
Aufbereitung
Hilfsabtei-
lung
Sonstige
Angestellte
UT
ÜT
UT + ÜT
Brutto-
Durchschnittslohn/-
gehalt pro Beschäftigtem
und Jahr
[in 1000 Mark]
1964
633
165
121
133
140
74
8,0
1965
633
124
122
133
155
99
8,1
1966
654
129
114
138
150
123
8,2
1967
629
134
112
129
145
129
8,3
1968
630
156
128
145
120
81
8,7
1969
628
154
114
139
92
129
8,9
1970
614
124
108
150
61
171
9,0
1971
607
127
106
158
72
144
9,3
1972
613
123
104
153
81
152
9,7
1973
623
126
99
154
92
152
9,8
1974
627
114
96
154
107
156
10,3
1975
639
106
97
154
121
161
10,3
1976
675
101
98
159
123
194
10,8
1977
691
104
96
168
117
206
11,3
1978
715
193
105
174
35
208
11,8
1979
734
202
113
190
21
208
12,6
1980
739
209
108
200
30
192
12,6
1981
756
208
82
175
66
225
13,0
1982
801
212
82
184
83
240
13,0
1983
786
209
84
190
86
217
13,1
1984
794
212
86
186
93
217
13,1
1985
816
224
112
242
45
184
13,2
1986
851
234
113
260
49
195
13,6
1987
878
213
121
276
50
218
14,3
1988
883
211
137
276
47
212
14,4
1989
872
214
142
232
92
192
15,7
1990
757
136
126
214
158
123
18,2
1991
632
193
92
148
80
119
1991 = Januar – April; UT = Untertage; ÜT = Übertage
(1) Grube: Abbau, Gewinnung, Förderung, Vortrieb, Grubenhandwerker
(2) Aufbereitung: Aufbereitung, Flotation, Bergelagerung, Wasserhaltung
(3) Hilfsabteilungen: Schlosser, Elektriker, Bauabteilung, Tischlerei, Zimmerei
(4) sonstige: Transport, Labor, Küchen, Kauen, Betriebsschutz
(5) Angestellte: Verwaltungspersonal, Werkstattleiter, Steiger, Ing.-techn. u. kaufmänn. Personal, Abteilungsleiter
Die 5 Strukturbereiche der Arbeitskräfte im Betrieb waren
grob überschlägig mit 25, 15, 25, 15 und 20 % anteilig be-
legt.
Die Angaben zum Brutto-Durchschnittsverdienst pro Be-
schäftigtem und Jahr in über 4 Jahrzehnten von 1950-1990
charakterisieren die Lohn-Gehalts-Entwicklung in der
volkseigenen Grundstoffindustrie der DDR. Die betriebs-
zugehörigkeitsgebundene zusätzliche Belohnung zum Tag
des Bergmanns (1. Sonntag im Juli d. J.) zwischen 3-12 %
zum Brutto-Jahresverdienst ist in den Angaben der Tabelle
nicht enthalten.
Auszugsweise für das Jahr 1989 werden die Ausfallzeiten
der Beschäftigten des Betriebes charakterisiert:
Gesetzlicher Urlaub
10,9 %
Berufliche Qualifizierung, gesellschaftliche
Freistellungen
1,4 %
Arbeitsbefreiung durch ärztliches Attest
5,8 %
sonstige Ausfallzeiten
0,6 %
(darunter unentschuldigtes Fehlen am Arbeitsplatz
0,2 %)
Gesamtausfallzeiten
18,7 %

image
Betriebswirtschaftliche Entwicklung
236
17.2
Entwicklung der Leistungen in der Erzgewin-
nung (Tonnen Erz pro Mann und Schicht)
während der Schubort- und Ladeortära
Über 300 Jahre wurden in Altenberg untertägig über
Schuborte Pingenbrucherze gewonnen. Die in der Neuzeit
erzielten Leistungen t Erz/Mann und Schicht (t/MS) sind in
Abb. 179 dargestellt. Waren es Anfang der 50er Jahre noch
geringe Leistungen um 20 t/MS, so wurden Ende der 50er
Jahre durch Vergrößerung der Rostlochgröße (siehe auch
Kap. 14.2.2) schon sprunghaft über 30 t/MS und dann in
den 60er Jahren über 40 t/MS erreicht. Die schwere körper-
liche Arbeit am Schubort wurde durch die Einführung der
Hydraulik- und Schlitzroste in den 70er Jahren wesentlich
erleichtert, gleichzeitig erzielte man bis zu 72,9 t/MS.
Seit Ende der 40er Jahre wurden weit über hundert Schu-
borte auf der 4. und 5. Sohle angelegt. Maximal aus 33
Schuborten (1959, 1962) wurden Brucherze gezogen. Eine
Anlage weiterer Schuborte auf diesen Sohlen war bergbau-
technisch kaum noch möglich. In den 70er Jahren erkannte
man auch die fatalen Folgen eines weiteren Erzabzuges aus
den flächenhaft unregelmäßig angeordneten Schuborten:
Die rasche Vertaubung der gezogenen Schuborterze - nach
ca. 10 000 t gutgehaltigen Pingenbrucherzen - durch Ein-
zug pingenoberflächennaher tauber Pingenrandmassen
nach dem Sanduhrprinzip! Die letzten Schuborte wurden
1982 eingestellt. Insgesamt wurden im Schubortabbau von
1947-1982 ca. 11 Mio. t Erz (nass) gewonnen. Um einer
weiteren Verdünnung der Brucherze entgegenzuwirken und
die randlichen Festerze in die Gewinnung mit einzubezie-
hen, wurde seit Anfang der 70er Jahre ein umfangreiches
Bergbauforschungsprogramm entwickelt, welches mit der
Einführung und Umsetzung des neuen Abbauverfahrens -
modifizierter Teilsohlenbruchbau - mit Abzug der Erze
über ein rasterförmiges Erzabzugssystem auf der 6. Sohle
durch Ladeorte seit Anfang der 80er Jahre erfolgreich Rea-
lität wurde.
Neben der wesentlichsten Forderung, eine rohstoffverlust-
arme Gewinnung von qualitativ guthaltigen, unverdünnten
Erzen durchzusetzen, waren mit der Einführung des neuen
Abbau- und Gewinnungsverfahrens gleichzeitig wesentli-
che Leistungssteigerungen und Arbeitserleichterungen
(Bohrwagen, Bunkerfahrlader) verbunden. So wurden beim
Erzabzug im Ladeortsystem 6. Sohle das 6fache gegenüber
den Leistungen beim Schubortabzug erzielt. Von 1980 bis
1991 stieg die Leistung von 143 auf 180 t Erz/Mann und
Schicht (Abb. 179). Der flächenhafte Erzabzug konnte
1989 aus 180 abzugsbereiten Ladeorten erfolgen. Über das
neue Abbauverfahren und Erzabzug über 6. Sohle wurden
von 1974-1991 ca. 10 Mio. t Erz (nass) gewonnen.
Abb. 179:
Entwicklung der Erzgewinnung (t) pro Mann
und Schicht – Leistung – in der Schubort-
und Ladeort-Ära sowie die Anzahl der be-
triebenen Schub- und Ladeorte in den einzel-
nen Jahren (BERNHARDT, 1993)
17.3
Investitionsumfänge und -maßnahmen
Das große Rohstoffpotential der Lagerstätte ermöglichte es
eine langfristige Eigenversorgung der Volkswirtschaft mit
Zinn vorzusehen. Seit Anfang der 50er Jahre wurden meh-
rere Investitionsetappen realisiert mit dem Ergebnis, dass
Ende der 80er Jahre ein moderner Bergbau- und Aufberei-
tungsbetrieb mit weltstandsbestimmenden Technologien
und einem Roherzdurchsatz von 1 Mio. t/a existierte.

image
Betriebswirtschaftliche Entwicklung
237
Wenn die Investitionsmaßnahmen in der Zeit von 1950-55
zunächst nur der Absicherung der vollen Produktionstätig-
keit nach dem 2. Weltkrieg dienten, so wurden seit 1960 in
3 Jahrzehnten 3 umfangreiche Investitionsetappen zur völ-
ligen Rekonstruktion und Erweiterung der Produktionsan-
lagen zielstrebig durchgesetzt.
Der Gesamtinvestitionsumfang von 1950-1989 belief sich
auf 639,3 Mio. M. In den einzelnen Jahrzehntscheiben
wurden folgende Mittel eingesetzt (Abb. 180).
1950-59
27,1 Mio. M
1960-69
80,3 Mio. M
1970-79
156,4 Mio. M
1980-89
375,5 Mio. M.
Abb. 180:
Investitionsmittelaufwand im Zeitraum 1950-
1989
Stichpunktartig werden die wesentlichsten Investmaßnah-
men nochmals genannt:
1951-57
Ringstrecken 5. und 7. Sohle
Brecheranlagen 1 und 2 - 5. Sohle
1952/53
Umbau Römerschacht und Fördermaschine
1952
Beginn Teufe Arno-Lippmann-Schacht (1954 In-
vest-Stopp)
1955
Wiederaufnahme Flotation
1958-63
Fertigstellung AL-Schacht
1963
Querschläge 550 und 750 AL-Schacht-Grube
Mittelzerkleinerung
1964
Bergetrübestolln ins Bielatal
1965
Brecher 3 - 5. Sohle
Bänder von 7. Sohle zur 5. Sohle AL-Schacht
1966
Umleitungsstolln Kleine Biela
1967
Inbetriebnahme Industrieabsetzanlage Bielatal
1960-66
Abwetterring 4. Sohle
1967
Installation Hauptgrubenlüfter 5. Sohle
1968
Geomechanischer Großversuch zum neuen Abbau-
verfahren
1970-74
Großbrecher 7. Sohle
1973-78
Teufe Schacht 3
1974
Hauptgrubenlüfter im Trübestolln
1973-80
Mahlung und Neue Aufbereitung (Nassmechanik)
1975-80
Bandanlage 7. Sohle für Erzabzug aus Baufelder 1
und 2, Aus- und Vorrichtung Baufelder 1 und 2 zwi-
schen 7. Sohle und Teilsohle 3
1980-85
Neue Flotation
1982
Hauptwasserhaltung am Schacht 3
1985-88
Großgerätewerkstatt 7. Sohle, neues Sprengmittella-
ger, Lok- und Ladestation 7. Sohle für Transporte in
Baufeldern 3 und 4
1985-89
Stabilisierung Wasserversorgung und Bau „Speicher
Altenberg“ westlich Galgenteich
17.4
Elektroenergieverbrauch
Rohstoffgewinnende Branchen der Grundstoffindustrie
sind im allgemeinen energieintensive Bergbaubetriebe mit
einer sehr komplizierten, aufwendigen Wertstoffgewinnung
- wie Zinnkonzentratgewinnung aus feinstkörnigen Grei-
senerzen von Altenberg – und sie erfordern einen hohen
Elektroenergieeinsatz. Der Verbrauch an Elektroenergie
des Betriebes (Bergbau und Aufbereitung) wird in Tabelle
46 auszugsweise für einige Zeitabschnitte dargestellt.
Tab. 46: Elektroenergieverbrauch (MWh/a) Zinnerz Al-
tenberg (Bergbau und Aufbereitung)
Zeitraum
Durch-
schnitt pro
Jahr
minimaler
Verbrauch
maximaler
Verbrauch
(MWh/a)
Jahr
MWh/a
Jahr
MWh/a
1944
5432
1951
3037
1955
6475
1970-79
25490
1972
21233
1979
38122
1980-89
50210
1980
38440
1989
66694
1990-92
22734
1992
7066
1990
47490
Abb. 181 lässt weiterhin erkennen, dass der Elektroener-
gieverbrauch stetig mit der Erhöhung der Zinnerzkonzent-
ratgewinnung gestiegen ist. Der spezifische Einsatz an
Energie pro Erzeugung 1 t Zinn im Konzentrat von 32,5
MWh/t Sn i. Konz. im Jahr 1970 konnte auf 25,2 MWh/t
Sn i. Konz. im Jahr 1985 bei starker Produktionserhöhung
gesenkt werden. Mit der Inbetriebnahme der neuen Aufbe-
reitung mit dem großen Zinnsteinflotationstrakt im Jahre
1986 erhöhte sich jedoch der Elektroenergieverbrauch auf
30 MWh/t Sn i. Konz. Vom Gesamtelektroenergie-
verbrauch war stets die Aufbereitung relativ konstant mit
ca. 80 %, in der 2. Hälfte der 80er Jahre bis 84 % belastet,

image
Betriebswirtschaftliche Entwicklung
238
der Bergbau hingegen nur mit
20 %.
Abb. 181:
Entwicklung des Elektroenergieverbrauchs
(MWh/a) im Bergbau und in der Aufberei-
tung (dünne Linie) im Verhältnis zur Zinn-
produktion (t Zinn im Konzentrat pro Jahr; =
starke Linie)
17.5
Kostenstruktur des Bergbau- und Aufberei-
tungsbetriebes
In den 80er Jahren wurden umfangreiche betriebswirt-
schaftliche Untersuchungen zur Komplexität der viel-
schichtigen Prozessstufen im Bergbau und in den Aufberei-
tungen sowie zahlreichen Nebenprozessstufen durchge-
führt.
Als charakteristisch und verallgemeinerungswürdig für
Produktionsprozesse schwer aufbereitbarer Erze ist folgen-
de Übersicht (Tabelle 47) zur kostenwirksamen Rangfolge
der verschiedenen Prozessstufen interessant:
Tab. 47: Rang und Gewicht kostenwirksamer Komplex-
kriterien nach ihrem Anteil an den spezifischen
Gesamtselbstkosten des Bergbau- und Aufberei-
tungsprozesses in Altenberg (nach SEIFERT,
1985)
Rang
Kostenstelle
kostenwirk-
same Kom-
plexkriterien
Gewicht
(%)
1
Primär- und Sekundärmah-
lung „Neue Aufbereitung“,
Mahlung
Römer
und
Schwarzwasser
Mahlbarkeit
23
2
Vorrichtung „Trichterauffah-
rung“,
Kammerpfeilerbau,
Teilsohlenbruchbau
Teilsystem
„Abbau“
22
3
Strecken- und Bandförderung,
Schachtförderung, Seilbahn
Teilsystem
„Transport“
15,5
4
Flotation und Zyklonenanlage
„Neue Aufbereitung“, Kon-
zentratnachbehandlung
Flotierbarkeit
15
5
Bergelagerung
(1)
6,7
6
Grob- und Mittelzerkleine-
rung
Brechbarkeit
6,5
7
Primär- und Sekundärwäsche
der „Neuen Aufbereitung“,
Herdwäsche Römer
nassmechani-
sche Aufbe-
reitbarkeit
5
8
Wasserversorgung Aufberei-
tung
(1)
2,5
9
Wetterführung
(1)
2
10
Wasserhaltung Grube
hydrogeolo-
gische
Ein-
flussfaktoren
1,8
Gesamtselbstkosten des Bergbau- und
Aufbereitungsprozesses
= 100,0 %
davon Anteil Bergbau
41,3 %
Anteil Aufbereitung
58,7 %
(1) keine direkte Zuordnung zu einem kostenwirksamen Kriteri-
um möglich
17.6
Entwicklung der Selbstkosten in Mark pro
Tonne Zinn im Konzentrat
Die Abb. 182 verdeutlicht einen Überblick über die Ent-
wicklung der Selbstkosten M/t Sn i. Konz. im Betrieb Al-
tenberg für den Zeitraum 1950-1991. Gleichzeitig wird der
Weltmarktpreis pro Tonne Reinzinn gegenübergestellt.
Zieht man Vergleiche, so sind natürlich Währungs- und
Wirtschaftsform in den unterschiedlichen gesellschaftli-
chen Staatssystemen zu beachten.

image
Betriebswirtschaftliche Entwicklung
239
Abb. 182:
Entwicklung Selbstkosten M/t Sn i. Konz. in Altenberg (dünne Linie) und Entwicklung Weltmarktpreis DM/t
Sn (starke Linie) im Zeitraum 1947-1991 (BERNHARDT, 1993)
Die Erzeugung 1 Tonne Sn i. Konz. kostete 1939 6011
Reichsmark, zuzüglich ca. 2000 RM Verhüttungskosten
ergaben einen Inlandpreis von 8000 RM/t Reinzinn - der
Weltmarktpreis lag 1939 bei 1500 RM.
Im VEB Zinnerz Altenberg entwickelten sich die Kosten
für 1 t Sn i. Konz. in den 50er Jahren von ca. 15 TM auf
25 TM in den 70er Jahren. Sie kletterten weiter in den 80er
Jahren von 30 auf 40 TM. Hinzukommen die Hüttenkosten
von ca. 3-4 TM bis in die 60er Jahre, 1979 6,8 TM, 1985
10,1 TM, 1988 11 TM zur Erzeugung von 1 Tonne Rein-
zinn.
Ursachen für den Kostenanstieg sind stichpunktartig fol-
gende: Wirtschaftsreformen, Preisänderungen, Umbewer-
tung Grundmittel, Investitionsumlagen, Lohnanstieg.
Im Zusammenhang mit der politischen und wirtschaftlichen
Wende im Jahr 1989 kam es auch zu produktionsseitigen
Veränderungen im Betrieb, die einen Kostensprung auf
51936 M/t Sn i. Konz. bewirkten. Betriebsrationalisierun-
gen im Jahr 1990 hatten eine Senkung der Kosten pro Ton-
ne Sn i. Konz. auf 40294 M (entspricht etwa 18000 DM)
zur Folge.
Während der Weltmarktpreis Tonne Reinzinn in den 50er
bis Mitte der 70er Jahre zwischen 10-20 TDM lag, kletterte
der Zinnpreis durch künstliche Metallverknappungsstrate-
gien auf 35315 DM/t Sn im Jahre 1985. Durch das Steigen
der Weltmarktpreise, insbesondere auch für Zinn, fühlte
sich die Wirtschaftsführung in der DDR bestärkt, die eige-
nen Zinnressourcen im Erzgebirge umfassender durch Um-
setzung komplexer Investitionsprogramme (Zinnlinie: Roh-
stofferkundung, Bergbau, Aufbereitung, Verhüttung) zu
nutzen. Durch Öffnung des Zinnmarktes fiel der Welt-
marktpreis von 1985 zu 1986 auf 13185 DM und weiter im
Jahre 1990 auf ca. 10000 DM.
Im Herbst 1989 vollzog sich die politische und damit wirt-
schaftliche Wende in der DDR - damit war die weitere E-
xistenz der volkseigenen Betriebe in Frage gestellt. Am 1.
Mai 1990 wurde durch die Treuhandanstalt in Berlin die
juristische Auflösung des VEB Zinnerz Altenberg und die
Bildung der Zinnerz GmbH Altenberg vollzogen (Zinnerz
GmbH Altenberg, 1990).
Es war zu erkennen, dass unter bisherigen Bedingungen
eine Wettbewerbsfähigkeit des Unternehmens nicht mög-
lich ist, da die Preisentwicklung des Zinns auf dem Welt-
markt in den letzten Jahren sinkend war und einen Stand
von ca. 10000 DM erreicht hatte. Im Juli 1990 wurde die
DM mit der Währungsunion in Ostdeutschland wirksam
und damit wurden die Erlöse für die Zinnproduktion auf
gültige Weltmarkpreise umgestellt.
Trotz eingeleiteter Rationalisierungsmaßnahmen konnte die
Zinnproduktion ohne Subventionen nicht mehr wettbe-
werbsfähig werden.
Der Vorstand der Treuhandanstalt Berlin entschied am
07.03.1991 die Zinnkonzentratproduktion in Altenberg am
31.03.1991 einzustellen (Zinnerz GmbH Altenberg, 1991).

image
Umweltbelastung und Sanierung
240
18
Umweltbelastung und
Sanierung
(M. KÜHN)
18.1
Altlasten
Hauptursache von Umweltbelastungen im Raum Altenberg
ist der 550 jährige Zinnerzbergbau.
Die relevanten Zeugnisse dieses Erzbergbaus sind in erster
Linie:
-
eine große Zahl von Grubenräumen (auch Altbergbau),
die nur z. T. noch zugänglich sind;
-
Stollnmundlöcher als Zugang zu den Grubenräumen;
-
natürliche
und
Kunstgräben
bzw.
Teiche
und
Staubecken als Repräsentanten bergmännischer Was-
serwirtschaft;
-
Halden und Absetzanlagen (Sedimentationsbecken);
-
riesige, an der Oberfläche austretende Bruchgebiete
(Pingen) (Abb. 183).
Mit dem Grubenbetrieb entstanden die Erzwäschen im Tie-
fenbachtal, deren Abgänge bis 1930 von Wäsche zu Wä-
sche weitergeleitet und erst vor der Stadt Geising in den
Tiefenbach eingeleitet wurden (BERNHARDT, 1993). Ab
1930 wurden die Rotschlämme dann in den sog. Roten
Teich verspült, der zwischen den Wäschen 4 und 5 unmit-
telbar neben dem Mundloch des Neubeschert-Glück-Stolln
lag (unmittelbar östlich Bergbaumuseum – s. Abb. 138).
Dieser Teich wurde erst Ende der 80er Jahre mit Berge-
massen aus Erweiterungsarbeiten des Neubeschert-Glück-
Stolln verfüllt (BERNHARDT, 1993). Die Wäschen 3 und 4
hatten eigene Halden beiderseits des Tiefenbaches. Noch
heute ist dieses alte Haldensystem auf dem Römergelände
sichtbar.
Abb. 183:
Altenberger Pinge 1998 (450 x 350 x 110 m), Blick nach Süden: rechtsseitig Stadt Altenberg, Mitte oben
Schacht 3 und Arno-Lippmann-Schacht, links oben Tiefenbachhalde
Im Raum Altenberg bestimmen 10 Halden bzw. Absetzan-
lagen das Bild der Landschaft. Zum einen sind das die 7
Halden und 1 Nachklärbecken der ehemaligen Aufberei-
tung Schwarzwasser, die Schwarzwasserhalden, die wie
Schwalbennester an die Berghänge der „Scharspitze“ ange-
legt wurden.

Umweltbelastung und Sanierung
241
Zum anderen sind es die Tiefenbachhalde, im ehemaligen
Tal des Tiefenbaches gelegen, und die große industrielle
Absetzanlage Bielatal im Tal der Kleinen Biela.
Nachfolgende Tabelle gibt eine Übersicht über die bedeu-
tendsten Absetzanlagen und Halden im Raum Altenberg.
Tab. 48: Absetzanlagen Altenberg
IAA Bielatal
Tiefenbach-
halde
Schwarzwas-
serhalde
Vorfluter
Kleine Biela
Rotes Wasser
Aschergraben
Hauptvorflu-
ter
Müglitz
Müglitz
Müglitz
Baubeginn
1967
1952
1937
Inbetrieb-
nahme
1967
1953
1938
Außerbe-
triebsetzung
31.03.1991
1966
1953
Materialrückstände der Zinnaufbereitung (Ber-
ge) mit einem
Körnungsband
<
100
μm
16,2 %
>
100
μm
30 %
0,1
mm
30 %
<
63
μm
35,0 %
>
63
μm
15 %
0,1-0,063 mm
15 %
Art und Her-
kunft
des
Haldenmate-
rials
<
40
μm
48,8 %
<
63
μm
55 %
< 0,063 mm
55 %
Inhalt in Tm³
10456
1950
450
Bauwerksart
Steinschüttdamm, talabschlie-
ßend, autostabile Aufhaldung
Hanglage,
eigenstabile
inhomogene
Körnungsver-
teilung (ohne
Bergedamm)
Nachfolgende Zusammensetzung gilt für alle o. g. Halden:
Mineralogische Zusammensetzung (%)
Quarz
50
-
55
Feldspäte
5
-
7
Glimmer
20
-
30
Topas
8
-
15
Tonmineralien
2
Hämatit
5
Pauschale chemische Zusammensetzung (%)
Si
30
-
35
Sn
0,2-0,12
Fe
4
-
7
As
0,1
Al
2
-
8
Bi
<0,02
Ca
0,5
Mo
<0,01
Mg
0,1
S
0,02
Ti
0,1
F
1
Die Aufbereitungsrückstände (Endberge) wurden durch
Längseinspülung in diese industriellen Absetzanlagen (Se-
dimentationsbecken und Halden) verspült. Die Trübe (Ber-
ge) wurde mittels Rohren und Gerinnen auf die Damm-
schulter gebracht. Durch vorbereitete Austrittsöffnungen
(Schläuche) lief die Trübe drucklos über den sich ausbil-
denden Spülstrand. Dabei setzten sich die gröberen Kör-
nungen im oberen und betretbaren Spülstrand ab, während
die feineren Fraktionen übergangslos in Richtung Spülsee
abflossen.
In den 30er und 40er Jahren wurde in der Aufbereitung
Schwarzwasser
mit Ölsäure flotiert. Diese ungesättigten
Fettsäuren sind wasserunlöslich und befinden sich in gerin-
gen Anteilen noch heute im Inneren der
Halden
. Daneben
sind in dem Haldenkörper ca. 1 kg pro Tonne Arsen und in
einigen Abschnitten bis zu 100 g pro Tonne radioaktive
Strahlenträger (Uran, Thorium) enthalten, neben einem
Zinnmetallinhalt von ca. 2,3 kg pro Tonne Haldenmaterial
(SCHILKA, 1993). Die vermehrt in den 30er und 40er Jahren
aufgetretenen Dammbrüche und Haldenrutsche resultierten
aus langanhaltenden Starkregen.
Die 1953 in Betrieb genommene
Tiefenbachhalde
wurde
nach dem Bruch der Wölbschleuse im Schwarzwassertun-
nel am 09.10.1966 stillgelegt. 200 000 m³ Schlamm- und
Geröllmassen flossen aus dem Mundloch der Halde auf die
am Tiefenbach und Roten Wasser gelegenen Grundstücke.
Der Zinngehalt der Tiefenbachhalde beträgt durchschnitt-
lich 0,22 % Sn.
In den Jahren 1988 und 1989 wurde die Zinngewinnung
aus Haldensanden in Betrieb genommen. Das Material
wurde von einem Saug- und Spülbagger aufgenommen und
in einer Rohrleitung über eine Pontonbrücke und Pumpsta-
tion der Aufbereitung Römer zugeführt. Die Haldensand-
gewinnung wurde 1990 stillgelegt.
Anfang 1967 begann der Spülbetrieb auf der
industriellen
Absetzanlage (IAA) Bielatal
mit der Teilaufnahme der
Aufbereitungsprodukte.
Zur Entwässerung des Spülsees und zur Einleitung des
Vorfluters Kleine Biela wurde bereits 1965 der Umlei-
tungsstolln auf einer Länge von 1200 m fertiggestellt. Der
Klarwasserabtrag des Spülsees erfolgte über wechselweise
betriebene Rohrmönche, die ihr Wasser über eine Sammel-
grundleitung senkrechten Bohrlöchern zuführten. Der Aus-
trag der Bohrlöcher vereinigt sich mit dem umgeleiteten
Wasser der Kleinen Biela im Umleitungsstolln und gelangt
von dort über eine Messstelle in die Vorflut.
Die IAA Bielatal hat zwei gleichberechtigte Aufgaben zu
erfüllen:

Umweltbelastung und Sanierung
242
1. absolut gesicherte Deponie der Endberge der Aufberei-
tung auf Dauer;
2. hoher Reinheitsgrad des durch den Klarwasserabtrag
abfließenden Wassers bzw. des Sickerwassers am
Hauptdammfuß.
Gerade wegen des Reinheitsgrades des durch den Klarwas-
serabtrag abfließenden Wassers gab es in den Jahren der
Einspülung auf der IAA Bielatal, wie auch vorher auf der
Tiefenbachhalde, oft Probleme und Streit mit den An-
liegerbetrieben im Müglitztal. Mitunter wurde sehr eisen-,
fluor- und feststoffreiches Wasser in die Vorflut abgege-
ben.
In der wasserrechtlichen Nutzungsgenehmigung unterlag
neben dem Aufstau und der Entnahme von Oberflächen-
wasser vor allem die Einleitung von Abwasser in die Vor-
flut strengen Auflagen. Hier wurden die Grenzwerte der
Abwasserbeschaffenheit zur Verhütung nachteiliger Aus-
wirkungen auf die Gewässer festgelegt und auf erforderli-
che technologische und bauliche Maßnahmen verwiesen
(Tab. 49).
Tab. 49: Grenze der Abwasserlast für die Einleitung von Abwasser aus der Spülhalde Bielatal,
Bezugspegel
Dohna
Grenzwerte
W
Q
abfiltrierbare Stoffe
Fe gesamt
F
pH-Wert
cm
m³/s
g/s
kg/d
g/s
kg/d
g/s
kg/d
7
0,20
5
400
0,17
15
0,17
15
5,0-8,0
13
0,50
10
900
0,35
30
0,35
30
5,0-8,0
21
1,00
20
1800
0,70
60
0,70
60
5,0-8,0
32
2,00
40
3500
1,40
120
1,40
120
5,0-8,0
40
3,00
60
5200
2,00
170
2,00
170
5,0-8,0
47
4,00
80
7000
2,70
230
2,70
230
5,0-8,0
69
8,00
160
14000
5,40
460
5,40
460
5,0-8,0
Ein weiteres Problem waren die ständigen Sandabwehun-
gen auf dem Spülstrand und den Bermen der Absetzanla-
gen, die teilweise durch Berieselung mit Wasser einge-
dämmt wurden.
18.2
Verwahrung, Sanierung und Rekultivierung
18.2.1
Verwahrung und Sanierung unter Tage
Die aus dem Lagerstättengebiet Altenberg bekannten
bergmännischen Aufschlüsse sind nach Einstellung des
Bergbaus nach den geltenden Richtlinien und Normen
verwahrt worden.
Verwahrung der Zinnerzgrube Altenberg
Aus der Zinnerzgrube wurden alle Kontaminationen, wie
öl- und fetthaltige Geräte und Maschinen, bitumenhaltige
Kabel, Öl-Transformatoren und elektrische Anlagen sowie
Rohrleitungen beseitigt. Das Sprengmittellager, Lüftersta-
tionen, Elektro-, Lok- und Huntewerkstatt, Bandanlagen
sowie Bandsteuerraum und untertägige Betriebsräume
wurden ausgeräumt, ebenso die Funktionsräume Gezähe-
magazin, Materiallager, Diesel- und Öllager, Brandkam-
mer, Erste-Hilfe-Raum und Pumpenkammer. So wurde
Sohle für Sohle beräumt und der größte Teil des aus der
Grube geraubten Materials verschrottet.
Die Abgänge vom Niveau Trübestolln in das Grubenge-
bäude sowie in den Altbergbau der Roten Zeche wurden
verschlossen.
Im Trübestolln, Umleitungsstolln Kleine Biela und Röß-
lerstollen wurden Beraubungen und Sicherungsarbeiten
verrichtet, teilweise Gleisreparaturen vorgenommen und
die Wassersaigen instandgesetzt. Die Mundlöcher dieser
Stolln sind mit einem Stahlgittertor gegen unbefugtes Be-
treten gesichert worden.
Kosten der Verwahrung:
5 246 TDM
Römerschacht
Bereits Anfang der achtziger Jahre wurden das Förder- und
Fahrtentrum sowie alle Kabel- und Rohrleitungen aus dem
Schacht geraubt. Der Förderturm musste wegen akuter Ein-
sturzgefahr im Okt./Nov. 1989 abgerissen werden. Seitdem
diente der Römerschacht nur noch als Wetterschacht. Von
einer Verwahrung nach geltenden Richtlinien und Normen
wurde abgesehen, da sich der Schacht bereits im bruchge-
fährdeten Einzugsbereich der Pinge befindet und durch
eine Betonplatte bzw. durch den Pingenzaun gesichert ist.
Arno-Lippmann-Schacht
Die Sicherung des Schachtes wurde mit einem Einfach-
scherpfropfen oberhalb 35,8 m Schachtteufe, mit Locker-
materialüberkippung bis zur Tagesoberfläche und Abde-

Umweltbelastung und Sanierung
243
ckung an der Rasensohle mit einer Stahlbetonabdeckplatte
realisiert.
Dazu wurden die Schachtkabel und -rohrleitungen geraubt.
Im Schacht verblieben 2 Stück Plastkabel von -51 m bis 7.
Sohle und 3 Stück Rohrleitungen 5.-7. Sohle (DN 250, DN
100; 2“). Kontaminierte Bauteile der Füllorteinrichtungen,
der Pumpen und der Hydraulikanlage im Schachtsumpf
sowie der Skipbeschickung wurden demontiert.
Nach der Betonage wurden die Schachteinbauten ab Plom-
benoberkante bis Rasensohle geraubt. Es verblieben ledig-
lich die Schachteinstriche.
Als Verfüllmaterial wurden Schotter, Splitt und Kies la-
genweise verstürzt und verteilt. Im Anschluss erfolgte die
Verfüllung der Schachtsäule mit nachzerkleinerten Berge-
massen (Porphyr, max. Korngröße 100 mm). Die Abdeck-
platte wurde im Bereich der Rasenhängebank sohlengleich
eingebaut und mit 2 Kontrollöffnungen versehen.
Die Schachteinrichtungen im Bereich der Rasensohle sowie
die Fördergestelle und Förderseile wurden demontiert. Die
Füllortzugänge auf der 5. und 7. Sohle sind in den Strecken
761 und 756 sowie im Querschlag 550 durch Ziegelmauern
und im Querschlag 750 durch ein verschweißtes und im
Gebirge verankertes Stahlgitter gegen Betreten gesichert.
Der verwahrte Schacht ist mit einer Tafel gekennzeichnet.
Beginn der Verwahrung:
November 1992
Ende der Schachtverwahrung:
08.05.1993
Kosten der Verwahrung:
496 TDM
Schacht 3
Die Sicherung des Schachtes wurde mit einem Füllortein-
fachscherpfropfen im Niveau der Teilsohle 9 (-57 m), mit
Lockermaterialüberkippung bis zur Tagesoberfläche und
Abdeckung an der Rasensohle mit einer Stahlbetonabdeck-
platte realisiert. Dazu wurden Kabel und Rohrleitungen
geraubt.
Im Schacht verblieben lediglich 1 x Rohrleitung DN 100
von -63 m bis 7. Sohle und 5 x Plastkabel von -63 m bis 7.
Sohle. Ab Füllortplombe bis Rasenhängebank wurden im
Schacht die Fahrten, Umtrittbühnen und Vertonnung ge-
raubt, es verblieben die Stahleinstriche und die Spurlatten.
In der Betonschalungsplatte und der Füllortplombe ist ein
Entwässerungsrohr eingebaut. Als Verfüllmaterial wurden
Schotter, Splitt und Kies lagenweise verstürzt und verteilt.
Im Anschluss erfolgte die Verfüllung der Schachtsäule mit
nachzerkleinerten Bergemassen (Porphyr, max. Korngröße
100 mm).
Die Abdeckplatte wurde im Bereich der Rasenhängebank
sohlengleich eingebaut und mit zwei Kontrollöffnungen
versehen.
Im Bereich Rasensohle wurden die Schachteinrichtungen,
Fördergestelle und Förderseile demontiert.
Der Füllortzugang auf der 5. Sohle wurde durch Ver-
schweißen der Stahlwettertür gesperrt, die Zugänge auf der
7. Sohle in den Strecken 761 und 756 durch Ziegelmauern
und im Querschlag 750 durch ein verschweißtes und im
Gebirge verankertes Stahlgitter gegen Befahren gesichert.
Der verwahrte Schacht ist mit einer Tafel gekennzeichnet.
Beginn der Verwahrung:
Februar/März 1993
Ende der Schachtverwahrung:
25.05.1993
Kosten der Verwahrung:
342 TDM
Tagesüberhauen 32
In Auswertung eines zur Erkundung der tagesnahen Ge-
birgsverhältnisse angelegten Schurfes und nach Hinweisen
vom DMT Institut (1992) wurde die ursprünglich vorgese-
hene Verwahrung mit einer übertägigen Stahlbetonabdeck-
platte verworfen. Statt dessen wurde ein Stahlbetonpfrop-
fen im Knickbereich des Überhauens auf einer Stahlbeton-
bühne als Schalboden eingebaut und die verbliebene
Schachtröhre mit Fertigbeton bis zur Rasensohle verfüllt.
Die im Überhauen vorhandenen Einbauten wurden im Be-
reich des Betonschalbodens und des Pfropfens vollständig
geraubt. Im Verfüllbereich oberhalb des Pfropfens verblie-
ben die Stahleinstriche und Stahlumtrittbühnen.
Die Art der Verwahrung trägt im besonderen der Gewähr-
leistung der Standsicherung des Überhauenkopfes Rech-
nung.
Die Schachtkaue wurde saniert und das verwahrte Über-
hauen mit einer Tafel gekennzeichnet.
Beginn der Verwahrung:
Juni 1992
Ende der Verwahrung:
18.05.1993
Kosten der Verwahrung:
192 TDM
Tagesüberhauen 20 und Rothzechner Treibeschacht 27
Die beiden noch unverwahrten Schächte werden im 4.
Quartal 2000 bzw. im 1. Quartal 2001 verwahrt. Die Kauen
beider Schächte und die Schachtröhre des Rothzechner
Treibeschachtes stehen unter Denkmalschutz und bedürfen
deshalb einer sorgfältigen Prüfung bergmännisch vertretba-
rer als auch denkmalpflegerischer Ziele.

image
Umweltbelastung und Sanierung
244
Entwässerungsstolln
Um Verformungen innerhalb der Bruchmassen am Bö-
schungsfuß der Pingenwände bei vollständiger Flutung des
Grubengebäudes bis in die Bruchmasse der Pinge und da-
mit ein unkontrollierbares Nachbrechen der Pingenwände
zu verhindern, wurde von Dezember 1991 bis August 1993
der Entwässerungsstolln vom Niveau der 7. Sohle (Strecke
725; 489,5 m ü. NN) mit zwei Streckenabknickungen bis in
das Tal der Kleinen Biela weit unterhalb der Industriellen
Absetzanlage Bielatal im Gegenortbetrieb aufgefahren
(Mdl. 477,5 m ü. NN, Abb. 184).
Abb. 184:
Trassenführung des Entwässerungsstollens
(NOLTZE 1993) (OB = Ortschaft Bärenstein)
Der grubenseitige Vortrieb erfolgte gleisgebunden mit ei-
nem Querschnitt von 9,37 m², der Vortrieb im Gegenort
von der Bielatalseite her gleislos mit einem Querschnitt
von 15,2 m² bis zum Durchschlag bei 2115 m am
18.02.1993. Der Stolln ist 3925 m lang und hat die Aufga-
be, das im Grubengebäude oberhalb der 7. Sohle sich
sammelnde Wasser von jährlich ca. 300 000 m³ abzuführen
und die Grube damit trocken zu halten. Dadurch ist das
geomechanische Gleichgewicht des durch den Bergbau
stark beanspruchten Gebirgskörpers nahezu sichergestellt.
Ca. 50 m vor dem Mundloch grubenseitig wurde ein Öl-
und Fettabscheider in die Sohle eingebaut. Das Stolln-
mundloch ist mit Stützmauern gestaltet und mit einem
Stahlgittertor gegen unbefugtes Betreten gesichert.
Kosten der Verwahrung:
10 784 TDM
Zwitterstocks Tiefer Erbstolln
Die tal- und bergseitigen Auffahrungen des Zwitterstocks
Tiefer Erbstolln begannen 1491 und konnten erst 1543 am
„Gesprenge“ mit 3,1 m Höhenunterschied zusammenge-
führt werden. Das Stollnmundloch (570 m ü. NN) befindet
sich nördlich von Geising am Roten Wasser (Abb. 4 und
17). Der Stolln verläuft in westlicher Richtung auf einer
Länge von 1940 m bis in die Grubenräume des Altenberger
Zwitterstocks und „kommt am Römerschacht in ca. 132 m
Teufe ein“ (JOBST, 1978, UK 1. Sohle 589 m ü. NN).
Gleichzeitig mit dem Hauptstolln wurde, beginnend am
Lichtloch 59, bis zum „Gesprenge“ über diesem ein Wet-
terbegleitort im Profil eines Sitzortes vorgetrieben. Seine
Länge beträgt 1582 m. Dieses Begleitort liegt zwischen
0,75 m bis 3 m über der Firste des Hauptstollens und erhielt
nach Bedarf Wetterdurchschläge.
Diese Wetterdurchschläge wurden im Verlauf des Vortrie-
bes nacheinander wieder verschlossen, da immer nur der
letzte Durchschlag als Wetterverbindung genutzt wurde. In
der Folgezeit traten durch geringmächtige Schweben zwi-
schen Begleitort und Stolln lokal Brüche auf.
Der Zwitterstocks Tiefer Erbstolln steht unter Denkmal-
schutz, um die weitgehend erhaltenen besonderen Sach-
zeugen dieses Stollns aus dem frühen 16. Jh. dauerhaft zu
sichern. Aus diesem Grund wurde eine Verwahrungsvari-
ante gewählt, die den bergbauhistorisch-denkmalpflege-
rischen Zielen, aber auch den Auflagen des Bergamtes
Chemnitz gerecht wurde.
So wurden zunächst das Tragwerk auf einer Länge von
1125 m (Großes Lichtloch) vollständig erneuert, Bereiß-
und Beräumungsarbeiten durchgeführt sowie das Haufwerk
und das Altholz aus dem Wetterbegleitort mittels eines
selbstgefertigten Huntes beräumt. 10 m hinter dem Großen
Lichtloch (vom Mdl. kommend) und seitlich des Lichtlo-
ches wurden Stahlgitter verschweißt und im Stoß eingelas-
sen. Der Röschenauslauf vor dem Mundloch wurde gesäu-
bert und das Mundloch mit einem Stahlgittertor gegen un-
befugtes Betreten gesichert.
Es bestehen Bestrebungen, den Zwitterstocks Tiefer
Erbstolln an die Kommune Geising zu übertragen.
Kosten der Verwahrung:
38 TDM
Zu den Aufgaben der ehemaligen Zinnerz GmbH Alten-
berg zählten auch die Verwahrungen der Schachtanlagen
und Stolln der Kupfergrube Sadisdorf. Sie sind jedoch
nicht Inhalt dieser Lagerstättenmonographie.

image
Umweltbelastung und Sanierung
245
Kosten der Verwahrung:
970 TDM
18.2.2
Verwahrung, Sanierung und Rekultivierung
übertage
Die Tagesanlagen des Betriebes Zinnerz Altenberg (Abb.
185) wurden zum größten Teil verkauft bzw. kommunali-
siert. Das betrifft vor allem die Gebäude am Arno-
Lippmann-Schacht (Abb. 186), auf dem Römergelände, im
Bielatal sowie die Schachtkauen des Überhauens 20 und
des Rothzechner Treibeschachtes. Weiterhin konnten der
Gebäudekomplex des Schachtes 3 (Abb. 187), das Verwal-
tungsgebäude sowie das Gebäude der Betriebsgaststätte
(BG 1000) veräußert werden. Ein Beschluss der Treuhand-
anstalt gestattete den Rückkauf von Grundstücken und
Wohngebäuden durch die ehemaligen Eigentümer (Pingen-
vorfeldberäumung).
Die Betriebsgebäude, die keiner Nachnutzung zugeführt
werden konnten, wurden abgerissen und das Gelände rekul-
tiviert. Hierbei handelt es sich um die ehemalige Aufberei-
tung Schwarzwasser, das Neue Heizwerk, Heizhaus und
Trafostation Römer, Neue Aufbereitung, 3. Brechstufe,
Neue Flotation, Pumpstationen sowie die Wohnheime 1, 3
und 5, um nur einige zu nennen.
Das System der Galgenteiche (Abb. 188) wurde getrennt.
Der Große Galgenteich und der 1992 fertiggestellte Spei-
cher Altenberg mit Neu- und Quergraben wurden an die
Landestalsperrenverwaltung des Freistaates Sachsen ver-
kauft, der Kleine Galgenteich kommunalisiert. Er wird
auch weiterhin als Stadtbad genutzt.
Abb. 185:
Betriebsgelände Zinnerz GmbH Altenberg 1998
(von links nach rechts Mitte: Betriebsgaststätte, Arno-Lippmann-Schacht, Schacht 3, Römer-Gebäude, Pin-
ge)

image
Umweltbelastung und Sanierung
246
Abb. 186:
Arno-Lippmann-Schacht 1998
Der Aschergraben (Kunstgraben), Rößlerstolln (unterirdi-
sche Weiterleitung des Tiefenbaches) und der Umlei-
tungsstolln Kleine Biela (unterirdische Weiterleitung des
Vorfluters Kleine Biela) sind lt. Sächsischem Wassergesetz
vom 23.02.1993 als Gewässer 2. Ordnung eingestuft.
Industrielle Absetzanlagen, Halden und Pingen bedürfen
einer Wiedereingliederung in die Landschaft. Auf den Hal-
den des historischen Bergbaus hat sich bereits eine beson-
dere Haldenflora entwickelt. Sie stehen teilweise unter Na-
turschutz. Die durch den Bergbau der Gegenwart angeleg-
ten Halden und Absetzanlagen wurden und werden unter
Berücksichtigung der Standsicherheit ihrer Dammbauwer-
ke, des Haldenchemismus und des Hochwasserschutzes
rekultiviert.
So wurden die Schwarzwasserhalden in den 70er Jahren
wiederaufgeforstet, was ohne gesonderten Auftrag von
Mutterboden gelang.
Die mit der vorgesehenen Liquidation des Betriebes 1990
eingestellte Haldensandrückgewinnung auf der Tiefen-
bachhalde hinterließ ein Restloch (ehemaliger Spülsee) mit
einem Volumen von ca. 60 Tm³. Unter Einhaltung des vom
Bergamt Chemnitz zugelassenen Betriebsplanes wurde
dieses Restloch mit unkontaminiertem Bauschutt aus Ab-
brüchen einzelner Gebäude verfüllt. Die Anlagenteile (Pon-
tons, Rohrleitungen) wurden verkauft bzw. verschrottet. Da
die Absetzanlage bereits 1993 einer Firma als neue Produk-
tionsstätte diente, gestalteten sich die verbliebenen Rekul-
tivierungsmaßnahmen nicht mehr nur rein bergbaubezogen.
Betriebsbedingte, durch die Art der Produktion bestimmte
technisch/technologische Forderungen, vor allem hinsicht-
lich der Lärm- und Staubbelästigung, mussten umgesetzt
werden. So wurden 5 Wälle radial zur Dammachse ge-
schüttet (Fuß ca. 6,50 m breit; 2,50 m hoch, ca. 200 m
lang) und bepflanzt. Die Tiefenbachhalde wurde 1998 aus
der Bergaufsicht entlassen (Abb. 189).

image
Umweltbelastung und Sanierung
247
Abb. 187:
Schacht 3 1998
Mit Einstellung der Produktion Ende März 1991 begannen
auch auf der Industriellen Absetzanlage Bielatal Rekulti-
vierungsmaßnahmen. Ziel dieser Verwahrung ist die Ein-
gliederung der IAA in die überwiegend forstwirtschaftlich
genutzten Flächen.
Dazu wurden 2/3 der Haldenoberfläche zum Schutz gegen
Winderosion mit grusigem, nicht ausreichend kulturfähi-
gem Material mit einer Schichtdicke von ca. 35 cm abge-
deckt. Die Luftseite des Hauptdammes wurde von der
Berme 610 m ü. NN bis 628,75 m ü. NN durch Nassansaat
begrünt.
Entsprechend vorliegenden Gutachten wird der Spülsee auf
längere Sicht erhalten bleiben (Abb. 190). Da er aufgrund
seiner Unterbodenstruktur eine Gefährdung für die Öffent-
lichkeit darstellt, wurde er von der Landseite durch einen
Handlauf, der sich in die Umgebung einfügt, gesichert.
Das Einzugsgebiet der IAA Bielatal wurde auf der Grund-
lage der Topographischen Karte M 1 : 10 000, Stand 1983,
mit 1,66 km² ermittelt. Für den Fall eines Starkniederschla-
ges mit einer Niederschlagsmenge von 140 mm in 2 Stun-
den ist die sichere Ableitung der zusitzenden Wässer über
den Klarwasserabtrag des Spülsees gewährleistet. Dazu
dienen die beiden zuletzt angelegten Schrote 13 und 14 mit
einer Nennweite von 309 mm. Diese Schrote wurden auf
einer Höhe von
Schrot 13
OK
626,44 m ü. NN
Schrot 14
OK
626,39 m ü. NN
abgebrochen und mit einem Rechenkorb abgedeckt. Die
Wasserableitung erfolgt nunmehr direkt über den Schacht-
überfall und die Fallrohre.

image
Umweltbelastung und Sanierung
248
Abb. 188:
Großer und Kleiner Galgenteich sowie Speicher Altenberg 1998
Der Zugang zu dem Wasserabtragungssystem erfolgt über
Pontons.
1993 wurde die Absetzanlage an eine Firma verkauft, die
die Rekultivierungsmaßnahmen fortsetzt.
Gesamtkosten der Verwahrung
übertage:
71 231 TDM.
Kontroll- und Überwachungsmaßnahmen (Monitoring)
Für die IAA Bielatal, den Entwässerungsstolln und die
Pinge sind auch in Zukunft Kontroll- und Überwachungs-
maßnahmen erforderlich.
Diese sind in Betriebsplänen, die vom Bergamt Chemnitz
bestätigt wurden, geregelt.
18.2.3
Geomechanische Umweltbeeinflussung durch
die Pinge (
J. SIEGERT)
18.2.3.1
Stand der Bergarbeiten bei Einstellung der
Produktion am 31. März 1991
Mit der Entscheidung zur Gewinnung der um die Pin-
genbruchmasse herum anstehenden Festerze mit dem dafür
speziell entwickelten Abbauverfahren „Modifizierter Teil-
sohlenbruchbau mit kammerpfeilerartigem Verhieb“
,
er-
folgte ab 1983 bis zur Betriebseinstellung das großflächige
Unterschrämen des Festerzkörpers im Niveau der Teilsohle
3 (TS 3) bei 545 m über NN im Baufeld 1 und 2 sowie z. T.
BF 3.
Damit wurden große Teile des Festerzbereiches unter-
schrämt und Voraussetzungen für das Zubruchgehen des
darüber anstehenden Gebirgskörpers geschaffen.

image
Umweltbelastung und Sanierung
249
Abb. 189:
Rekultivierte Tiefenbachhalde 1998
18.2.3.2
Zu erwartende geomechanische Auswirkun-
gen auf die Tagesoberfläche
Ausgehend von der Grenze des unterschrämten Festerzkör-
pers im Niveau TS 3 wurden mit den vom Institut für
Bergbausicherheit bis 1985 im Rahmen des Forschungs-
programms „Geomechanische Untersuchungen zur Einfüh-
rung des Teilsohlenbruchbaues im Betrieb Zinnerz Alten-
berg“ ermittelten Parametern die Grenzen für die Vorfeld-
beräumung und die Zerrungsbereiche für 2 mm/m und 1
mm/m an der Tagesoberfläche konstruiert.
Die Konstruktion erfolgte mit folgenden Parametern:
-
Bruchwinkel
70
o
-
Sicherheitsstreifen entlang der konstruierten
Bruchwinkelgrenze
20 m
-
Winkel für Zerrungen an der Tagesoberfläche (Zer-
rungszonengrenzen)
bis 2 mm/m
60
o
bis 1 mm/m
50
o
Die Grenze der Vorfeldberäumung ergab sich aus dem Ver-
lauf der Bruchgrenze erweitert um den 20 m Sicherheits-
streifen.
Nach den geomechanischen Untersuchungen des Institutes
für Bergbausicherheit ist bis zum Bruchwinkel von 70
o
mit
dem Nachbrechen der Pingenwände zu rechnen (s. auch
Kap. 13 und Abb. 98).
Zwischen dem Winkelbereich von 60
o
–70
o
treten Entfesti-
gungsprozesse im Gebirge auf, die zu Horizontal- und Ver-
tikalbewegungen führen. Die Zerrungen können dabei
Werte bis 2 mm/m erreichen.
Zwischen den Einwirkwinkeln von 60
o
–50
o
treten ebenfalls
Horizontal- und Vertikalbewegungen auf, wobei die Zer-
rungen nur noch Werte bis 1 mm/m erreichen.
Außerhalb der 50
o
–Linie treten nur noch geringfügige Ho-
rizontal- und Vertikalbewegungen auf.

image
Umweltbelastung und Sanierung
250
Abb. 190:
Rekultivierte Industrielle Absetzanlage Bielatal 1998
18.2.3.3
Ergebnisse der Deformationsmessungen
Im Rahmen der „Markscheiderischen Sicherheitskontrolle“
(gemäß Anordnung der Obersten Bergbehörde der DDR)
wurden bereits 1982 15 Messlinien radial um die Pinge
herum angelegt, um Höhen- und Längenänderungen zu
ermitteln und daraus vertikale und horizontale Deformatio-
nen zu berechnen.
Diese Messungen werden heute noch in drei ausgewählten
Profilen dreimal und in allen Profilen einmal jährlich
durchgeführt. Die nach den Messungen durchgeführten
Interpretationen bestätigten bis 1999 die vom Institut für
Bergbausicherheit ermittelten Parameter.
Nach den vorangeschrittenen Bruchvorgängen im Gebirge
ergaben sich Anfang der 90er Jahre aus der Berechnung der
Zerrungen und Pressungen zwei zum Pingenrand parallel
verlaufende Bruchkonturen an der Tagesoberfläche.
Dabei spiegelt die pingennahe Bruchkontur den Zerrungsbe-
reich für 2mm/m und die pingenferne Bruchkontur den Zer-
rungsbereich für 1mm/m wider.
18.2.3.4
Monitoring zur Pingenbeobachtung
Da abzusehen war, dass die durch das Unterschrämen des
Festerzkörpers provozierten Bruchvorgänge nicht kurzfris-
tig abklingen werden, forderte das Bergamt Chemnitz zur
kontinuierlichen weiteren Kontrolle der Bruchvorgänge
und der Geländebeschaffenheit an der Pinge die Vorlage
eines Monitorings.
Der „Sonderbetriebsplan für das Monitoring zur Beobach-
tung des Randes der Pinge Altenberg“ wurde daraufhin auf
Antrag des Betriebes vom 14. Juli 1998 am 28. August
1998 zugelassen.
Folgende Kontrollmaßnahmen wurden darin festgelegt
(Tab. 50).

Umweltbelastung und Sanierung
251
Tab. 50: Kontrollmaßnahmen Pingenrandbeobachtungen
lfd.
Nr.
Kontrollmaßnahme
Festlegung
gemäß
Kontrollzyklus
verantwortlich für
Dokumentation
Verantwort-
lich für In-
terpretation
1
Kontrolle des Zaunes einschließlich kleiner Repara-
turen
Abschlussbe-
triebsplan
wöchentlich
Bergwerk Alten-
berg
2
Ablesen der Extensiometer in den Bohrungen 101 (8
Ext.), 102 (10 Ext.), 103 (11 Ext.) und an den Mess-
stellen 3 (5 Ext.) und 5 (1 Ext.)
Abschlussbe-
triebsplan
14tägig
Bergwerk Alten-
berg
Markscheider
3
makroskopische Beobachtung des Pingenvorfeldes,
besonders innerhalb der Einwirkungsfläche, auf neue
Rissbildungen
Abschlussbe-
triebsplan
14tägig, davon ein-
mal monatlich mit
Markscheider
Bergwerk Alten-
berg und Mark-
scheider
Markscheider
4
Deformationsmessung in allen Messlinien
Abschlussbe-
triebsplan
jährlich
beauftragtes
Vermessungsbüro
Markscheider
5
Deformationsmessung in 3 ausgewählten Messlinien BSA-Auflage
vom
01.06.1995
2 x jährlich
beauftragtes
Vermessungsbüro
Markscheider
6
Kontrolle der innerhalb der Einwirkungsfläche be-
wohnten Gebäude durch einen Bauingenieur
BSA-Auflage
vom
01.06.1995
mindestens aller 2
Jahre
beauftragtes In-
genieurbüro
Bauingenieur
7
Kontrollbefahrung in der Beobachtungsstrecke, Ab-
lesen der Streckenextensiometer und makroskopi-
sche Kontrolle zur Veränderung der Rissbildungen
BSA-Auflage
1 x jährlich
Bergwerk Alten-
berg und Mark-
scheider
Markscheider
Die Fortsetzung der Deformationsmessungen bestätigen
den Verlauf der pingennahen und pingenfernen Bruchkon-
tur und dass die Entfestigungen im Pingenvorfeld noch
nicht abgeklungen sind. In ausgewählten Bereichen ist des-
halb mit plötzlichen Pingenabbrüchen jederzeit zu rechnen.
18.2.3.5
Entwicklung des Pingenrandes
Die Entwicklung des Pingenrandes wurde durch die hohen
Fördermengen und den ab 1985 folgenden Festerzabbau
sehr stark beeinflusst (Abb. 10, Rand der Pinge in den Jah-
ren bis 1999). Es zeigt sich, dass der Pingenrand im Westen
und Süden sehr dicht an der übertägigen Bruchraumkontur
verläuft. Ein Zustand, der auf Grund der hohen Festigkeit
des Gebirges in diesen Gebieten zwar logisch ist, aber
gleichzeitig auf die ständige akute Bruchgefahr hinweist.
Die Entwicklung des Pingenrandes ab 1973 spiegelt die
hohen Förderzahlen wider. Nach 1983 wirkt sich auf die
Entwicklung die Einführung des Festerzabbaues aus.
Die Entwicklung des Pingenrandes ist noch lange nicht
abgeschlossen. Der Gleichgewichtszustand ist noch nicht
erreicht. Im Gutachten „Geomechanische Bewertung mög-
licher Beeinflussungen des Pingenvorfeldes im Bergwerk
Altenberg“ von GEOTECHNIK PROJEKT vom März
1998 wird auf einen Langzeitprozess verwiesen, der Jahr-
zehnte bis Jahrhunderte dauern kann. Bei vergleichbaren
Aufschlüssen traten Abbrüche noch 20 Jahre nach Beendi-
gung der bergmännischen Arbeiten auf.
Ständige Nachbrüche über die ganzen Jahre hinweg bestäti-
gen diese Theorie.
18.2.3.6. Entwicklung des Pingenmassenspiegels
Um 1920 lag das Pingentiefste bei etwa 675 m ü. NN. Mit
den Gewinnungsarbeiten hat die Teufe der Pinge ständig
zugenommen.
In den Jahren 1992 und 1996 erfolgte mit terrestrischer
Photogrammetrie durch die TU Bergakademie Freiberg,
Institut für Markscheidewesen und Geodäsie eine Aufnah-
me vom Stand des Pingenmassenspiegels. 1992 erreichte
das Pingentiefste einen Wert von 604,4 m ü. NN und 1996
einen von 603,5 m ü. NN.
Damit sank, trotz eingestellter Gewinnung, der Pingenmas-
senspiegel um einen weiteren Meter ab. Ob Setzungen o-
der/und Senkungen die Ursache sind, ist nicht festzustellen.
Bis 1999 ist ein weiteres Abgleiten der Pingenmassen von
den Pingenböschungen zum Tiefsten hin zu beobachten.
Damit sind immer noch ein Anwachsen der Böschungshö-
hen und eine Erhöhung der Böschungsbeanspruchung ver-
bunden.
Stützwirkungen für die Pingenwände sind bisher noch an
keiner Stelle der Pinge eingetreten.

Nachwort/Literatur
252
18.2.3.7
Bruchentwicklung in der Beobachtungsstrecke
Zur Beobachtung der Bruchentwicklung im Gebirge wurde
im Rahmen der Entwicklung des neuen Abbauverfahrens
eine Beobachtungsstrecke vom Trübestolln bis zum Durch-
schlag zur Bruchmasse in der Pinge in einer Teufe von
60 m aufgefahren.
Von den damals installierten Messeinrichtungen sind heute
noch die Streckenextensiometer funktionsfähig. Sie werden
regelmäßig abgelesen, die Veränderungen dokumentiert
und ausgewertet.
Etwa 60 m unter der Tagesoberfläche lässt sich heute noch
die Entfestigung des Gebirges bis zum totalen Zusammen-
bruch der Strecke sehr gut verfolgen. In den letzten Jahren
konnte so ein Voranschreiten der Bruchfront nach Osten
um ca. 120 m verfolgt werden.
Regelmäßige Befahrungen der Beobachtungsstrecke wer-
den gemäß Monitoring auch weiterhin durchgeführt.
18.2.3.8. Prognose für die Entwicklung am Rand der
Pinge
Wie bereits erwähnt, ist der Gleichgewichtszustand in den
Pingenböschungen und am Pingenrand noch nicht erreicht.
Die Entfestigung am Pingenrand, bei der örtlich bis zu De-
zimeter breite Spalten entstehen können, wird bis zu der
1998 festgelegten „Grenze der bauwerksrelevanten geome-
chanischen Einwirkungen“ gemäß § 110, Absatz 6 Bun-
desberggesetz" reichen.
19
Nachwort
Für die Abfassung der Kapitel Bergbau, Aufbereitung,
Umweltbelastung/Sanierung und Pingenüberwachung er-
klärten sich kompetente Fachleute bereit. Der Autor dankt
Herrn H. Bernhardt, Herrn M. Becker, Frau M. Kühn und
Herrn J. Siegert für die aufgeschlossene und fruchtbare
Zusammenarbeit. Den Herren G. Tischendorf (Zittau) und
R. Sennewald (Freiberg) gebührt Dank für die sachkundige
und kritische Durchsicht des Manuskriptes. Frau E. Schulz
sowie den Kolleginnen der Kartographie des LfUG wird
für die sorgfältige Ausführung von zeichnerischen Arbeiten
gedankt. Ein herzliches Dankeschön gilt Frau S. Lasch und
Frau R. Neuke für die gewissenhafte Realisierung der um-
fangreichen schreibtechnischen Arbeiten.
Für die Überlassung zahlreicher Fotomaterialien sei der
Firma Luftbild Büschel, Schlema, Frau M. Kühn und den
Herren M. Becker, H. Bernhardt, W. Böhme, E. Ehrt, G.
Gerstenberger, H. Henker, J. Kugler, H. Lausch, H. Mende,
J. Rißland, W. Schilka, O. Tietz, R. Voigt gedankt. Ein
weiteres Dankeschön gilt Herrn P. Wolf (LfUG) für die
umfangreiche und sorgfältige redaktionelle Bearbeitung.
Literatur
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