3. ВИБІР ПОКАЗНИКІВ РОБОТИ ФАБРИКИ

3.1 Мінімально допустимий вміст корисного компонента у вихідній сировині

Сутність методу визначення мінімально допустимого вмісту корисного компонента у вихідній сировині полягає в знаходженні такого вмісту компонента, при якому собівартість одержуваної готової продукції буде дорівнювати гранично допустимій собівартості продукції для даного підприємства. Критерієм для встановлення гранично допустимої собівартості може служити собівартість продукції, одержуваної на діючих підприємствах при переробці сировини, що добувається з найбідніших ділянок родовища корисної копалини, введення яких в експлуатацію визнано необхідним для задоволення потреб промисловості.

Гранично допустима собівартість 1т готової продукції:

С_гр = β_З(а + b) / (α_minε_Фε_З) + β_З(С_т + С_З) / (β_фε_З) , (3.1)

де С_гр -- гранична собівартість 1т готової продукції; C_Т -- вартість транспортування 1т концентрату від збагачувальної фабрики до заводу-споживача; С_З -- вартість заводської переробки 1т концентрату; a, b -- вартість видобутку і збагачення 1т сировини з мінімальним вмістом корисного компонента; α_min , β_Ф , β_З -- мінімальний вміст корисного компонента в сировині, концентраті і готовій заводській продукції; ε_Ф , ε_З -- вилучення корисного компонента у фабричний концентрат і готову заводську продукцію.

Якщо на збагачувальній фабриці, незалежно від вмісту корисного компонента в сировині, одержують концентрат однакової якості, то другий член рівняння (3.1) буде постійним, і тоді:

С_гр = β_З(а + b) / (α_minε_Фε_З) + q , (3.2)

α_min = β_З(а + b) / ε_Фε_З(C_гр - q) , (3.3)

де q -- постійна частина витрат на транспорт і заводську переробку концентрату.

Аналіз результатів науково-дослідних робіт і практика збагачення різних корисних копалин показують, що залежність вилучення корисного компонента у фабричний концентрат і вмісту у ньому корисного компонента від вмісту компонента у вихідній сировині визначається, в основному, характером вкраплення корисних мінералів. Якщо розподіл зерен корисного мінералу за крупністю в багатих і бідних сортах руд однаковий, то вилучення і якість концентрату будуть мало змінюватися при зміні вмісту компонента в руді.

При визначенні собівартості цінних компонентів, що вилучаються з комплексних корисних копалин, сума експлуатаційних витрат на видобуток, транспорт, збагачення і металургійний або хімічний переділ розподіляється на отримані концентрати пропорційно їхній вартості за відпускними цінами. При такому підході до розподілу витрат співвідношення між собівартістю і вартістю за відпускними цінами для всіх цінних компонентів, що вилучаються з корисної копалини, буде однаковим.

3.2 Продуктивність і режим роботи фабрики

Продуктивність збагачувальної проектованої фабрики залежить від потреби в її продукції (концентраті) і продуктивності гірничодобувного підприємства. Але в той же час при проектуванні фабрики вибирається така продуктивність, при якій термін служби підприємства був не меншим від економічно доцільного. При обмеженості запасів і дефіцитності сировини допускається зменшення терміну служби фабрики до 10-15 років. Вибір продуктивності збагачувальної фабрики тісно пов'язаний з планами розвитку даної галузі промисловості і потребою в концентраті, він здійснюється економічним порівнянням декількох варіантів проектованої фабрики з різною продуктивністю.

Під продуктивністю збагачувальної фабрики розуміють продуктивність її головного корпуса, тобто цеху збагачення.

При визначенні добової продуктивності збагачувальної фабрики можливі кілька варіантів.

Збагачувальна фабрика розташована при гірничодобувному підприємстві. У цьому випадку продуктивність рудної збагачувальної фабрики повинна бути вищою від продуктивності гірничодобувного підприємства, тому що воно працює щодо видобутку нерівномірно. Якщо ж на руднику є буферні ємності (бункери або склади руди), то продуктивність обох підприємств можна прийняти однаковою. При видобуванні рудником різних сортів корисної копалини збагачувальна фабрика проектується строго по секціях, число і продуктивність яких визначається за кількістю сортів і їх видобутком.

При переробці вугілля продуктивність шахти та індивідуальної збагачувальної фабрики звичайно однакова, продуктивність групової і центральної збагачувальних фабрик установлюється за валовим видобутком вугілля групи шахт-постачальників. Розрахункова продуктивність від вагоноперекидача до акумулюючих бункерів приймається за максимальною продуктивністю вуглеприйому. Продуктивність секції рекомендується приймати не менше 400 т/год.

Збагачувальна фабрика розташована при переробному підприємстві (хімічному, коксохімічному або металургійному заводі). У цьому випадку річна продуктивність фабрики визначається з розрахунку необхідності забезпечення заводу необхідною кількістю концентрату:

Q_ЗФ = Q_Зβ_Ф /(α ε_Ф ε_З) , т/рік (3.4)

де Q_ЗФ -- річна продуктивність збагачувальної фабрики з вихідної сировини, т/рік; Q_З -- річна потреба заводу в концентраті, т/рік; α, β_Ф -- вміст корисного компонента в сировині і фабричному концентраті, частки од.; ε_Ф , ε_З -- вилучення корисного компонента у фабричний концентрат і готову заводську продукцію (для металургійного заводу ε_З < 1 у зв'язку з випуском певної кількості шлаку; для коксохімічного заводу ε_З = 1).

При проектуванні продуктивність збагачувальної фабрики визначається щодо сировини, концентрату і кінцевої заводської продукції, при цьому режим роботи фабрики варто приймати:

- для індивідуальних ЗФ -- відповідно до режиму роботи гірничодобувного підприємства,

- для вуглезбагачувальних ЦЗФ -- 300 робочих днів на рік при 20 годинах роботи на добу,

- для рудних збагачувальних фабрик -- 350 робочих днів на рік при 24 годинах роботи на добу,

- для збагачувальних фабрик, розташованих при заводі, що переробляє продукцію фабрики, -- відповідно до режиму роботи заводу.

Добова продуктивність (Q_ДОБ) збагачувальної фабрики або будь-якого її цеху визначається з урахуванням числа робочих днів у році:

Q_ДОБ = Q_Р / Т , т/доб (3.5)

де Q_Р -- річна продуктивність фабрики, т/рік; Т -- число робочих днів у році.

Розрахунок годинної продуктивності збагачувальної фабрики варто виконувати з урахуванням нерівномірності навантаження, для чого вводиться однойменний коефіцієнт К. Величина коефіцієнта нерівномірності навантаження приймається для вуглезбагачувальних фабрик К = 1,25 -- 1,50 , для рудних -- К = 1,10 -- 1,15.

Годинна продуктивність (Q_ГОД) фабрики або цеху:

Q_ГОД = К Q_ДОБ / (m t) , т/рік (3.6)

де m -- число робочих змін у добі; t -- число годин у робочій зміні.

У цехах крупного дроблення збагачувальних фабрик великої продуктивності приймається чотиризмінний графік роботи з 6 годинами роботи на зміну, при цьому три зміни технологічні і одна -- ремонтна. Режим роботи цеху середнього і дрібного дроблення, як правило, приймається за режимом роботи цеху крупного дроблення.

Продуктивність інших цехів фабрики розраховують з урахуванням режиму роботи головного корпуса і кількості матеріалу, що надходить у конкретний цех. Наприклад, при малому виході концентрату його можна накопичувати в згущувачі, у цьому випадку фільтрувальне відділення буде працювати в одну зміну.

3.3 Вибір якісних показників схеми збагачення

Якісні показники збагачення визначаються діючими кондиціями (нормативами) на концентрати, при цьому допускається випуск концентратів різних сортів з ширшим коливанням у них вмісту корисних компонентів і шкідливих домішок. У таких випадках вибір якісних параметрів здійснюється техніко-економічним порівнянням варіантів схем збагачення і відповідних витрат на переробку концентратів гіршої якості на заводах-споживачах. Наприклад, при переробці залізних руд оптимальним варіантом буде той, котрий дозволить одержати найдешевший чавун.

Для техніко-економічного порівняння варіантів необхідно в кожному з них:

- установити якісні і кількісні показники, норми витрати електроенергії, води, основних матеріалів і робочої сили на одиницю сировини, що переробляється;

- розрахувати обсяги будівельних і монтажних робіт та укрупнено визначити капіталовкладення.

Це дозволяє установити вартість переробки 1т сировини і собівартість готової продукції, а в остаточному підсумку визначити раціональний варіант схеми збагачення. Порівняння варіантів роблять у порівняльних умовах, тобто при однаковій продуктивності фабрики.

Сутність методу економічного порівняння варіантів схем збагачення полягає в зіставленні додаткових капітальних затрат з річною економією, одержуваною фабрикою. Якщо варіанти розташувати в порядку зростання капітальних затрат і позначити:

А₁ , А₂ , А₃ , … , А_n -- капітальні витрати за варіантами;

В₁ , В₂ , В₃ , … , В_n -- експлуатаційні витрати, включаючи вартість сировини;

Р₁ , Р₂ , Р₃ , … , Р_n -- вартість продукції, виготовленої за рік, за відпускними цінами, то річна економія або перевитрата М_i при роботі фабрики за будь-яким i-тим варіантом у порівнянні з першим буде:

M_i = (B₁ -- B_i) + (P_i -- P₁) , (3.7)

де (В₁ -- В_i) -- економія або перевитрата експлуатаційних затрат; (Р_i -- Р₁) -- економія або перевитрата щодо вартості готової продукції.

Розглядаються лише ті випадки, для яких М > 0 , тому що для інших (М ≤ 0) збільшення капітальних витрат не дає додаткової економії.

Показником економічної ефективності варіанта є відношення додаткових капітальних затрат до додатково отриманої економії і виражається числом років, протягом яких додаткові капітальні затрати окупаються:

t_i = (A_i -- A₁) / М_i . (3.8)

Чим менша величина t_i, тим вища ефективність додаткових капітальних вкладень. Якщо через t_ГР позначити гранично допустимий строк окупності капітальних витрат, то кожний з варіантів схеми збагачення, для якого t_i < t_ГР, буде економічнішим за перший.

Гранично допустимий строк окупності для різних галузей промисловості неоднаковий і при проектуванні приймається:

- у металургійній промисловості 5 років,

- у вугільній -- 5 років,

- у хімічній -- 3-5 років,

- у промисловості будівельних матеріалів -- 6 років.

Умови економічності i-того варіанта в порівнянні з першим визначаються як:

t_ГР > (A_i - A₁) / [(B₁ - B_i) + (P_i - P₁)] . (3.9)

З нерівності виходить, що для найбільш економічного варіанта:

A_i + t_ГР (B_i -- P_i) = min . (3.10)

Якщо кількість і якість готової продукції для всіх порівнюваних варіантів однакові (Р_i = P₁), то вираз (3.10) набуває вигляду:

A_i + t_ГРB_i = min . (3.11)

Надалі, якщо i-тий варіант виявився економічнішим за перший, то всі наступні порівняння здійснюються з ним. Послідовно застосовуючи описаний метод, знаходять найбільш економічний і ефективний варіант схеми збагачення.

3.4 Основні розрахункові рівняння

Дослідження корисної копалини як об'єкта збагачення показує, що вихідний матеріал і продукти його переробки характеризуються певною кількістю компонентів, фракцій, класів, фаз. При цьому вихідний матеріал і продукти розділення можуть розрізнятися за крупністю, фізичними, фізико-механічними, хіміко-мінералогічними властивостями компонентів, характером фаз. Продукт будь-якої технологічної операції може бути розділений на компоненти за однією з зазначених ознак.

Виходячи зі спільності операцій концентрації, грохочення, класифікації і зневоднення, можна розглядати продукти всіх цих операцій як продукти розділення, незалежно від його характеру. Будь-яка операція розділення може бути зображена схемою, показаною на рис. 3.1.

Отже, усі технологічні розрахунки, що належать до процесів розділення, зводяться, насамперед, до складання кількісних балансів продуктів за їх виходами і визначальним для цих продуктів розрахунковим показникам (вмістом розрахункового класу або розрахункового компонента, розрідженістю). Баланси продуктів і компонентів складають на основі наступних положень:

- кількість вихідного матеріалу дорівнює сумі кількостей окремих продуктів розділення, які одержують у технологічній операції;

- кількість компонента (який обчислюється) у вихідному матеріалі дорівнює сумі кількостей цього компонента в окремих продуктах розділення технологічної операції;

У загальному вигляді система балансових рівнянь для операції, наведеної на рис. 3.1, може бути зображена як:

γ₁ = γ₂ + γ₃

γ₁a₁ = γ₂ a₂ + γ₃ a₃ , (3.12)

де γ_i -- вихід i-того продукту, % ; a_i -- вміст розрахункового компонента в i-тому продукті, %.

Оптимальні результати в операціях розділення могли б бути отримані, якби процес проходив в ідеальних (теоретичних) умовах. Це означає, що в процесі концентрації в концентрат надійшла б вся кількість корисного мінералу, а у відходи -- вся кількість мінералів пустої породи, у процесі класифікації за крупністю в підрешітний продукт надійшла б вся кількість класу менше граничної крупності, а в надрешітний -- вся кількість класу більше граничної крупності. Однак у практичних умовах такі результати недосяжні: у концентраті присутня певна кількість породних мінералів, у відходах -- певна кількість корисних, аналогічно і в операціях класифікації. Тому для оцінки ступеня досконалості виконання операції розділення введено поняття ефективності процесу.

Ступінь досконалості виконання якої-небудь операції в найпростішому вигляді характеризується:

- виходом концентрату γ_К, який можна розглядати як вираження абсолютної кількісної ефективності, або ступенем скорочення К_С , що визначається відношенням виходу вихідного матеріалу γ_ВИХ до виходу концентрату γ_К:

К_С = γ_ВИХ / γ_К ; (3.13)

- вмістом корисного компонента в концентраті β_К , який можна розглядати як вираження абсолютної якісної ефективності, або ступенем концентрації К_К , що визначається відношенням вмісту корисного компонента в концентраті β_К до вмісту того ж компонента у вихідному матеріалі β_ВИХ :

К_К = β_К / β_ВИХ ; (3.14)

- показником загальної технологічної ефективності Е, що визначається як відношення кількості розрахункового компонента в концентраті (γ_К а_К) до кількості того ж розрахункового компонента у вихідному матеріалі (γ_ВИХа_ВИХ = 100 а_ВИХ):

Е = γ_К а_К / а_ВИХ , % . (3.15)

Показники ефективності служать критеріями порівняльної оцінки ступеня досконалості процесу розділення окремих об'єктів дослідження. При цьому порівняння показників ефективності повинно здійснюватися в рівноцінних умовах, щоб уникнути впливу випадкових факторів, які важко піддаються обліку.

вгору