Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Федосеев, В. А. Экономика обогащения железных руд

.pdf
Скачиваний:
8
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
4.98 Mб
Скачать

Если получаемый продукт не может быть реализован ии по одному из указанных путей, то он не может иметь стоимости и при определепии экономической эффективности комплексного использования руд должен рассматриваться в качестве отхода производства.

О п р е д е л е н и е с е б е с т о и м о с т и п р о д у к ц и и п р и к о м п л е к с н о м и с и о л ь з о в а и и и ж е л е з- и ы х р у д п у т ем с о ч е т а н и я п р я м о г о и к о с ­ в е н н о г о м е т о д о в р а с ч е т а з а т р а т . В настоящее время отсутствуют утвержденные методики определения себе­ стоимости всех видов продукции, получаемых при комплексном использовании железных руд. Известные методы определения себестоимости продукции при комплексном использовании сырья предполагают косвенное распределение суммарных затрат на производство отдельных продуктов. Все эти методы настолько устарели, что нередко приводят к прямым противоречиям. Осо­ бенно устаревшим и, к сожалению, наиболее распространенным является метод списания с суммарных затрат на производство стоимости попутной продукции, полуфабрикатов и используемых отходов по отпускным ценам и получения таким образом условной себестоимости продукции, которая считается основной. Этот ме­ тод был приемлем, когда из-за несовершенства технологии неко­ торые полезные компоненты извлекались попутно в ограниченных

количествах.

при определении экономической эффек­

В настоящее время

тивности

комплексного

использования железных руд при­

нимается

во внимание

извлечение всех полезных

компонентов.

В этпх

условиях уменьшение суммарных затрат

производства

на величину стоимости полученных других полезных компонен­ тов, которые являются сопутствующими основному полезному компоненту, приводит в ряде случаев к тому, что на основной продукт вообще не остается затрат. Кроме того, применение этого метода расчета себестоимости не создает необходимых условий для организации внутризаводского хозрасчета, и он не может быть использован в комбинированном производстве при комп­ лексном использовании руд в условиях новой системы планиро­ вания и экономического стимулирования.

Новые методы требуют учета текущих затрат в комбинирован­ ных производствах по цехам, участкам и технологическим пере­ делам. Косвенное распределение затрат на производство комп­ лексной продукции между отдельными полезными компонентами приводит к определению условной себестоимости продукции, ко­ торая не всегда отражает действительные затраты на получение каждого продукта. Наконец, в ряде случаев в результате комп­ лексного использования руд получаются новые, ранее не произ­ водимые продукты. В таких случаях вообще отсутствуют какиелибо данные, необходимые для косвенного распределения сум­

!>0

марных затрат с целью определения себестоимости новых видов продукции.

Отмеченные выше основные недостатки определения себесто­ имости продукции при комплексном использовании руд путем косвенного распределения суммарных затрат могут быть в зна­ чительной мере уменьшены при сочетании прямого и косвенного методов расчета затрат производства по отдельным полезным компонентам на каждом технологическом переделе комбиниро­ ванного производства. На каждом переделе технологического процесса в таком производстве затраты по переработке могут быть в значительной мере учтены прямым путем. Учитывая то, что при комплексной переработке сырья в комбинированных производствах с многостадиальным технологическим процессом отдельные технологические переделы тесно взаимосвязаны между собой и составляют единый неразрывный производственный про­ цесс, основная трудность состоит в том, чтобы по каждому пере­ делу экономически обоснованно разделить эти затраты между отдельными полезными компонентами. Существует мнение, что определение затрат па все виды комплексной продукции прямым расчетом по отдельным технологическим переделам комбиниро­ ванного производства является исключительно сложным и не оправдывает себя.

Ниже, на примере определения себестоимости продукции при комплексном использовании титаиомагнетитовых руд, изложена методика расчета затрат, которая, по нашему мнению, может быть использована для определения экономической эффективно­ сти комплексного использования железных руд.

Метод прямого расчета затрат имеет в своей основе анализ технологических факторов, определяющих размер затрат на по­ лучение отдельных продуктов при комплексной переработке сырья. Производственный процесс комплексной переработки руд, начиная от добычи руды и кончая металлургическим пере­ делом, расчленяется на ряд последовательных технологических стадий, которые либо осуществляются для извлечения одного продукта, либо одновременно для нескольких.

Производственный процесс комплексной переработки титаномагпетитовых руд расчленяется на пять последовательных техно­ логических стадий переделов: 1) добыча руды, 2) обогащение руды методом сухой и мокрой магнитной сепарации; 3) окомкование коллективного железо-титапованадиевого концентрата на тарельчатых грануляторах с получением сырых рудноугольных окатышей, 4) восстановительный обжиг сырых рудноугольных окатышей в трубчатых вращающихся печах и 5) электроплавка металлизованных окатышей в рудиотермических печах с получе­ нием ванадиевого чугуна и титанистого шлака.

На стадии добычи и обогащения руд в основу распределения затрат между отдельными полезными компонентами может быть

91

положен фактор материального потока. При добыче руды затраты,

отнесенные на каждый полезный

компонент, содержащийся

в руде, определяются его весом (с

учетом формы соединения,

в которой он находится) и соответствующим количеством пустой породы, которая должна быть распределена между полезными компонентами (соединениями) пропорционально их весу.

Распределение затрат по добыче 1 т руды между содержащи­ мися в ией полезными компонентами можно произвести по формуле

П

» п

Ей

»=]

( \ М )

где Sf — затраты на добычу 1 т

руды,

отнесенные

на г-й полез­

1

ный компонент, руб.;

 

 

 

— суммарные затраты

на добычу

1 т руды,

руб.;

2

1=1

 

 

 

 

 

К

— общее количество

(вес)

полезных компонентов '(соедпне-

2

i=i

нттй), содержащихся в 1

т руды, т;

 

 

 

 

q) количество г-ro полезного компонента, содержащегося в I т

 

РУДЫ, т.

 

 

 

 

Пусть в 1 т титаномагнетитовой руды содержится Fe0+Fe20 3= =0.4030, Ti02=0.0790, V20.-=0.0042 т. Общий вес полезных компонентов (соединений), содержащихся в 1 т тптапомагпети-

товой руды q{j , составит 0.48G2 т. Затраты на добычу 1 т

руды |^2 £р)

составляют 1.33 руб. Тогда эти затраты между FeO+

+Fe20 3, ТЮ2

и V20 5 распределятся по

формуле (V-1) следую­

щим образом (в руб.):

 

 

 

 

 

1.33

• 0.4030

 

 

^FeO + Fe2Oa =

0. 4S62

= 1-10>

 

сД

4.33

• 0.0790

 

 

0.4362

= 6 -2 2 ,

 

° TiO -

1.33• 0.0042

s V,os ~

0.4862

— °'01 *

На стадии обогащения руды затраты по обогащению в пере­ счете на 1 т концентрата распределяются между отдельными по­ лезными компонентами пропорционально массе поступающих на обогащение полезных компонентов в соответствии с количе­

92

ством руды, расходуемой на получение 1 т концентрата, по фор­ муле:

S3 =

2

s №

(Y-2)

t=l

 

 

1

 

2 si-

*=1

где 59 — затраты на обогащение руды, отнесенные на Z-й полезный

компонент в расчете на 1 т концентрата, руб.;

1

2 — суммарные затраты но обогощению руды в пересчете на

1 т концентрата, руб.;

П

2 Ч\ —общее количество (вес) полезных компонентов (соединений), f=i

содержащееся в 1 т руды, т.

Допустим, что расход сырой руды на 1 т железо-титанована­ диевого концентрата (@ ) составляет 2.82 т. Затраты по обогаще­ нию 1 т титаномагнетитовой руды методом сухой и мокрой маг­

нитной сепарации — 1.34 руб. Суммарные

затраты

на обогаще­

ние руды в пересчете на 1 т концентрата | 2

 

составят 1.34 X

X 2.82 = 3.78 руб. Общее количество (вес)

полезных компонентов,

содержащихся в

 

71

Я} — 0.4862

т.

Тогда

затраты на

1 т руды 2

обогащение руды

 

1=1

концентрата между FeO-f-

в пересчете на 1 т

-f-Fe2Oa, Ti02 и V,05 распределятся

по формуле (V-2) следующим

образом (в руб.):

 

 

3-78 • 0,4030

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

5FeO fF,03

 

0,4862

 

'

 

 

со

 

3.78 • 0.0790

 

 

 

 

 

0.4862

=

°-62 '

 

 

°Т103

 

 

со

:

3.7S • 0.0042

= 0 .0 4 .

 

 

 

0.4862

 

На стадии окомкования расходы по переделу могут быть рас­ пределены между полезными компонентами также с учетом фактора материального потока. При этом затраты на уголь-вос­ становитель, шихтуемый в окатыши, на данном этане не могут быть распределены между отдельными продуктами. Такое рас-- пределение возможно сделать лишь с учетом анализа теплового ■ баланса трубчатой вращающейся печи. Затраты же на окомкование угля распределяются между содержащимися в концентрате полезными компонентами, так как эта технологическая стадия

93

необходима для достижения эффекта на последующих техноло­ гических операциях.

Распределение затрат на окомкование 1 т влажного концентрата между содержащимися полезными компонентами осуществляется

по формуле

 

 

2

-----,

0Г-3)

5? = ^

\1

п

 

<=1

где S? — затраты на окомкование, отнесенные к количеству £-го железного компонента, содержащегося в 1 т концентрата,

руб.;

П

2 S°K— суммарные затраты на окомкование в пересчете на 1 т <=i

сырых окатышей, руб.;

П

2 9*— общее количество (вес) полезных компонентов, содержа- •=1

щпхся в 1

т концентрата, т;

дк— расход концентрата па 1 т

сырых окатышей, т;

д'к— количество

i-ro полезного

компонента, содержащегося

в1 т концентрата, т.

В1 т влажного концентрата содержится (в т):

FeO + Fe.,0., — 0.7520 • 0.91

=

0.6843,

 

ТЮ2 — 0.1725 • 0.91

=

0.1570,

 

V20 5 — 0.0106 ■0.91 =

0.0096.

 

Общее количество полезных компонентов (соединений), со­

держащихся в 1 т железо-титанованадиевого концентрата

gj1j ,

составляет 0.8509 т. Расход концентрата на 1 т сырых окатышей (qx) равен 0.8230 т. Кроме того, на 1 т сырых окатышей расхо­ дуется 6.6 кг бентонита на сумму 0.20 руб. Расходы по переделу на 1 т сырых окатышей составляют 0.54 руб. Суммарные затраты по окомкованию концентрата в пересчете на 1 т сырых окатышей

^ 2 j составят 0.74 руб. или на 1 т концентрата 0.90 руб. Тогда

эти затраты между Fe0+Fe20 3, ТЮ2

и

V20 5 распределятся

по формуле (V-3) следующим образом (в руб.):

 

0.74 • 0.6S43

 

 

^FeO+F&A,-

0.8509 • 0.8230 = ° - 72-

 

0.74 ■0.1570

 

 

5 тю , —

0.8509 • 0.8230

=

0Л7'

94

)r

0.74 •

0.0096

5 У2о6 ~

0.6509

• 0.8230 = 0,01

Распределение затрат на стадии восстановительного обжига сырых окатышей в трубчатых вращающихся печах между со­ держащимися в окатышах полезными компонентами может быть осуществлено с учетом энергетического фактора в сочетании с фактором материального потока, поскольку производитель­ ность трубчатой вращающейся печи по металлизованным окаты­ шам определяется объемом расходуемых материалов. Затраты на энергию (уголь и природный газ) могут быть отнесены на отдель­ ные компоненты в размере фактического их расхода, а расходы по переделу — пропорционально количеству (весу) содержа­ щихся в окатышах полезных компонентов.

Распределение затрат по восстановительному обжигу 1 т

сырых окатышей между содержащимися

в них полезными ком­

понентами может быть осуществлено по

формуле

2

589?

(V-4).

=

-----Н-8,.

2 *

1=1

где Sj — затраты на восстановительный обжиг, отнесенные к коли­ честву 1-го полезного компонента, содержащегося в кон­ центрате, расходуемые на 1 т металлизованных окаты­ шей, руб.;

N

S3 — суммарные

затраты по

 

переделу на восстановительный

2

 

t=i

 

 

 

 

 

 

 

 

обжиг в пересчете на 1 т металлизованных' окатышей за

71

вычетом энергетических

затрат, руб.;

 

 

q — общее количество (вес)

полезных компонентов,

содержа-

2

1=1

 

 

 

 

 

 

 

 

ппхся в 1 т металлизованных окатышей, т;

 

 

q." — количество

i-ro

полезпого

компонента,

содержащегося

 

в 1 т маталлизованных окатышей, т;

 

 

 

Э£— энергетические

затраты,

отнесенные иа определенное ко­

 

личество г-го компонента,

содержащегося

в 1 т

металли-

 

зо-ашшх окатышей, руб.

 

 

 

 

 

Пусть затраты на восстановительный обжиг (за вычетом энер­

гетических затрат)

в расчете иа

1

т металлизованных окатышей

^ 2 5о ) исчислены в размере 1.24 руб. Расход концентрата на 1 т

металлизованных окатышей (?к=1.2608. Общее количество (вес) полезных компонентов, содержащихся в 1 т металлизованных

95

окатышей ^ 2 Я” ^ > составляет 0.94812 —(—0.21749 —(—0.01336 =

— 1.17897 т. Тогда затраты по восстановительному обжигу (без

•стоимости угля и природного газа) на 1 т металлизованных окаты­ шей между Fe0+Fe20 3 (после обжига окислы железа переходят в форму металлического железа и закиси), ТЮ2 и V20 5 рас­ пределятся по формуле (V-4) следующим образом (в руб.):

1.24-0.94812

rriiep

 

1.17897

=

1 -0 0 ,

^®.мот"t*FpO

о п о р

__

1.24 • 0.21749

=

0.23,

15ТЮ. —

1.17897

пор

 

1.24 • 0.01 3305

 

0.01.

S V.O,

 

1.17897

 

Расчет энергетических затрат, относимых на г-й полезный компонент, производится после анализа теплового баланса вос­ становительного обжига окатышей. Допустим, что при расчете технических показателей восстановительного обжига был исчпслен расход угля на 1 т металлизованных окатышей в размере 0.20347 т. При обжиге частично восстанавливается только Fe20 3 и FeO, а ТЮ2 и V2Os лишь нагреваются до 1100° С. Затраты тепла на нагрев ТЮ2 и V20 5 составляют 54.85 -103 ккал. На ТЮ2 непосредственно должны быть отпесепы затраты тепла на диссо­ циацию ильменита в размере 15.80 -103 ккал. На испарение влаги окатышей расходуется 146.92-103 ккал., а с водяным паром уносится 47.80-103 ккал. Общий расход тепла на восст шовитель-

иый обжиг равен 146.92-103-|-47.80-103=194.72-103 ккал. Это количество тепла между Fe20 3-j-Fe0, ТЮ2 н V20 3 распределится в следующих размерах (хЮ 3 ккал.):

194.72

• 0.94812

— 156.5/ ,

Fe20 3 -|- FeO —

^

17897

ТЮ,=

194.72

• 0.21749

=

35.92,

1.17897

 

 

 

V,05:

194.72 • 0.01336

-=

2.23.

1.17897

 

 

 

Затраты тепла на диссоциацию окислов железа при восстано­ вительном обжиге составляют 768-103 ккал., теплосодержание

Fe5I0T+FeO — 134.27-103

ккал.,

а теплосодержание

V20 5 —

3.70 -103 ккал.

 

 

при вос­

Таким образом, общий полезный расход тепла

становительном обжиге

на 1 т

металлизованных

окатышей

составит 54.85 -103-|-194.72 -103-|~768.0 -103+134.27 -103+3.70 -103= =1155.54-103 ккал.

96

Из этого количества тепла на отдельные полезные компоненты приходится (Х Ю 3 ккал.):

Гемет - 768.00 +

156.57 + 134.27 =

1058.S4 -

91.63%,

ТЮ2 — 54 .85+ 35.92

=

90.77 —

7.80о/0,

У20 5

2.23 +

3.70

=

5.93—

0.57%

 

 

 

Итого: 1155.54 •— 100.

Очевидно, что

остальной

расход

топлива,

имеющий место

при восстановительном обжиге, может быть распределен между отдельными полезными компонентами пропорционально полез­ ному расходу тепла на эти компоненты. Из теплового баланса восстановительного обжига следует, что общие затраты тепла на 1 т металлизоваыиых окатышей составляют 1942.35-103 ккал., а затраты тепла за вычетомполезного компонента—786.81 -103 ккал. (1942.35-103-1155.54-103).

Между FeM0T, ТЮ2 и V20 6 эти затраты тепла распределяются следующим образом (хЮ 3 ккал.):

FeU0T — 786.81 • 0.9163 =

720.95,

ТЮ2— 786.81 • 0.0780=

61.84,

V2Os — 786.81 ■0.0057 =

4.02.

Таким образом, общий расход тепла (1942.35 -103 ккал.), отнесенный на каждый полезный компонент, составит (X103 ккал.):

FeM0T -

1058.84 +

720.95 =

1779.79,

TiO., —

90.77 +

61 .8

4 =

152.61,

•V20 5

5 .9 3 +

4 .0

2 =

9.95.

Сырыми окатышами, природным газом и воздухом вносится незначительное количество тепла. Поэтому это тепло не распре­ деляется между полезными компонентами и не учитывается при определении конечных затрат тепла, отнесенных на каждый компонент. Уголь-восстановитель, со ержащийся в окатышах, расходуется непосредственно для восстановления окислов железа, в связи с чем затраты на него должны быть полностью отнесены на железо. Кроме того на железо относится и значительная часть

затрат на природный газ. Расходуемый природный газ

(175 нм3/т

окатышей) распределяется между FeMeT, ТЮ2

и V20 6

в соответ­

ствии с количеством тепла, отнесенного на

эти компоненты,

в следующих размерах (в нм3):

 

 

Геыет — 175.00 — 18.84 = 156.16, Т102 — 152.61 : 8.65 = 17.64, У2Оя — 9.95 : 8.65 = 1.20.

Цена природного газа составляет 0.024 руб./нм3. Тогда общие затраты на газ (175.0-0.024=4.20 руб.) между Fe„0T, ТЮ2 и V20 6 распределятся следующим образом (в руб.):

7 В. А. Федосеев

97

Геыет — 156.16 • 0.024 = 3.75, ТЮ2 — 17.64-0.024 = 0.42, YoOg — 1.20-0.024 = 0.03.

Кроме того, на железо надо отнести затраты на уголь в раз­ мере 0.20347-20.1=4.09 руб., а с учетом безвозвратных потерь угля с выносом (1%) — 4.13 руб.

Врезультате расходы по переделу, отнесенные на FeWOT, ТЮ2

иV20 5 па стадин восстановительного обжига с учетом энергети­ ческих затрат в пересчете па 1 т металлизоваиных окатышей,

составят (в руб.):

6'"

— 1 .0 0 + 3 .7 5 + 4.13 = 8.SS,

гвмет

 

1

 

 

6’“i0j -

°-23 +

0.42

= 0 .6 5 ,

Syn0s — 0.01 +

0.03

= 0 .0 4

 

 

Итого:

 

9.57.

Из этой суммы энергетические затраты (расходы на уголь и природный газ) составляют 8.33 руб., а собственно расходы по переделу 1.24 руб-

На стадии электроплавки восстановленных окатышей в рудно­ термических печах в основу распределения суммарных затрат по электроплавке может быть положен энергетический фактор. Вначале определяется расход электроэнергии и угля-восстано­ вителя, отнесенный на каждый i-й железный компонент. Затем затраты по электроплавке чугуна за вычетом энергетических затрат и затрат на уголь-восстановитель распределяются между отдельными компонентами проиорционально расходу электро­ энергии.

Расчет затрат, относимых на каждый i-й полезный компонент, получаемый при электроплавке металлизоваиных окатышей,

может быть произведен по

формуле

 

sj = Wtl\a+

2

(V-5)

ф,цг + f=L--------- ,

 

2 ^

 

 

1=1

 

где 5? — затраты по электроплавке за вычетом энергетических зат­

рат

ыа уголь-восстановитель,

отнесенные

к количеству

г-го полезного компонента, содержащегося в металлизо-

ванных окатышах, расходуемых на 1 т

чугуна (в руб.);

W. — расход электроэнергии, отнесепиый на

г-й полезный ком­

понент, в пересчете на 1 т чугуна, квт-ч;

 

Цл — цена

1 квт-ч электроэнергии,

руб.;

 

£-й полезный

ф,- — расход угля-восстановителя,

отнесенного на

компонент, в пересчете на 1

т чугуна,

т;

 

98

П Ц, — цена 1

т угля-восстановителя, руб.;

 

2

S* — затраты

по эл'ектроплавке в расчете на 1

т чугуна за вы-

1=1

 

 

 

четом затрат на электроэнергию и уголь-восстановитель,

п

руб.;

 

 

 

 

 

2

W7,- — общий

расход электроэнергии с учетом

электрических

i=i

отиесешшй на i-й полезный компонент, квт-ч.

 

потерь,

Расход электроэнергии и угля-восстановителя в расчете на каж­ дый полезный компонент может быть определен. исходя из ана­ лиза теплового баланса электроплавки металлизованных ока­ тышей в руднотермических печах.

Пусть общие затраты тепла на 1 т чугуна составляют 1002.96 х

ХЮ3

ккал.,

в том

числе шихтой вносится

259.74-103 ккал.,

при окислении углерода-восстановителя выделяется

162.44X

ХЮ3

ккал.,

электроэнергией вносится 580.78 403 ккал.

35.5 х

Затраты

тепла

на диссоциацию , V2Cj5

составляют

ХЮ3

ккал.,

на частичную диссоциацию ТЮ2 до Ti20 3 — 41.32Х

XlO3 ккал. Остальные затраты тепла на диссоциацию окислов должны быть отнесены на собственно чугун (339.79—41.32—

35.5=262.92 403 ккал.).

Теплосодержание

титанистого

шлака

составляет 212-Ю3 ккал.,

собственно лугуна

(без ванадия)

300х

ХЮ3 ккал. и ванадия в чугуне — 2 403 ккал.

 

Полезные затраты тепла, относимые на. каждый продукт,

составляют (хЮ 3 ккал.):

 

 

 

 

 

чугун — 262.92 +

300.0 =

562.92 — 65.93%,

 

шлак — 41.32 +

212.0 =

253.32 — 29.67<>/0,

 

ванадий— 35.50-(-

2 .0 =

.37.50— 4.40%

 

-Итого: 853.74— 100

Прочие затраты тепла (внешние потери и т. д.) исчисленные как разница между общими н полезными затратами (1002.96 • 103 —

— 853.74 • 103 = 149.22 • 103 ккал.), могут быть распределены меж­ ду отдельными продуктами пропорционально полезным затратам те­ пла. Между чугуном, титанистых! шлаком и ванадием они распре­ деляются следующим образом (Х'Ю3 ккал.):

чугун — 149.22 • 0.9163 =

136.70,

шлак — 149.22 •

0.0786 =

11.72,

иаыадий— 149.22 •

0.0051 =

0.77.

Таким образом, общие затраты тепла при электроплавке металлизованпых окатышей распределяются между чугуном, шлаком и ванадием в следующих размерах (ХЮ3ккал):

чугун — 562.92 -)- 136.73

=

699.65,

шлак- 2

5 3 .3 2 +

11.72 =

265.04,

ванадий

37.50 +

0.77

=

38.27.

7* 99

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ