Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние изученности процесса рудоподготовки упорных золотосодержащих руд и задачи дальнейших исследований 12
1.1. Тенденции и проблемы переработки золотосодержащих руд на современном этапе 12
1.2. Анализ выполненных работ по интенсификации процессов рудоподготовки упорных золотосодержащих руд 18
1.3. Использование ПАВ для интенсификации технологических процессов рудоподготовки 28
2. Обоснование методик и организация исследований 40
2.1. Алгоритм и методы исследований 40
2.2. Объект исследований 50
2.3. Программа экспериментальных работ 58
3. Экспериментально - теоретические исследования процесса измельчения руд 63
3.1. Исследование кинетики измельчения руд 63
3.2. Исследование энергетических характеристик процесса измельчения 79
3.3. Исследование эффективности воздействия реагентов на измельчение 91
4. Разработка способов рудоподготовки для интенсификации процессов извлечения золота из упорных золотосодержащих материалов 100
4.1. Создание способов рудоподготовки с использованием отходов деревообрабатывающей промышленности 100
4.2. Использование комплексных добавок на основе отходов масложирпроизводства для интенсификации процессов переработки золотосодержащих руд 109
4.3. Технико-экономическая оценка эффективности технологических схем с применением интенсифицирующих добавок . 118
5. Заключение 125
6. Список используемых источников 127
7. Приложения: 139
- Тенденции и проблемы переработки золотосодержащих руд на современном этапе
- Исследование кинетики измельчения руд
- Исследование эффективности воздействия реагентов на измельчение
- Технико-экономическая оценка эффективности технологических схем с применением интенсифицирующих добавок
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время переработка всех типов золотосодержащих руд (сульфидный, глинистый, преимущественно окисленный и смешанный) осуществляется по цианистой, флотационно-цианистой или гравитационно-флотационно-цианистой схеме. Обычно данным способом перерабатывается легкообогатимое сырье, из которого высокое извлечение достигается благодаря высокому содержанию открытых сростков золота в руде. Цианидный способ переработки не позволяет получить высокие показатели извлечения вкрапленного и ассоциированного тонкодисперсного золота (от 20 до 60%). Повышение эффективности извлечения до 80–90 % и более достигается в случае использования предварительной обработки упорных руд: термохимическое, гидрохимическое, бактериально-химическое вскрытие; электрохимическая обработка пульпы, облучение руд энергией ускоренных электронов, воздействие мощными электромагнитными импульсами, электроимпульсный способ разрушения минералов, предварительная механохимическая активация руд, воздействие микроволновой энергией и др.
В настоящее время при состоянии экологической обстановки на горно-обогатительных предприятиях Хабаровского края, прогрессирующем снижении добычи сырья, ухудшении качества перерабатываемых руд (за последние 20 лет доля труднообогатимых руд возросла с 15 до 40 %), вопросы рудоподготовки являются весьма актуальными. Существующие методы интенсификации подготовительных процессов требуют определенных условий для их эффективного проведения, энергозатратны, сложны в реализации в промышленных условиях. Изыскание новых технологических методов рудоподготовки, не требующих капитальных вложений, является актуальной задачей, на решение которой направлена данная диссертационная работа.
В диссертационной работе обобщены результаты исследований, проведенных автором в соответствии с госбюджетными темами Института горного деле ДВО РАН: на 2000-2005 гг. «Создание новых и совершенствование применяемых методов и технологий извлечения ценных компонентов из минерального сырья Дальневосточного региона» (ГР № 01960003059), и на 2006-2008 гг. «Создание научных основ новых методов и технологий обогащения полезных ископаемых» (ГР № 01.2.006 13510), инновационным проектом № 22-ИН-07 (2007-2008 гг.) «Разработка технологии и оборудования для переработки техногенных золотосодержащих продуктов», при выполнении договорных работ с производственными предприятиями: Многовершинный ГОК, ООО «РОС-ДВ», ОАО «Амурметалл».
Цель работы – научно обосновать и реализовать рациональные технологические методы измельчения упорных золотосодержащих руд, позволяющие повысить эффективность их обогащения.
Объект исследования – руды Многовершинного и Албазинского месторождений.
Предмет исследования – процесс измельчения труднообогатимых золотосодержащих руд при их подготовке к обогащению.
Идея работы заключается в том, что рациональное измельчение труднообогатимых золотосодержащих руд достигается путем их предварительной физико-химической обработки, позволяющей осуществлять эффективное управление технологическими свойствами перерабатываемой минеральной массы.
Для достижения поставленной цели решались следующие основные задачи:
1. Выявить закономерность изменения кинетических и энергетических характеристик упорных золотосодержащих руд в результате комплекса физико-химических воздействий на минеральную массу.
2. Определить характер разрушения основных классов крупности измельчаемых руд с выявлением труднораскрываемых зерен.
3. Установить возможность управления процессом измельчения золотосодержащих руд при использовании физико-химического воздействия, осуществляемого на основе минеральных и органических добавок на стадии измельчения.
4. Разработать рациональные методы измельчения упорных золотосодержащих руд.
Методы исследований. Анализ литературных и патентных источников, лабораторные исследования процессов измельчения, флотации, гравитации, цианирования материалов; атомно-абсорбционный и фотоколориметрический методы, спектральный, рентгенофлуоресцентный, рациональный, морфологический, петрографический анализы; рентгеновская дифрактометрия, масс-спектрометрия с индуктивно связанной плазмой, экспресс – анализ гранулометрического состава и удельной поверхности; электронная микроскопия, статистические методы обработки результатов эксперимента.
Защищаемые научные положения:
-
Выявленная закономерность изменения кинетических и энергетических характеристик упорных золотосодержащих руд позволяет (на основе анализа полуэмпирических моделей) оценить степень разупрочняющего и разрушающего на них комплекса физико-химических воздействий.
-
Рациональные методы измельчения упорных золотосодержащих руд, основанные на интенсификации процессов измельчения реагентами, способствуют повышению эффективности их переработки.
Научная новизна работы:
1. Установлена закономерность изменения кинетических и энергетических характеристик упорных золотосодержащих руд в результате комплекса физико-химических воздействий на минеральную массу и получены математические выражения, которые представлены зависимостями:
а) n, где – выход готового класса крупности, %; – время измельчения, мин.; n – коэффициент, определяемый методом линеаризации кинетических кривых, характеризующий порядок процесса измельчения; k – коэффициент измельчения, изменяющийся в зависимости от вещественного состава руды.
b) , где С – расход реагента, г/т; m – коэффициент, определяемый методом линеаризации кинетических кривых, изменяющийся в зависимости от применяемых интенсифицирующих добавок при измельчении.
2. В целях оценки энергетической характеристики процесса измельчения руд получено уравнение расчета величины удельной поверхностной энергии , определяющейся соотношением энергии, затраченной на измельчение руды, к приросту удельной поверхности измельченной рудной массы; при этом установлено, что добавка эффективного реагента – борнилацетата способствует снижению удельной поверхностной энергии в 1,2 раза.
3. Установлено, что добавка эффективных реагентов в процесс измельчения – борнилацетата и комплекса ПАВ-1, способствует раскрытию «упорных» минеральных зерен (извлечение золота при сорбционном цианировании руды Многовершинного месторождения с применением борнилацетата повышается на 8%, при флотации измельченной руды Албазинского месторождения с реагентом ПАВ-1 извлечение золота во флотационный концентрат повышается в 1,7 раза).
4. Разработаны рациональные методы интенсификации процесса измельчения упорных золотосодержащих руд с использованием комплексных добавок на основе отходов производства.
-
Установлены оптимальные технологические режимы измельчения упорных золотосодержащих руд на основе анализа полученных математических моделей, имеющих вид: Y = 58,41 + 0,86x1 + 10,71x2 + 11,39x3 (добавка в измельчение борнилацетата); Y = 39,64 + 2,46x1 + 20,22x2 + 9,97x3 + 14,63x2x3 (добавка в измельчение ПАВ-1).
Практическая ценность работы заключается в том, что экспериментально установлен ряд реагентов - интенсификаторов процессов измельчения упорных золотосодержащих руд, на его основе разработаны эффективные комплексные добавки и установлены оптимальные параметры их применения, способствующие стабилизации гранулометрического состава и технологических свойств измельчаемого материала. Разработаны рациональные методы рудоподготовки золотосодержащих материалов, позволяющие повысить технологические показатели обогащения.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов обеспечены представительным объемом экспериментальных исследований на стадии лабораторных и полупромышленных исследований; корректной постановкой и решением задач исследований процесса измельчения материалов, подтверждены удовлетворительной сходимостью результатов аналитических расчетов с данными, полученными экспериментальным путем (относительная погрешность сопоставимых результатов аналитических, лабораторных и полупромышленных исследований не превышает 5 %).
Реализация результатов работы. Основные результаты обоснований и разработок по оптимизации режимных параметров технологической схемы обогащения при измельчении и переработке руд приняты к внедрению горно-обогатительными предприятиями: ЗАО «Многовершинное» – результаты исследований по сорбционному цианированию с предварительным измельчением руды с использованием борнилацетата, по определению оптимального расхода гидроксида натрия в измельчительном переделе; ООО «РОС-ДВ» – результаты по оптимизации режимных параметров технологической схемы обогащения при измельчении руды Дурминского месторождения. Результаты работ реализованы также в учебном процессе в ТОГУ (Тихоокеанском Государственном Университете). Рекомендации по технологии рудоподготовки с применением интенсифицирующих добавок использованы при исследованиях обогатимости упорных золотосодержащих руд при выполнении хоздоговорных работ.
Апробация работы. Основные положения и отдельные разделы диссертации докладывались и получили положительные оценки на Международном совещании «Современные проблемы обогащения и глубокой комплексной переработки минерального сырья» (Владивосток, 2008 г.); на V, VI, VII Конгрессах обогатителей стран СНГ (Москва, 2005, 2007, 2008 гг.); на Международной конференции «Гидрогеология, инженерная геология, геокриология и геоэкология Забайкалья и сопредельных территорий» (Чита, 2008 г.), на «Неделe горняка – 2006, 2007, 2008»; на Международной научной конференции «Проблемы комплексного освоения георесурсов» (Хабаровск, 2007 г.); на Международном симпозиуме «Принципы и процессы создания неорганических материалов» (III Самсоновские чтения, Хабаровск, 2006 г.); на Международном совещании «Направленное изменение физико-химических свойств минералов в процессах обогащения полезных ископаемых» (Плаксинские чтения, Петрозаводск, 2003 г.); на Международной научно-практической конференции «Проблемы комплексного освоения минерального сырья Дальнего Востока» (Хабаровск, 2005 г.), на научных семинарах в ИГД ДВО РАН - 2001-2008 гг.
Личный вклад автора:
- анализ и обобщение отечественного и зарубежного опыта рудоподготовки упорных золотосодержащих руд;
- проведение экспериментальных исследований процессов измельчения с применением интенсифицирующих добавок, обработка и анализ полученных результатов, установление закономерностей изучаемых процессов;
- разработка способов интенсификации измельчения упорных золотосодержащих руд;
- технико-экономическая оценка эффективности технологических схем с применением интенсифицирующих добавок на стадии измельчения.
Публикации. По материалам диссертации опубликовано 20 работ, в том числе в рецензируемых изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России - 10, получено 5 патентов на изобретение.
Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из 105 наименований. Работа изложена на 126 страницах компьютерного текста, включает 38 таблиц, 35 рисунков и 5 приложений на 19 страницах.
Автор выражает глубокую благодарность научному руководителю Т. Н. Александровой, искренне благодарит профессора, д.т.н. Г. В. Секисова за научное консультирование в процессе выполнения работы, а также выражает свою признательность сотрудникам лаборатории «Процессов извлечения полезных компонентов из руд и россыпей» ИГД ДВО РАН за оказанную помощь при проведении экспериментальных работ.
Тенденции и проблемы переработки золотосодержащих руд на современном этапе
Рациональное использование природных ресурсов и охрана окружающей среды все в большей степени зависят от состояния техники и технологии первичной переработки минерального сырья. В настоящий момент выявился ряд серьезных противоречий между изменением характера минерально-сырьевой базы, т. е. необходимостью вовлечения в переработку труднообогатимых руд, экологически обостренной ситуацией в горнопромышленных районах и состоянием техники, технологии и организации первичной переработки минерального сырья [1].
Состояние минерально-сырьевой базы золота (запасы коренных месторождений составляют около 53,4 %), значительные прогнозные ресурсы свидетельствуют, что в перспективе коренные руды будут являться основным источником получения золота [2]. Ведущее место в запасах (62,4 %) занимают месторождения золотосульфидно-кварцевых прожилково-вкрапленных руд в уг-леродисто-теригенных комплексах, которые образуют крупные объекты, пригодные для создания рудников большой производительности [3].
Появились категории так называемых труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующиеся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими технологическими свойствами минералов, что сказывается на эффективности технологических показателей обогащения по традиционным технологиям [1]. За последние 20 - 25 лет содержание золота в рудах снизилось в 1,2 раза. Согласно [2] 30 - 40 % связано с наличием сростков, 30 — 35 %-с присутствием тонких частиц размером менее 40 мкм. Такое минеральное сырье требует более тонкого измельчения с максимальным раскрытием сростков.
Большинство новых месторождений представлено труднообогатимыми золото-мышьяк-серосодержащими рудами. Примерами таких месторождений в Дальневосточном регионе могут служить Майское, Нежданинское, Наталкин-ское, Албазинское, Учаминское, Лебединое, Куранахское, Маломырское, Кю-чус, Ледяное, Колчеданный Утес, Березитовое, Кировское, Золотая Гора, Верх-немынское, Придорожное, Жильное, Буровое, Ягодное, Ионинское, Хаканд-жинское и др.
Руды такого типа соответствуют категории особо упорных руд (по отношению к процессу цианирования) по классификации Иргиредмета, т. к. имеют высокие коэффициенты физической и химической депрессии и отличаются повышенной сорбционной активностью [4].
Основными причинами упорности золотосодержащих руд являются: тонкая вкрапленность золота в плотных, нерастворимых минералах (пирит, ар-сенопирит, окисленные минералы железа), а также присутствие в рудах химически активных примесей, расстраивающих процесс цианирования. К числу последних относятся минералы, содержащие химические соединения сурьмы, меди, мышьяка, двухвалентного железа. Отрицательно на процесс цианирования золотосодержащих руд влияют поверхностно активные вещества, например, углистые сланцы, сорбирующие из растворов золото и серебро [5]. Трудами отечественных ученых изучено влияние примесей на скорость перехода золота в раствор при цианировании. Показано, что примесные компоненты являются поглотителями цианидов. Они увеличивают расход реагентов и существенно снижают скорость растворения золота. В присутствии примесей золото покрывается пассивирующей пленкой оксидного типа [6]. Наиболее упорными являются руды, золото в которых находится в состоянии тесной ассоциации с сульфидами железа, образуя в них тонкие включения, недоступные для воздействия цианидных растворов. Обогатительные процессы становятся бессильны при переработке руд с субмикрозернистой структурой. Основное противоречие современного состояния сырьевой базы и традиционной технологии первичной переработки - необходимость вовлечения в эксплуатацию руд, которые невозможно раскрыть на минеральные фазы, следовательно, невозможно обогатить. Наиболее кардинальным решением этого противоречия является переработка таких типов руд в условиях горно-металлургических комбинатов, когда в цикле обогащения в концентраты выделяется только легкообогащаемая часть ценных минералов, а нераскрытые минеральные агрегаты (в виде промежуточного продукта) направляются в металлургический цикл. Степень концентрирования минерального сырья при первичной переработке, после которой целесообразно его передавать в металлургический передел определяется для каждого конкретного месторождения отдельно с учетом особенностей минерального состава и структуры руды. Оптимальное качество концентрата, при котором дальнейшее обогащение не эффективно, а в ряде случаев и бессмысленно, должно уточняться расчетом от добычи руды до получения конечной продукции [7].
В этих условиях первостепенное значение приобретает повышение полноты и комплексности обогащения полезных ископаемых на основе создания высокоэффективных, экологически безопасных технологий. Решение должно основываться на интенсификации действующих и создании новых способов извлечения компонентов из труднообогатимых руд на базе новейших достижений фундаментальных наук, на комбинировании обогатительных и химико-металлургических процессов [1].
Вопросам разработки и совершенствования технологий вскрытия и извлечения золота из пирит-арсенопиритовых руд посвящено множество научно-исследовательских, экспериментальных и прикладных разработок, однако предлагаемые к внедрению и действующие технологические схемы сложны в техническом исполнении: раздельное складирование хвостов и промежуточных продуктов; осуществление тонкого измельчения всей рудной массы, организация 100 % оборотного водоснабжения; ужесточение контроля за качеством сбросных вод и т. д. [8], [9].
Выбор наиболее рационального метода переработки упорных золотосодержащих руд для каждого конкретного объекта осуществляется из совокупности следующих факторов: минеральный состав исходного сырья и форма нахождения золота в руде; извлечение золота в конечную товарную продукцию; защита окружающей среды от воздействия токсичных отходов.
В основном, технологические схемы перерабатываемых руд Дальневосточного региона содержат следующие этапы переработки: рудоподготовка, механическое обогащение, химико-металлургическая переработка, аффинаж или рафинирование.
Отказ предприятий от гравитационных процессов перед цианированием в ряде случаев приводит к снижению сквозного извлечения золота и накоплению в хвостах цианирования свободных мелких, раскрытых золотин.
Несмотря на значительное количество научно-технических решений и предложений, среди металлургических процессов извлечения золота на предприятиях продолжают использовать или предлагают при разработке проекта технологию цианидного вскрытия золота. Введение в эксплуатацию забалансовых месторождений и отходов горно-обогатительных предприятий делает цианирование экономически невыгодным. Для такого типа руд наиболее перспективными являются способы кучного и подземного выщелачивания, что предъявляет более жесткие требования к токсичности используемых растворителей. Опытно-промышленные установки KB на территории Дальнего Востока введены в эксплуатацию на Куранахском, Лопуховском, Самолазовском, Таборном, Межсопочном рудных полях в Якутии, Комсомольской залежи в Хабаровском крае, Покровском и Бамском в Амурской области и др. [10]. Однако технология KB при всех своих преимуществах имеет ряд недостатков, ограничивающих область ее применения. При выщелачивании не извлекается золото, заключенное в кварце и тонковкрапленное в пирите [11].
Исследование кинетики измельчения руд
Рассмотрим процесс измельчения с позиции выхода технологически готового класса крупности -0,1 +0 мм.
В процессе измельчения рудная масса испытывает комплекс физико-химических воздействий: механическую (сухое измельчение), гидратирующуго (мокрое измельчение) и химическую (измельчение с использованием химических реагентов) составляющую энергии разрушения измельчаемого материала. Для оценки степени разупрочняющего и разрушающего комплекса физико-химических воздействий на измельчаемый материал рассмотрим каждую составляющую энергии разрушения в отдельности.
Предположим, что процесс измельчения отвечает уравнению:
где R - выход готового класса крупности, %; t — время измельчения, мин.; п — коэффициент, определяемый методом линеаризации кинетических кривых, характеризующий порядок процесса измельчения; к - коэффициент измельчения, изменяющийся в зависимости от вещественного состава руды.
При механическом воздействии разрушающей энергии на измельчаемую массу первичные кривые имеют вид, представленные на рисунке 3.1.
С целью выявления закономерностей измельчения при разном способе воздействия на руду проведем анализ первичных кинетических зависимостей, определим константу процесса измельчения {к), установим порядок процесса путем последовательной линеаризации первичных кривых измельчения в различных координатах. Для определения константы процесса измельчения (к) используем коэффициенты из уравнения полинома 3 степени (полученного при линеаризации первичных кривых измельчения) для построения касательной.
Из уравнения касательной находим значение константы кинетики измельчения (сухое измельчение):
руда Многовершинного месторождения — к = 7,5485;
руда Албазинского месторождения - к = 26,16;
руда Бургуликанского месторождения - к = 26,11;
руда месторождения Будюр — к — 22,78.
При определения порядка уравнения путем последовательной линеаризации первичных кривых измельчения в различных координатах получим допустимый коэффициент аппроксимации кинетических зависимостей при построении в координатах (y) R - t(x) (рис. 3.2).
При удовлетворительной сходимости коэффициента аппроксимации при построении графика в координатах (y) R - t(x) - порядок уравнения - 0,5.
Следовательно, при механическом воздействии разрушающей энергии на измельчаемый материал закономерность измельчения выражается уравнением
Проведение мокрого измельчения дает дополнительное воздействие гид-ратирующей части. На рисунке 3.3 представлены первичные кинетические кривые при мокром способе измельчения.
При проведении аналогичных преобразований получим уравнение, описывающее процесс измельчения при совместном воздействии механической и гидратирующей составляющей.
Из уравнения касательной находим значение константы кинетики измельчения (мокрое измельчение): руда Многовершинного месторождения - к= 11,075; руда Албазинского месторождения — к— 24,111; руда Бургуликанского месторождения - к= 26,114; руда месторождения Будюр - к = 78,125.
В результате, получим уравнение кинетики для процесса сухого и мокрого измельчения:
При сухом способе измельчения (воздействие механической составляющей) - п = 0,5; при дополнительном воздействии гидратирующей составляющей — п = 2.
Поверхностно-активные вещества, адсорбируясь на поверхности разрушаемого минерала, понижают поверхностную энергию и оказывают влияние на механические характеристики материала, что, в свою очередь, способствует увеличению скорости процесса измельчения.
Для интенсификации процесса измельчения пробы месторождения руды Многовершинное проведены работы по определению влияния гидроксида натрия (при расходе 50, 100, 300 г/т) на выход готового класса крупности [98], [99].
Из уравнения касательной находим значение константы кинетики измельчения с применением гидроксида натрия при разном расходе реагента при измельчении руды Многовершинного месторождения, г/т:
0 г/т -к =11,075;
50 г/т - = 24,412;
100 г/т-=23,408;
300 г/т-=11,023.
При определении порядка концентрации реагента величина коэффициента аппроксимации приобретает удовлетворительные значения при построении кривых измельчения в координатах -JR - t(x) — коэффициент т — 0,5.
Исследование эффективности воздействия реагентов на измельчение
Данный этап работ выполнен на материале Албазинского месторождения. В качестве добавок использованы: хлористый натрий, карбонат натрия, гидро-ксид натрия, гидрокарбонат натрия, борнилацетат, комплексы поверхностно-активных веществ ПАВ, йод, хлористый натрий, сернистый натрий, техароп №70, отбельная глина, «ФУЗ».
В таблице 3.6 приведены данные по выходу готового класса крупности (-0,1 +0 мм) при разных способах воздействия на руду.
В данной анализируемой группе максимальный эффект достигается при применении: отбельная глина - 50 г/т, NaOH - 50 г/т; минимальный: Na2C03 — 100 г/т.
Итого по группе 1: средний относительный эффект добавок, %/мин. по группе 1 - 4,72; средний логарифмический показатель (коэффициент измельчения) - 0,2839.
Группа 2 - комплексные добавки
Средний относительный эффект добавок, %/мин. по группе 2 - 4,221; средний логарифмический показатель (коэффициент измельчения) - 0,2755.
В данной анализируемой группе максимальный эффект достигается при применении: NaOH - 50 г/т, Na2S - 10 г/т, 12 - 50 г/т; минимальный - NaOH -100 г/т, Na2S-30r/T.
На рисунке 3.29 показана зависимость показателей процесса измельчения от вида добавки для группы 2.
Итого по группе 3: средний относительный эффект добавок, %/мин. по группе 3 - 4,089; средний логарифмический показатель (коэффициент измельчения)— 0,2735.
В данной анализируемой группе максимальный эффект достигается при применении комплекса ПАВ-1; минимальный — техаропа - 100 г/т.
Итого по группе 4: средний относительный эффект добавок, %/мин. по группе 4 - 4,3822; средний логарифмический показатель (коэффициент измельчения) - 0,279.
В данной анализируемой группе максимальный эффект достигается при применении добавки «ФУЗ» - 100 г/т; минимальный — отбельной глины - 100 г/т (не омыленной).
Итого по группе 5: средний относительный эффект добавок, %/мин. по группе 3 - 4,5224; средний логарифмический показатель (коэффициент измельчения)-0,2812.
В данной анализируемой группе максимальный эффект достигается при применении № 24; минимальный - № 25.
По результатам сравнения эффективности групп реагентов можно сделать вывод об их эффективности по группам: щелочные добавки (отбельная глина -50 г/т, NaOH - 50 г/т), на основе галогенидов (NaOH - 50 г/т, Na2S - 10 г/т, 12 -50 г/т), на основе отходов масложипроизводства («ФУЗ» - 100 г/т), поверхностно-активные вещества - комплекс ПАВ-1.
Технико-экономическая оценка эффективности технологических схем с применением интенсифицирующих добавок
Произведем расчет срока окупаемости предлагаемой схемы процесса измельчения на основе применения интенсифицирующей добавки с планируемым объемом выпуска продукции 1200.000 т в год. Объемы выпускаемой продукции зависят от возможностей технологического оборудования, инвестиций и емкости рынка. В дальнейшем уровень инвестиций является заданной величиной. В таблице 4.17. сведены расходы по первоначальным инвестициям:
Первоначальные инвестиции Ип составят - 1377000 руб. Цена в расчете на годовой выпуск составит :
Ц = 7567 725000 руб/кг= 5486075000 руб/год,
Себестоимость продукции в расчете на годовой выпуск - 3151656 руб./год. Тогда прибыль за год составит П - 5482923344 руб./год и годовой доход Дг = 5482923344 / 0,3 = 1644877003 руб./год.
Реальные доходы будут изменяться по годам с учетом инфляции, которая принимается на уровне среднего процента за соответствующий год. При условии равных доходов по годам, реальные доходы будут уменьшаться и составят :
ДгИі=Дг(1-Киі) (4.16)
где : Дг иі - доход за і — тый год выпуска продукции, руб. ; Дг - первоначальное значение за год, руб.;
К иі - коэффициент инфляции, в % по данным Минэкономики и Минфина (выбирается средний процент по годам). К и= 20%. Дгиі= 1644877003 (1-0,2) =13159016 руб.
Окончательная оценка срока окупаемости производится с учетом дисконтирования или с учетом разной ценности рубля сегодняшнего и завтрашнего. Данная разница возникает в силу того, что рубль, вложенный в дело сегодня, завтра будет равен рублю плюс доход, который он принес. Чем выше норма доходно 120 сти рубля, тем дороже рубль сегодняшний по сравнению с рублем завтрашним.
Чтобы учесть разноценность денег сегодняшних и завтрашних в расчетах следует умножать доходы с учетом инфляции Дг и; на коэффициенты дисконтирования, которые рассчитываются по формуле:
Кд І - 1/(1+Кб) (4.17)
Где Кд І — коэффициент дисконтирования і — того года;
Кб - темп изменения ценности денег(принимается на уровне среднего процента по банковским кредитам); Кб = 28% ; і - номер года с момента выпуска продукции. Кдг=1/(1+0.28) = 0.78
Кд i=l/(i+0.28) = 0.61
Тогда дисконтированные расходы ДГ ИДІ : ДГ„ДІ = ДГИІ КДІ
ДГвд1= 13159016 0,78= 10264032 руб. ДГ ид2 = 13159016 0,61 = 8026999 руб.
Срок окупаемости (Со) определяется из баланса инвестиций с одной стороны и совокупного дохода с другой, т.е. Со определяется из формулы:
Срок окупаемости Со = 1 месяц.
Поскольку реализация любого проекта связана с определенными рисками, предпочтение следует отдавать проектам с минимальным сроком окупаемости (ориентировочно границу можно установить в 3 года). Проекты по реализации продукции со сроком окупаемости менее 3 лет можно признать экономически выгодными, а с реализаций других проектов надо подождать, пока не изменятся условия, влияющие на доходность бизнеса. Проект по реализации продукции следует признать выгодным, так как срок окупаемости менее 3 лет.
