Студопедия

КАТЕГОРИИ:


Архитектура-(3434)Астрономия-(809)Биология-(7483)Биотехнологии-(1457)Военное дело-(14632)Высокие технологии-(1363)География-(913)Геология-(1438)Государство-(451)Демография-(1065)Дом-(47672)Журналистика и СМИ-(912)Изобретательство-(14524)Иностранные языки-(4268)Информатика-(17799)Искусство-(1338)История-(13644)Компьютеры-(11121)Косметика-(55)Кулинария-(373)Культура-(8427)Лингвистика-(374)Литература-(1642)Маркетинг-(23702)Математика-(16968)Машиностроение-(1700)Медицина-(12668)Менеджмент-(24684)Механика-(15423)Науковедение-(506)Образование-(11852)Охрана труда-(3308)Педагогика-(5571)Полиграфия-(1312)Политика-(7869)Право-(5454)Приборостроение-(1369)Программирование-(2801)Производство-(97182)Промышленность-(8706)Психология-(18388)Религия-(3217)Связь-(10668)Сельское хозяйство-(299)Социология-(6455)Спорт-(42831)Строительство-(4793)Торговля-(5050)Транспорт-(2929)Туризм-(1568)Физика-(3942)Философия-(17015)Финансы-(26596)Химия-(22929)Экология-(12095)Экономика-(9961)Электроника-(8441)Электротехника-(4623)Энергетика-(12629)Юриспруденция-(1492)Ядерная техника-(1748)

Определение ущерба от оставления целиков, эффективность возврата средств от реализации полученной руды, экономии от досрочной сдачи рудника в эксплуатацию




Установление величины ступени (шага) вскрытия. Определение ущерба от оставления целиков, эффективность возврата средств от реализации полученной руды, экономии от досрочной сдачи рудника в эксплуатацию.

Обычно при вскрытии рудных месторождений стволы в первую очередь на первую ступень проходят на 3-4 этажа и более. Последующая углубка стволов ведется не менее чем на 2 этажа, иногда с устройством концентрационных горизонтов через 2-3 этажа. В мировой практике имеются случаи, когда стволы проходятся сразу на 500-1000 м и более, а шаг углубки их составляет от 200-300 м до 1000 м и более, что соответствует 3-5, 10 и более этажей. нормами технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки (М.: Гипроцветмет, 1986) рекомендуется шаг вскрытия принимать таким, чтобы он обеспечивал работу рудника с проектной производственной мощностью не менее 8-12 лет.

Это имеет определенный смысл, так как лучше разведуется месторождение, больше вскрытые запасы, благодаря чему можно ритмичнее вести эксплуатацию месторождения. Часто снижаются затраты на проходку стволов, так как углубка их во вторую и последующие очереди обходится дороже примерно на 40%. Вместе с тем, следует помнить, что это – расход, иногда раньше времени, капиталовложений и труда. Поэтому вопрос об очередности проходки и углубки стволов может быть решен в данном конкретном случае на основе детальных технико-экономических расчетов.

Для сравнения обычно выбираются 3-5 вариантов, наиболее пригодных с точки зрения надежности и безопасности, возможности увеличения производственной мощности рудника и отработки перспективных запасов, сроков строительства и т.д. Один их этих вариантов принимается за базовый (рис. 25.1).

Для каждого из вариантов устанавливаются суммарные капитальные и эксплуатационные затраты. К капитальным затратам обычно относятся затраты на строительство зданий, сооружений, приобретение оборудования, а также на проведение капитальных горных выработок: основных, грузоподъемных, вспомогательных и вентиляционных стволов шахт, квершлагов, околоствольных дворов, рудоспусков, уклонов, спиральных съездов, штреков и др.

К эксплуатационным затратам при сравнении способов вскрытия относятся расходы на поддержание горных выработок, откатку и подъем массы, водоотлив, вентиляцию и др.

Важнейшее условие выбора глубины первой ступени (шага) вскрытия – обеспечение проектной производственной мощности рудника, достаточного фронта работ для вскрытия нижних горизонтов при наличии резерва вскрытых запасов не менее, чем на 3 года. Оптимальные ступени вскрытия и углубки обеспечивают минимум суммарных приведенных затрат на полное вскрытие и подготовку всего месторождения с учетом фактора времени вложения затрат и получения результатов разработки, когда

где r – число ступеней вскрытия; Е – срок строительства и отработки месторождения, лет; Е – норматив приведения разновременных затрат и результатов; ci – текущие затраты на i -ю ступень вскрытия, руб.; Кi – коэффициент эффективности капиталовложений в i -ю ступень вскрытия.

Рис. 25.1. Схема к определению основных параметров вскрытия месторождения

при разных вариантах ступени вскрытия:

n1 – погоризонтный способ вскрытия; n2 - способ вскрытия через три этажа на концентрационный горизонт; n3 – способ вскрытия через четыре этажа на концентрационный горизонт; n4 – вскрытие уклонами под самоходный транспорт; h1, h2, h3 – возможные высоты этажей; 1 – основной ствол; 2 – вспомогательный грузовой ствол; 3 – квершлаг; 4 – рудоспуски; 5 – спиральный съезд; 6 – рудное тело

 

Сначала для каждого варианта определялась первоначальная глубина разработки и капитальные затраты первой очереди. Затем объемы капитальных работ по углубке и подготовке новых горизонтов (второй очереди) и соответственно затраты на их выполнение.

Капитальные затраты с учетом фактора времени при одном из вариантов ступеней вскрытия составили

где r – число степеней вскрытия; Кв – коэффициент, учитывающий фактор времени; t1 – срок, по истечении которого с начала эксплуатации начинает осуществляться первая углубка стволов, лет; t2, …, tr – срок до второй и последующих углубок, лет.

В современных экономических условиях критерий приведенных затрат утратил свое значение. В качестве критерия оценки может быть принята величина суммы дисконтированной прибыли за какой-то расчетный период времени отработки месторождения или его участка за вычетом капитальных затрат на вскрытие и подготовку к выемке запасов с учетом разновременности капитальных и эксплуатационных затрат, возможного изменения производственной мощности рудника, а также величины извлекаемой ценности добываемой рудной массы. При каком-то базовом варианте эта сумма определится по формуле (руб.)

При каком-то другом варианте этот критерий будет иметь вид

.

В этих формулах: Абti и Аti - производственная мощность рудника при базовом и другом вариантах разработки в t- й год, т/год; цдбti и цдti - извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом и другом вариантах в t-й год, руб/т; Пргбt и Пргt - сумма прибыли при базовом и другом вариантах в t -й год в период эксплуатации, руб/год; сдбti и сдti - затраты на добычу и переработку при базовом и другом вариантах в t-й год, руб/т; Кбti - и Кti - затраты на выполнение капитальных работ, необходимых для вскрытия и подготовки к выемке запасов в t-й год в i-й ступени при базовом и другом вариантах, руб/год; tрб и tр - расчетный срок оценки при базовом и новом вариантах, лет; tрзб и tрз - время выполнения проходческих работ, необходимых для создания резерва вскрытия и подготовки к выемке запасов при базовом и другом вариантах; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.; Енt - коэффициент, учитывающий процентную ставку на банковский кредит для выполнения проходческих работ с целью создания вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов в t-й год, доли ед.

Капитальные затраты (руб.) на проведение выработок первой очереди (первой ступени вскрытия) можно определить по следующей формуле

где Н1 - первоначальная глубина отработки (первая ступень проведения стволов), м; h3 - глубина зумпфа, м; т1 - количество стволов (вертикальных и наклонных), проходимых в первую очередь; r1 - количество рудоспусков, проходимых в первую очередь; Sc и Sк - площадь сечения стволов и квершлагов, м2; сс и ск - затраты на проходку 1 м3 ствола и квершлага, руб.; сш и ср - затраты на проходку 1 м3 штрека и рудоспуска, руб.; п1 - количество основных и промежуточных квершлагов, пройденных до начала эксплуатации; Vo - объем выработок и камер околоствольных дворов основных и промежуточных горизонтов, м3; со - затраты на проходку 1 м3 камерных выработок околоствольного двора, руб.; сзсо - стоимость основных зданий, сооружений и оборудования (если они отличаются при сравниваемых вариантах вскрытия).

По аналогичным формулам можно определить капитальные затраты второй, третьей и последующей очередей. Только в этих случаях необходимо учесть фактор времени в соответствии с величиной лага. Например, затраты на первую углубку основных и вентиляционных стволов и проходку других вскрывающих и околоствольных выработок (вторую очередь проходки выработок), приведенные к началу работы рудника, могут быть определены по формуле (руб.)

где Н2 - величина шага (глубина) первой углубки стволов, м; m2 - количество стволов, проходимых или углубляемых во вторую очередь; r2 -количество рудоспусков, проходимых во вторую очередь; п2 - количество вскрываемых во вторую очередь этажей; Sу и су - площадь сечения углубляемых стволов и затраты на проходку 1 м3; t1 - срок строительства и эксплуатации рудника, по истечении которого осуществляется первая углубка стволов, лет.

Коэффициент, учитывающий фактор времени (перед скобками), означает, что эти затраты будут произведены не в текущем году, а спустя t1 лет.

Капитальные затраты на выполнение работ k-ой очереди определяются соответственно

где Нк - шаг углубки стволов к-й очереди, м; тк и пк - количество стволов и этажей при проведении работ в к-ю очередь; tк - время с начала строительства и эксплуатации рудника, по истечении которого начинаются капитальные затраты к-й очереди, лет.

Удельные капитальные затраты определяются по формуле (руб/т)

Стоимость проведения и крепления выработок и камер принимается по действующим справочным, нормативным или практическим данным, а стоимость оборудования - в соответствии с ценниками.

Аналогично может быть учтен фактор времени и для приведения эксплуатационных затрат. Приведенные во времени затраты на поддержание выработок первой очереди в течение t1лет определяются по формуле

где H1, Lк, Lш, Vo - длина выработок первой очереди: стволов, квершлагов, штолен, объем околоствольного двора; спс, спк, спш, спо, спр - стоимость поддержания 1 п.м. ствола, квершлага, штольни, рудоспуска, 1 м3 околоствольного двора, руб.

Затраты на поддержание выработок второй очереди в течение та лет (через t1 лет)

Аналогично определяются затраты на поддержание выработок 3-й, 4-й и последующих очередей, после чего определяется сумма всех этих затрат (общие приведенные затраты на поддержание выработок).

Затраты на откатку руды по квершлагам и штольням, перепуск руды, ее подъем и водоотлив в течение t1лет первого периода (первой очереди)

Затраты второго периода составят:

где А - производственная мощность рудника, т/год; сo, сш, ср, спод, св - затраты на откатку по квершлагу и штольне (руб/т-км), ее перепуск, подъем и водоотлив (на каждые 100 м высоты, руб/т); j - коэффициент водообильности, м3/т.

Аналогично могут быть найдены затраты третьего и последующих периодов. Затем определяется общая сумма приведенных по времени эксплуатационных затрат всех периодов. Сложив эксплуатационные затраты всех периодов (ступеней вскрытия) и разделив их на общую добычу, можно установить удельные эксплуатационные затраты. Подставив результаты определения суммы капитальных и разницу эксплуатационных затрат в основной критерий, можно найти вариант вскрытия, обеспечивающий максимальную эффективность.

При обосновании максимума прибыли за какой-то расчетный срок, в частности срок отработки месторождения, для выбора варианта шага вскрытия и подготовки необходимо учесть ущерб от потерь или временной консервации запасов руды в охранных целиках около вскрывающих выработок, ущерб от нарушения или временного отторжения под горные предприятия продуктивных земель, а также ущерб от влияния рудника на окружающую среду. Кроме того, следует учесть экономический эффект за счет более раннего ввода в эксплуатацию рудника и доведения его до проектной мощности. В некоторых случаях должен быть учтен возврат средств за счет реализации руды, попутной добычи от проходки выработок в пределах рудных тел (если объем таких работ достаточно велик).

Экономия от применения варианта шага вскрытия, обеспечивающего увеличение добычи руды и ускорение сдачи в эксплуатацию (руб/т), составит

где А, t, цд, i - производственная мощность рудника, срок его службы, извлекаемая ценность и затраты на 1 т добытой рудной массы при варианте вскрытия с большой производительностью и меньшем сроке строительства; Аб, tб, цдб, сдб - то же, при базовом варианте вскрытия; D t - разница в сроках строительства рудника (1-й очереди) при рассматриваемом варианте вскрытия по сравнению с вариантом, при котором срок строительства больше, лет.

При разработке богатых руд даже сравнительно небольшое сокращение сроков строительства рудника, сдачи его в эксплуатацию и увеличение добычи могут оказаться решающими факторами при выборе шага вскрытия.

Ущерб от потерь руды в охранных целиках около вскрывающих выработок или от временного оставления этих целиков на какой-то период времени довольно велик и определяется прежде всего величиной уменьшения на этот период производственной мощности рудника. Если площадь горизонтального сечения оставленного целика составляет долю q от общей горизонтальной площади рудной залежи, то и производственная мощность рудника сократится с Аб до примерно Аб (1- q) т/год. Вместе с тем, при оставлении у вскрывающих выработок охранных целиков могут быть значительно уменьшены объем проходческих работ (например, за счет сокращения длины квершлагов) и соответственно величина капитальных затрат, а также время строительства рудника (шахты), благодаря чему рудник начнет выдавать продукцию несколько раньше, чем при варианте без оставления охранного целика.

Себестоимость добычи руды при уменьшенной мощности рудника увеличится за счет доли j условно-постоянных затрат, но в тоже время уменьшится за счет снижения части затрат на амортизацию основных фондов и на поддержание выработок, вентиляцию и др. Допустим, что при базовом варианте вскрытия и подготовки (без оставления охранных целиков у вскрывающих выработок) время строительства рудника равно tбс лет, а при варианте или вариантах с оставлением охранных целиков значительно меньше и равно tс лет, тогда рудник начнет выдавать руду и получать прибыль на D t = tбс - tс лет раньше, чем при базовом варианте вскрытия и подготовки. Если сравнивать эти варианты по прибыли за какой-то одинаковый расчетный период времени, равный Т = tсб+tрб лет, то период получения прибыли при базовом варианте будет равен tрб = Т-tсб. Вполне вероятно, что в первые несколько лет фактор времени будет работать в пользу варианта с оставлением охранного целика. В дальнейшем эффективность вариантов с оставлением целика и без оставления может сравняться, а в силу разницы в извлекаемых запасах срок эксплуатации рудника при варианте без оставления целика может оказаться больше. Значительнее будет и общая сумма получаемой от разработки месторождения прибыли. Поэтому расчет при сравнении двух вариантов вскрытия должен осуществляться как по величине суммы прибыли (за вычетом кредитов на выполнение капитальных работ) за какой-то расчетный период для обоих вариантов, так и по величине общей суммы такой прибыли за весь период отработки месторождения, разный для разных вариантов вскрытия.

Если сравнение осуществляется для оценки схем и параметров вскрытия в течение какого-то расчетного времени, например, периода строительства рудника и первых лет его эксплуатации, в частности, периода окупаемости капиталовложений, то ущерб от оставления целика за tц лет составит (руб.)

или

В расчете на 1 т добычи ущерб будет равен (руб/т)

Из-за уменьшения производственной мощности рудника при варианте с оставлением целика себестоимость добычи и переработки руды увеличится и станет равной

В этих формулах: сдбt, сдt - затраты на добычу и переработку при вариантах производственной мощности рудника без оставления охранного целика руды и с оставлением его в t -й год, руб/т; j - доля условно-постоянных затрат в себестоимости добычи и переработки, доли ед.; цдбt и цдt - извлекаемая ценность добытой рудной массы при базовом варианте (без оставления целика) и при варианте с оставлением целика в t-й год, руб/т; Абt и Кбt - производственная мощность рудника и капитальные затраты при базовом варианте в t-й год, т/год и руб; Аt и Кt - то же, при новом варианте, т/год и руб.

Суммарный ущерб (руб.) составит

где tц - срок оставления целика до его выемки.

В расчете на 1 т рудной массы (для сравнения вариантов вскрытия)

Кроме того, количество производимой рудником продукции уменьшается в Абцдб / Аб (1- q) цд раз, что может привести к ущербу у потребителя (на заводе).

Иногда, особенно при ценных рудах, ущерб от оставления целика может быть настолько велик, что даже на еще действующем руднике целесообразнее погасить ствол, чтобы извлечь целик.

Если в целике руда беднее или богаче, чем в среднем по месторождению, то ущерб от оставления целика будет соответственно меньше или больше, поскольку увеличивается или снижается содержание металла в добытой рудной массе. Оно становится равным a '=(с-qсц) (1-Р)/(1- q), где с и сц - содержание металлов в балансовых запасах в среднем по этажу или месторождению и в запасах, оставленных в целике, %.

Часть ущерба от оставления целика компенсируется, если запасы его через какой-то период времени извлекаются. Эта компенсация равна эффекту от извлечения целика и определится по формуле

где tр-tц - срок, в течение которого рудник может работать по извлечению запасов целика, лет.

Компенсация от выемки целика может оказаться значительно меньше, чем ущерб от его оставления, так как, во-первых, она будет получена спустя tц лет, во-вторых, требует погашения старого ствола и сооружения нового, т.е. перерасхода капиталовложений. К тому же извлечь полностью запасы целика, как правило, не удается. Поэтому в большинстве случае необходимо стремиться к такому решению, чтобы охранные целики не оставлять.

 




Поделиться с друзьями:


Дата добавления: 2014-11-25; Просмотров: 1236; Нарушение авторских прав?; Мы поможем в написании вашей работы!


Нам важно ваше мнение! Был ли полезен опубликованный материал? Да | Нет



studopedia.su - Студопедия (2013 - 2024) год. Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав! Последнее добавление




Генерация страницы за: 0.009 сек.