«РОСЛАВЦЕВА Юлия Геннадьевна ОБОСНОВАНИЕ ОБЪЕМОВ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ ПОЭТАПНОЙ РАЗРАБОТКЕ МАЛЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ Специальность 25.00.21 – Теоретические основы проектирования горнотехнических систем ...»

Сегодня в России, по данным Комитета по природным ресурсам и охране окружающей среды [34], известно около 300 малых компаний действующих в золотодобыче, 160 – независимых малых и средних нефтяных компаний, сотни предприятий – в добыче общераспространенных полезных ископаемых и подземных вод, десятки предприятий – в добыче угля, рудных и других видов сырья.

1.4 Особенности горнотехнических условий малых месторождений Для дальнейших исследований в работе предлагается ввести понятие «малые месторождения», которые включают в себя мелкие и средние по запасам месторождения, длиной менее 10 км, площадью менее 5 км2, производственной мощностью карьера не более 100 тыс. т в год и сроком отработки – 10-15 лет.

К положительным сторонам разработки малых месторождений можно отнести то, что для их освоения не требуются широкомасштабные инвестиции. Капитальные вложения на строительство рудника, фабрики, поселка и покупку оборудования могут уложиться в пределах 450-1050 млн руб. [64]. Поэтому такие объекты представляют интерес как для небольших специализированных компаний, так и для местных предпринимателей. Ради извлечения прибыли небольшие компании готовы инвестировать свои средства в разработку малых месторождений.

Основные требования к разработке таких месторождений – это низкие вложения в основной и оборотный капитал. Эксплуатационные затраты должны обеспечить необходимую прибыль, позволяющую оплачивать кредиты, вносить необходимые налоги и сборы и возмещать вложенный капитал.

Малые месторождения, не редко, расположены в отдаленных и труднодоступных районах со слабо развитой инфраструктурой. Компании, решившие отрабатывать данные месторождения, вынуждены решать проблемы, связанные с восстановлением и строительством дорог для доставки оборудования и строительных грузов, обеспечения будущего производства необходимой энергией. Другая проблема связана с небольшим сроком деятельности добывающих предприятий. Дело в том, что небольшие запасы этих месторождений отрабатываются в течение 7лет (исключение составляют месторождения с общераспространенными полезными ископаемыми), в течение которых очень сложно полностью окупить вложенные в производство инвестиции. Немало трудностей вызвано горногеологическими характеристиками малых месторождений: сложные горнотехнические условия, небольшое содержание ценного компонента, невыдержанное качество пласта (угольные месторождения) и т.д.

Освоение запасов малых месторождений требует детальных маркетинговых исследований потребности в сырье или продукции из этого сырья с последующим технико-экономическим обоснованием оптимального варианта отработки данного месторождении. А среди технических задач большое значение занимают горногеометрические задачи, в ходе решения которых устанавливаются объемы горных работ в пределах контура карьера, выявляется динамика горно-геометрических характеристик карьерного поля с развитием фронта горных работ, рациональное распределение объемов работ по годам отработки.

Известные методы планирования открытых горных работ были направлены на месторождения с крупными запасами, на разработке которых применяются экскаваторы с масштабным навесным оборудованием и погрузкой в крупногабаритные автосамосвалы.

Для малых месторождений размеры карьерного поля требует применение мобильной малогабаритной техники, которая в настоящее время широким рядом представлена на рынке, планирование горных работ для малых предприятий требует разработки особых методик.

Отсюда следует, что при освоении малых месторождений методы моделирования технологического пространства горных работ должны учитывать специфику горнотехнических условий разработки месторождений, небольшой срок эксплуатации и предусматривающие применение малогабаритной и высокопроизводительной техники.

1.5 Цель и задачи исследования Для крупных месторождений многими исследователями доказано, что текущие затраты являются более значимым фактором, чем капитальные затраты на строительство карьера: выгоднее увеличить удельные капитальные затраты, чем допустить рост себестоимости в период эксплуатации [5, 14].

Профессор А.И. Арсентьев [5], излагая результаты своих основных идей и методов определения производительности и границ карьеров при установлении режима горных работ, указывает на необходимость выбора объемов горнокапитальных работ в качестве исходной точки в зоне регулируемого режима работ и, проведя исследования, доказывает, что объемы горно-капитальных работ имеют существенное влияние на эксплуатационный коэффициент вскрыши. Так, при увеличении объемов ГКР снижается эксплуатационный коэффициент вскрыши, и коэффициент неравномерности вскрышных работ становится более устойчивым.

Существующая методика расчета экономически эффективных объемов ГКР основана на принципе минимизации приведенных затрат, в которой рассматривается вариант ввода капиталовложений разновременно, при этом затраты приводятся к моменту окончания строительства. При этом капитальные вложения на конечный результат – дисконтированную чистую прибыль предприятия за весь срок отработки – не учитывается.

Особенностью разработки малых месторождений являются незначительные капитальные вложения, возможность получения прибыли до ввода предприятия в эксплуатацию.

Ранее финансирование горно-капитальных работ проводилось за счет государственных средств, и расходы гасились за счет себестоимости добытого полезного ископаемого. В настоящее время освоение новых месторождений происходит за счет инвестиций. Сроки и суммы возврата средств оговариваются непосредственно с инвестором и чаще всего составляют какой-либо процент от прибыли. При расчете прибыли одной составляющей – себестоимости – не достаточно, немаловажными факторами являются спрос продукции, ее качество, объем добываемой горной массы. В этом случае предприятие сталкивается с проблемой:

как обеспечить режим горных работ, позволяющий постоянно иметь прибыль.

В настоящее время сформированы несколько видов календарных графиков ведения вскрышных работ:

– постоянные объемы вскрышных пород в течение всего срока эксплуатации месторождения (равномерный график режима);

– перенос объемов вскрышных работ на будущие периоды освоения месторождения (ступенчато-возрастающий график);

– маневрирование извлекаемыми объемами вскрышных пород (ступенчатый график);

– выполнение больших объемов вскрышных работ в первые периоды эксплуатации карьера (ступенчато-убывающий график).

При разработке малых месторождений выбор графика режима горных работ в период проектирования позволит инвестору оценить будущий доход и риск вложения капитальных средств.

Поэтому разработка методов проектирования для условий малых месторождений, позволяющих обосновывать параметры элементов системы разработки и устанавливать соотношения объемов при подготовке и эксплуатации по критериям, учитывающим совокупность объемных, временных и экономических факторов, становится актуальной исследовательской задачей.

Выше сказанное определило цель настоящего исследования: обоснование и разработка метода распределения объемов горных работ при поэтапной разработке малых месторождений отрытым способом, обеспечивающей повышение эффективности проектных решений.

Идея работы заключается в том, что распределение объемов горных работ при поэтапной разработке следует проводить с учетом горнотехнических особенностей малых месторождений и разработанных методик проведения горногеометрического анализа.

При этом необходимо решить следующие задачи:

1. Адаптация существующих и разработка новых методов горногеометрического анализа для малых месторождений, позволяющих оперативно корректировать принятые проектные решения.

2. Анализ методов и способов определения объемов горно-капитальных работ.

3. Разработка метода определения объемов ГКР, адаптированного к условиям малого месторождения.

4. Обоснование выбора рационального режима горных работ с учетом объемов горно-капитальных работ и динамики производства.

Для решения поставленных задач был использован комплекс методов исследования: горно-геометрический анализ карьерных полей, динамическое программирование, технико-экономический анализ вариантов разработки месторождений. Теоретическая и методологическая основа работы состоит в анализе и обобщении трудов ученых в области проектирования разработки месторождений открытым способом и изучении способов обоснования объемов горноподготовительных работ.

1. Проведен анализ существующих классификаций месторождений полезных ископаемых, по результатам которого введено понятие «малые месторождения» – мелкие и средние по запасам месторождения, длиной менее 10 км, площадью менее 5 км2, производственной мощностью карьера не более 100 тыс. т в год и сроком отработки – 10-15 лет.

2. Обоснована актуальность исследования проблем распределения объемов горных работ при проектировании и эксплуатации малых месторождений полезных ископаемых.

3. Минерально-сырьевая база Иркутской области и Забайкалья имеет богатый потенциал в развитии такого сектора экономики как «малое горное предприятие».

4. Малые месторождения и месторождения-спутники имеют ограниченное технологическое пространство. На первоначальном этапе проектирования стоит проблема выбора рациональных параметров технологического пространства месторождения, которое будет учитывать изменяющиеся горнотехнические условия;

позволит при эксплуатации планировать горные работы во времени и пространстве, а также учесть все возможные корректировки проектных решений.

5. Назначена цель исследования: обоснование и разработка метода распределения объемов горных работ при поэтапной разработке малых месторождений отрытым способом, обеспечивающей повышение эффективности проектных решений.

2 Адаптация методик горно-геометрического анализа к условиям малого месторождения 2.1 Горно-геометрический анализ карьерных полей малых месторождений с крутопадающими залежами 2.1.1 Общие положения существующей методики Рабочая зона карьера, в которой производится выемка пустых пород и полезного ископаемого, формируется и перемещается в пространстве в соответствии с принятыми способами вскрытия, системой разработки и направлением развития горных работ. Конструкция и размеры рабочей зоны, направление и скорость ее перемещения определяют во многом интенсивность и эффективность разработки месторождения, так как от динамики рабочей зоны зависит распределение по годам эксплуатации карьера объемов добычи руды и выемки вскрышных пород и, следовательно, распределение затрат и прибылей и их дисконтированные суммы.

Проектирование карьеров связано с решением большого числа технических, технологических, экономических и технико-экономических задач.

Решением технических задач является исследование горно-геометрических условий, в ходе которого устанавливаются объемы полезного ископаемого, вскрышных пород в пределах контура карьера, выявляется динамика изменения горно-геометрических характеристик карьерного поля с развитием фронта горных работ и распределение объемов вскрышных и добычных работ.

Результаты горно-геометрического анализа служат основой для составления календарных графиков разработки месторождения, экономическая оценка которых служит для оптимизации технических решений. Экономическая оценка календарных графиков позволяет выбрать оптимальный вариант глубины и контуров карьера, производительности и срока службы месторождения, способа вскрытия и вида транспорта, системы разработки и способа механизации технологических процессов 68.

Фундаментальные основы методов проведения горно-геометрического анализа были заложены А.И. Арсентьевым 3, 5, В.В. Ржевским 44-47.

В проектной практике для анализа карьеров с крутопадающими месторождениями широко используется метод, предложенный профессором А.И. Арсентьевым 3. Сущность данного метода состоит в том, что определяются накопленные объемы вскрышных пород и полезного ископаемого для двух крайних случаев отработки месторождения: при угле рабочего борта равного = 0, а также при = max. В результате построения кривых для двух граничных случаев отработки карьера устанавливается зона регулирования распределения объемов вскрышных и добычных работ, в которой определяется оптимальный вариант отработки месторождения.

А.И. Арсентьев 3 рабочим бортом или частью борта карьера предлагает считать зону, составленную только рабочими уступами, т. е. уступами, на которых не закончены горные работы. Угол откоса рабочего борта карьера будет определяться как угол наклона к горизонту (рис. 2.1) плоскости АС, проведенной через нижние бровки нижнего и верхнего рабочих уступов карьера.

Следующим этапом предлагается выявить область возможных решений для установления рационального распределения объемов горных работ. Для этого рассматривается два крайних возможных случая отработки карьера.

1. Добычные и вскрышные работы в карьере производятся на максимально возможном количестве рабочих уступов с сохранением рабочих площадок минимальной ширины. Угол откоса рабочего борта постоянен и равен максимально допустимому мах (рис. 2.2, а).

2. Добычные и вскрышные работы производятся только на одном рабочем уступе до полной его отработки, а затем опускаются на заранее подготовленный нижележащий уступ и т. д. Рабочие площадки в этом случае будут максимальной ширины, а угол откоса рабочего борта 0 близок к нулю (рис. 2.2, б).

Максимально допустимый угол откоса рабочего борта где h – высота уступа, м;

– угол откоса уступа, градус;

Bmin – минимально допустимая в данных условиях ширина рабочей площадки, м.

Рис. 2.2 – Крайние возможные случаи отработки карьера:

В рассматриваемом условном месторождении максимальный угол откоса рабочего борта составит 15°.

Затем для месторождения подсчитываются объемы руды и пород для этих двух крайних случаев (в нашем случае mах = 15° и = 0) и строятся кумулятивные графики V = f(P) (рис. 2.3).

Если при отработке карьера придерживаться любого из намеченных крайних случаев, придется работать все время с переменным коэффициентом вскрыши, что нежелательно. Коэффициент вскрыши на графике зависимости характеризуется тангенсом угла наклона касательной к кривой V = f (P) в данной точке.

Значит, работа с постоянным коэффициентом вскрыши должна выражаться на графике прямой линией.

Рис. 2.3 – Изменение нарастающих объемов пустых пород в зависимости Далее предполагается, что можно будет работать с коэффициентом вскрыши равным среднему. Тогда изменение объемов пород отобразится прямой ОМ.

Линия ОМ лежит ниже кривой для mах, а это значит, что вскрышные работы не будут обеспечивать своевременного ухода забоев по мере углубления карьера.

Рабочие площадки станут чрезмерно узкими, и угол откоса рабочего борта будет превышать допустимую величину.

Очевидно, что возможные случаи работы с постоянным эксплуатационным коэффициентом вскрыши могут быть выражены прямыми, лежащими в области между кривыми V = f(Р) при max и 0. Количество вариантов ведения горных работ множество. Соответственно можно работать многими ломаными прямыми, лежащими в пределах области между кривыми для 0, и max, и разбивать работу карьера на большее количество этапов. При этом нужно руководствоваться технико-экономическими соображениями.

Полученная кривая для max действительна только для одного варианта развития горных работ. Если изменить направление углубления горных работ (способ вскрытия) и направление перемещения фронта, то нужно строить другую кривую. Кривая же для 0 будет одинаковой для всех возможных вариантов развития горных работ, если при этом не изменяются конечные контуры карьера.

Практика проектирования показывает, что из-за разнообразия условий залегания месторождений, способов вскрытия и систем разработки кривые для двух рассмотренных случаев не всегда дают возможность точно установить возможную область регулирования параметров рабочей зоны. Особенно это относится к случаям, когда эти две кривые пересекаются или же располагаются очень близко друг к другу [3, 5].

При формировании рациональных параметров рабочего пространства на малых месторождениях чаще всего зона регулирования имеет ограниченную область.

Это также подтверждается на примере проведения горно-геометрического анализа (ГГА) по методике А.И.Арсентьева для золоторудного месторождения «Бол. Чанчик».

Горно-геометрический анализ был выполнен для рудного тела №2. Рудное тело №2 приурочено к северной зоне Центрального участка месторождения.

Кварцево-рудная зона, в которой локализуется рудное тело №2, приурочена к верхней пачке среднедогалдынской свиты (R3dg22). Золотое оруденение в пределах этой зоны, также как и в южной зоне, носит штокверковый рассеянный облик.

Ширина этого штокверкого образования колеблется от 200 м в восточной части зоны до 50 м – в западной.

Элементы залегания рудного тела: азимут простирания 95, азимут падения 185, угол падения 65. По падению рудное тело №2 прослежено до глубины 90м, с резким выклиниванием на глубоких горизонтах. Прослеженная протяженность рудного тела по простиранию около 750 м. Мощность рудного тела № меняется от 7 до 14 м.

По результатам проведенного технико-экономического анализа было установлено, что отрабатывать месторождение экономически выгодно при бортовом содержании 0,8 г/т и минимальной мощности залежи 3,0 м.

Для данных кондиций на разрезах были очерчены контуры карьера и произведен ГГА (рис.2.4) с учетом элементов системы разработки, а именно:

Ширина рабочих площадок уступа при ведении взрывных работ принята в соответствии с параметрами буровзрывных работ (БВР), расстановкой горнотранспортного оборудования и тупиковой схемой подъезда автосамосвалов под погрузку.

где Вр – ширина развала, м;

С – расстояние от нижней бровки уступа до транспортной полосы, м;

Т – транспортная полоса, м;

П – полоса для размещения вспомогательного оборудования, м;

S – безопасное расстояние до призмы возможного обрушения, м;

Z – призма возможного обрушения, м.

где Н – высота уступа, м;

у, – углы устойчивого и рабочего откоса уступа.

Ширина разрезной траншеи определена из условия проходки ее экскаватором, а также кольцевой схемы подачи автосамосвала под погрузку и составляет:

где Ra – радиус разворота автосамосвала, м;

bа – ширина автосамосвала, м;

lа – длина автосамосвала, м;

mб – безопасное расстояние, м.

Результаты расчетов накопленных объемов при максимальном и минимальном углах рабочей зоны представлены в таблицах 2.1, 2.2.

Таблица 2.1 – Накопленные объемы вскрышных пород и полезного ископаемого при = Горизонт разработки Таблица 2.2 – Накопленные объемы вскрышных пород и полезного ископаемого при = Горизонт разработки По результатам ГГА был построен график накопленных объемов (рис. 2.4).

Накопленный объем вскрышных пород, куб.м Как видно из рис. 2.4, кривые = min и max пересекаются, что препятствует возможности установления области регулирования параметров рабочей зоны на завершающих горизонтах.

Для преодоления такой ситуации в работе 5 предлагается расширение области регулирования распределения объемов вскрышных и добычных работ за счет изменения характера поверхности откоса рабочего борта. Рассматриваются пять возможных вариантов формы поверхности откоса рабочего борта при отработке крутопадающего месторождения и вскрытии карьера по борту лежачего бока (указано стрелкой на рис. 2.5).

1. Горные работы развиваются с сохранением максимального количества рабочих уступов и с соблюдением условия max. Для указанной на рис. 2.5 глубины работ откос рабочего борта изображается линией obdfa.

2. Горные работы производятся последовательно только на одном уступе и угол откоса рабочего борта близок к = 0. В этом случае откосом рабочего борта является линия obpc.

3. Горные работы от разрезной траншеи оb до контакта с породами другого борта (точка р) производятся на одном уступе, а левее рудного тела – на максимальном количестве уступов при max. Откос рабочего борта изображается линией obpk.

4. Горные работы от разрезной траншеи до рудного тела развиваются при max, а в левой части по породам при = 0. Откос рабочего борта представлен линией obde.

5. Горные работы от разрезной траншеи развиваются при max (линия bf).

Затем они останавливаются на временном нерабочем борту fl, сформированном под углом, а на верхних уступах начат разнос временного нерабочего борта под углом max (линия ls). Откос рабочего борта представлен линией obdfls.

Рис. 2.5 – Возможные варианты формы поверхности откоса рабочего борта Для всех этих вариантов вычисляются объемы работ по мере углубления карьера и на рис. 2.6 представлены кривые V = f(Р). Получается, что в случае, когда кривые для 0, и max располагаются близко друг к другу или же пересекаются, область возможных изменений функции может выходить за пределы этих кривых.

Рис. 2.6 – Область изменения функции V = f (P) для случаев, Опыт применения существующей методики горно-геометрического анализа для малых месторождений в традиционной постановке показал, что существует ряд моментов, требующих оптимизации:

– в предлагаемом методе нет четких указаний относительно первоначального положения горных работ и его влияния на результаты анализа;

– при изменении направления углубления горных работ и направления перемещения фронта возникает необходимость построения новой кривой V = f(P), так как не в полной мере отслежено влияние схемы вскрытия на распределение объемов при работе с max;

– кривые V = f(P) для двух случаев = max и = 0 не всегда дают возможность точно установить возможную область регулирования параметров рабочей зоны карьера. Особенно это относится к случаям, когда кривые для = max и = 0 пересекаются или же располагаются слишком близко друг к другу;

– изложенная методика нахождения угла откоса борта в любом месте кривой, лежащей в области между V = f(P) при = max и = 0, является грубо ориентированной. Отсюда возникает сложность в определении положения рабочего борта карьера по кривой V = f(P) в любой период времени;

–в настоящее время способ поэтапной отработки рассматривается как один из способов сокращения текущих объемов вскрышных работ. Для выявления влияния этапности в конечных контурах на распределение объемов вскрышных пород целесообразно перестроить схему горно-геометрического анализа таким образом, чтобы в ней учитывался вариант поэтапной отработки;

– методика трудоемка, особенно при нескольких вариантах вскрытия, и отсутствует унифицированный подход в проведении горно-геометрического анализа.

2.1.2 Расширение области регулирования параметров рабочей зоны В данной работе рассматривается методика горно-геометрического анализа, которая расширяет зону возможного регулирования распределения вскрышных и добычных работ, в результате чего создаются условия для исследования самых различных вариантов работ.

Это достигается за счет увеличения угла откоса рабочего борта карьера путем разделения карьера по высоте на рабочие зоны, состоящие из нескольких уступов. Число одновременно отрабатываемых уступов и ширина предохранительных площадок зависит от производительности и типа оборудования.

А. Содерберг и Д. Рауш 52 предлагают данным способом увеличить угол откоса рабочего борта карьера до 2430 (рис. 2.7).

В работе Б.П. Юматова и Ж.В. Бунина 75 рассмотрен принцип разделения карьера по высоте на рабочие зоны, состоящие из нескольких уступов. Данный принцип был использован на практике при выполнении проекта по реконструкции Ждановского карьера и в проекте строительства карьера Мукуланского. В этом случае карьер разбивается по высоте на рабочие зоны мощностью 60 м. Каждая 60 м зона объединяет 4 уступа и разделяется по высоте на два уступа высотой 30 м. Между уступами оставляется 20-метровая предохранительная площадка, выполняющая также функции транспортной бермы. Между 60-метровыми зонами оставляется рабочая площадка шириной 50 м. Авторы утверждают, что таким образом угол наклона рабочего борта можно увеличить до 34 (рис. 2.8).

Рис. 2.7 – Способ увеличения угла откоса рабочего борта карьера путем групповой отработки горизонтов (по А. Содербергу и Д. Раушу) Рис. 2.8 – Схема формирования рабочего борта при разделении карьера на К рассмотрению автором данной работы [48] предлагается измененная методика проведения горно-геометрического анализа:

1. Выбирается порядок развития горных работ, рассчитываются элементы систем разработки.

2. На разрезах наносятся границы карьерного поля, в пределах которых происходит разбивка его на этапы.

3. Для каждого этапа отстраивается борт погашения запасов в фиксированных границах.

4. Для двух порядков развития горных работ при угле рабочей зоны = 0 и угле откоса погашения запасов = max определяются погоризонтные площади вскрыши и полезного ископаемого.

5. Результаты расчетов сводятся в таблицу, по которой для обоих вариантов развития горных работ строятся графики V = f(P), в зоне которых выбирается оптимальный вариант распределения объемов горных работ.

Данная методика позволит снизить трудоемкость выбора оптимального распределения объемов вскрышных работ по сравнению с методикой А.И. Арсентьева [5], которая предполагает вначале выбрать направление развития углубки, затем определить объемы для каждого варианта, а затем в установленных рамках исследовать распределение объемов.

В предлагаемой методике устанавливается зона регулирования режима горных работ, в которой происходит исследование по принципам динамического программирования.

Например, при сдваивании 15-ти метровых уступов под рабочим углом (в примере 55°) и оставлением транспортной (предохранительной) бермы через каждые два горизонта угол откоса борта на момент погашения запасов составит (рис. 2.10). Ширина транспортной бермы зависит от вида применяемого транспорта и в данном случае при размещении двухполосной автомобильной дороги (рис. 2.9) ее ширина будет составлять 26 м.

Рис. 2.9 – Конструкция транспортной бермы: А – обрез, К – кювет, О – обочина, П – проезжая часть, В – защитный вал, Z – резервная берма безопасности, Данный вариант предусматривает установление расширенной зоны регулирования распределения объемов вскрышных и добычных работ, что позволит иметь возможность отрабатывать месторождение поэтапно (в рамках расширенной зоны возможен выбор распределения объемов горных работ).

2.1.3 Горно-геометрический анализ для условий малого месторождения Исследование результативности горно-геометрического анализа по существующей и предлагаемой методике для малых месторождений было проведено на примере железорудного месторождения Нерюндинское.

1. Характеристика месторождения Нерюндинское месторождение расположено на территории Усть-Илимского района Иркутской области, в 110 км северо-восточнее г. Усть-Илимск и одноименной железнодорожной станции. Ближайший населенный пункт – п. Ката – находится в 70 км. В районе месторождения имеются технологические дороги.

2. Геологическая характеристика участков недр Нерюндинское железорудное месторождение открыто в 1959 г., разведано в 1967-1971 гг. (до глубины 500 м) и в 1973-1977 гг. (до глубины 1200 м).

На месторождении выделяется крутопадающая рудная зона, которая выходит на поверхность и прослеживается до глубины 450-550 м, длина ее около 1100 м, средняя мощность 150-200 м.

Внутреннее строение весьма сложное и характеризуется тесным взаимоотношением различных типов руд (сплошных, бречкиевидных, вкрапленных), разделенных участниками слабо оруденелых и безрудных скарнов различных размеров.

Вся рудная залежь падает на юг под углом 70-75 градусов.

Руды крутопадающих тел характеризуются следующими технологическими показателями: содержание железа в концентратах – 6063 %, среднее извлечение – 75 %, содержание серы не превышает 0,053 %, фосфора – не более 0,086 %.

Концентраты хорошо агломерируются и окомковываются.

Запасы железных руд утверждены по категориям: В+С1 – 45 млн т при среднем содержании Feобщ – 20 %. Месторождение подготовлено к промышленному освоению.

Определение объемов вскрышных и добычных работ было проведено по одному характерному поперечному разрезу и плану карьера.

На одном разрезе наносятся положения рабочего борта на каждом горизонте для двух крайних случаев: =0° и = 15°(из принципа размещения необходимой рабочей площадки) и =32°(максимальный угол рабочей зоны, данным вариантом предусматривается отстройка выемочной зоны в пределах контуров рудного тела на горизонте, что обеспечивает полноту выемки полезного ископаемого). Поперечный разрез карьера представлен на рис. 2.11.

На каждом горизонте для всех случаев подсчитываются объемы горной массы, вскрышных пород и полезного ископаемого. Данные заносятся в таблицы 2.3, 2.4.

По данным таблиц 2.3, 2.4 строится график зависимости V=f(P) (рис. 2.12).

По одной оси откладывается нарастающий объем вскрышных пород V, вынимаемый по мере отработке карьера, а по другой оси – нарастающий объем добываемой при этом руды Р для случаев = 0°(кривая 1), = 32°(кривая 2) и = 15°(кривая 3). Из графика видно, что зона регулирования распределения объемов горных работ по методу А.И. Арсентьева очень узкая, а при использовании максимального угла рабочей зоны область регулирования параметров значительно расширяется, за счет этого количество вариантов распределения объемов горных работ возрастает.

Далее были соединены точки одинаковых горизонтов прямыми линиями (1-1', 2-2', и т.д.). Ясно, что при работе с каким-либо другим углом – большим минимального, но меньшим максимального значения, точка определяющая, например, второй горизонт, лежит на прямой 2-2'. Для нахождения места положения данной точки А.И. Арсентьевым [5] предложена следующая пропорция:

где lx – расстояние от точки 2 до точки нахождения второго горизонта при работе с углом рабочей зоны ;

l – расстояние между точками 2 и 2'.

С помощью данной пропорции без трудоемких вычислений объемов вскрышных пород и полезного ископаемого можно простроить кривую V = f(P) для любого из возможных значений угла откоса рабочей зоны. Однако профессор А.И. Арсентьев предупреждает, что указанная зависимость является грубо ориентированной, так как положения кривых V = f(P) для различных значений угла зависят от формы рудного тела и других факторов.

Таблица 2.3 – Объемы работ, выполненные на горизонтах Таблица 2.4 – Результаты расчетов объемов вскрышных пород и полезного ископаемого при =15° Гориполезного вскрышных ископаемого, полезного горной массы, породы, объем породы, зонт Исследуем, насколько данной пропорцией можно пользоваться на практике.

Для этого на графике 2.12 для угла = 15°, с использованием формулы 2.1 отстраивается кривая (4).

Как видно из графика, исходная кривая и кривая, отстроенная по формуле (2.1), имеют большое расхождение между собой.

Так замечено, что каждой точке, лежащей на прямой l (формула 2.1) соответствует свой объем вскрышных пород, отсюда следует, что в формулу 2.1 можно внести изменения и пропорция примет вид:

где l'– прямая, соединяющая точки одинаковых объемов вскрышных пород всех кривых;

lу – расстояние по прямой l' от точки соответствующей режиму работы с до точки кривой соответствующей режиму работы с.

Проверим эффективность данной пропорции, отстроив дополнительную кривую (5) на рисунке 2.12.

Из графика видно, что кривая, построенная по формуле 2.2, гораздо больше совпадает с действительным положением горных работ, чем кривая, построенная по формуле 2.1.

Рис. 2.12 – График распределения накопленных объемов полезного ископаемого и вскрышных пород: 1 – кривая, соответствующая режиму работы карьера с постоянным углом =0°; 2 – кривая, соответствующая режиму работы карьера с постоянным углом =32°; 3 – кривая, выражающая действительную зависимость при работе карьера с углом откоса рабочей зоны =15°; 4 – кривая, соответствующая режиму работы карьера с постоянным углом =15°, определенная по формуле 2.1; 5 – кривая, соответствующая режиму работы карьера с постоянным углом =15°, определенная по формуле 2. 2.2 Горно-геометрический анализ карьерных полей для пологих и горизонтальных залежей при транспортной или комбинированной системах разработки 2.2.1 Обзор существующих методик проведения горно-геометрического анализа при отработке пологих и горизонтальных залежей Минерально-сырьевая база Иркутской области представлена различными месторождениями, немалая часть которых имеет пологое и горизонтальное расположение залежи, в основном это угольные месторождения, отрабатываемые по бестранспортной, транспортной и комбинированной системам разработки.

Методические рекомендации по проведению горно-геометрического анализа для пологих и горизонтальных месторождений предложены В.В. Ржевским, М.Г. Новожиловым, М.С. Четвериком, Б.Н. Тартаковским 44, 29.

Методика проведения горно-геометрического анализа, предложенная В.В. Ржевским, заключается в следующем:

Согласно принятому направлению развития горных работ карьерное поле разбивается серией параллельных линий, которые фиксируют этапы горных работ. Число линий в простых условиях равно 6–8. В сложных условиях число линий равно 10–15 и более. Линии проводят через одинаковый интервал (рис. 2.13).

Фронт работ на каждой линии разделяют на участки одинаковой длины, в зависимости от масштаба чертежа и сложности планов изомощностей вскрыши и залежи участки могут быть длиной 10, 20, 50 мм. В середине каждого участка, пользуясь отметками изомощностей, проставляют значения мощности вскрыши и полезного ископаемого. Для каждого этапа эти значения соответственно суммируются, умножаются на длину участка и линейный масштаб. Полученные произведения откладывают в виде ординат полезного ископаемого и вскрышных пород на графике (рис. 2.14).

Рис. 2.14 – График горно-геометрического анализа карьерного поля для горизонтальной залежи: 1 – полезное ископаемое; 2 – вскрышные породы;

3 – текущий коэффициент вскрыши; 4 – протяженность фронта работ;

Площадь, заключенная между графиком полезного ископаемого, осью абсцисс и любой парой ординат, показывает объем извлекаемого полезного ископаемого при подвигании фронта работ в пределах этих этапов. Площади, заключенные между осью абсцисс и графиком вскрыши, показывают извлекаемые объемы вскрышных пород. Разделив средние для каждого этапа ординаты вскрыши на соответствующие ординаты полезного ископаемого, получим значения текущего коэффициента вскрыши.

Регулирование графика распределений объемов горных работ главным образом планируется производить за счет изменения расположения начального фронта и направления развития горных работ в пределах карьерного поля.

Возможные варианты развития горных работ (2-4) оценивают по минимальному текущему коэффициенту вскрыши в первоначальный период времени, загрузке основного оборудования, скорости подвигания фронта горных работ.

Данная методика присуща для варианта отработки только по бестранспортной системе разработки и не предусматривает распределение объемов вскрышных и добычных горных работ за счет изменения элементов системы разработки, которые можно осуществить при отработке карьерного поля по транспортной или комбинированной системам разработки.

Методика проведения горно-геометрического анализа, предложенная М.Г. Новожиловым, Б.Н. Тартаковским, М.С. Четвериком 29 решает проблему представления технологической взаимосвязи добычных и вскрышных работ, учитывая изменение горно-геологических условий. Идея методики заключается в представлении топографической поверхности для выбранных вариантов распределения объемов горных работ к виду, удобному для вычислений (определяются первообразные интегральные выражения при определении объемов, заключенных между топографическими поверхностями).

Для поверхности Z = F1 (L, l) в виде системы горизонталей (линиями уровня) определяется график интегральной кривой изменения объемов в зависимости от угла, т.е. первообразную внутреннего интеграла V d ( L cos, l sin )rdr.

Для этого область интегрирования разбивается двумя системами координатных линий r = const, = const. Этими линиями будут соответственно концентрические окружности с центром в полюсе и лучи, исходящие из полюса. При бесконечно малом приращении угла частичными областями будут криволинейные четырехугольники, ограниченные дугами концентрических окружностей и радиусами (рис. 2.15).

Рис. 2.15 – Схема к графическому интегрированию топографической Предположив, что мощность пласта полезного ископаемого (или мощность вскрышных пород) в пределах участка элементарно малого объема остается постоянной, тогда объем элементарной части, м3, можно определить по выражению:

где l – средняя величина подвигания на участке элементарного объема, м;

S1, S2 – площади вертикальных сечений соответственно по различным положениям радиуса-вектора, м2.

Затем строится график изменения площадей сечений в зависимости от средней линии подвигания фронта работ. Чтобы построить график, на прямой (оси абсцисс) откладывают элементарные средние длины подвигания фронта работ,......, n, а в каждой точке отрезка по оси ординат откладывают соответствующее значение площади сечения. Для удобства составления перспективного плана график изменения площадей сечений вскрыши строится ниже оси абсцисс.

При комбинированном (веерном и параллельном) перемещении фронта работ по оси абсцисс для параллельного перемещения откладываются условные положения фронта работ, а для веерного – средние длины подвигания фронта, по оси ординат откладываются соответствующие им значения площадей сечений.

При отработке свиты пластов или одного пласта, представленного различными сортами полезного ископаемого, графики изменения площадей сечений можно строить раздельно в соответствии с применяемыми технологическими схемами разработки или последовательно, соответственно геологическому строению.

При транспортной системе разработки объем вскрыши, м3, необходимый для вскрытия запасов, м3, В 3 О 4 f (l)dl, определяется по формуле Vг O 4 (l)dl, причем, как следует из приведенных выражений, для определения объемов вскрыши необходимо по заданной величине вскрытых запасов определить верхний предел интегрирования 04 (рис. 2.16, а). На рис. 2.16 кривые 1 и 3 – изменение площадей сечений по полезному ископаемому, кривая 2 – то же по вскрыше, а кривая 4 – то же по основному вскрышному уступу.

Рис. 2.16 – Схема планирования объемов горных работ: а – транспортная и бестранспортная, транспортно-отвальная и комбинированная системы с круглогодовым ведением вскрышных работ; б – сезонное ведение вскрышных работ; в – разработка свиты пластов Пределы интегрирования, характеризующие положения фронтов работ по вскрыше и добыче при бестранспортной, транспортно-отвальной и комбинированной системах разработки, определяются в зависимости от режима ведения вскрышных и добычных работ, а также параметров применяемого горнотранспортного оборудования.

Данная методика не нашла широко применения в проектной практике в виду своей трудоемкости в отсутствии точного порядка проведения анализа и возможности регулирования распределения объемов горных работ, а также из-за необходимости при анализе нового варианта вновь производить все расчеты.

2.2.2 Разработка методики проведения ГГА для пологих и горизонтальных месторождений при транспортной или комбинированной системах разработки К рассмотрению предлагается методика проведения горно-геометрического анализа применительно к пологим и горизонтальным залежам при транспортной или комбинированной системах разработки [62].

Исходными данными для проведения предлагаемого горно-геометрического анализа являются:

– краткая горнотехническая характеристика участка;

– топографический план поверхности участка;

– планы изомощностей вскрыши, полезного ископаемого;

– тип выемочного оборудования на вскрыше, добыче;

– годовая производительность карьера по полезному ископаемому;

– минимальный размер дна разрезной траншеи.

Порядок работы 1. На топографическом плане выбирается положение разрезных траншей.

Перпендикулярно этому положению проводятся линии пикетов.

2. По каждому пикету отстраиваются разрезы, на которые наносятся разрезные траншеи, определяются объемы разрезных траншей по вскрыше, полезному ископаемому.

3. Рассчитываются параметры рабочей зоны карьера. На каждом разрезе наносятся положения рабочих зон, соответствующие этапам горных работ.

Методические указания по выполнению горно-геометрического анализа:

1. Разрезы по пикетам выполняются в масштабе 1 : 2000; на каждом пикете от положения разрезных траншей отстраиваются линии рабочих горизонтов.

2. При нанесении на разрезы сечений разрезных траншей, рабочих зон карьера необходимо учитывать допускаемые высоты уступов по полезному ископаемому, по вскрыше, минимальные размеры рабочих площадок, отметки рабочих горизонтов. Значение этих параметров следует принимать в соответствии с типами выемочного и транспортного оборудования и едиными правилами безопасности.

3. Отстройка рабочих зон по этапам горных работ выполняется в двух вариантах: в первом варианте ширина рабочих площадок принимается равной минимальной ширине, во втором – увеличенной на 100 %. Расстояние между линиями этапов устанавливаются в пределах 100–400 м.

Подсчет этапных объемов осуществляется по методу вертикальных сечений. При этом за объемы первого этапа принимаются объемы разрезных траншей.

Выражение для расчета объемов имеет вид:

где Si,j – площадь вскрыши или полезного ископаемого на i-ом этапе по j-му пикету, м2;

li,j – расстояние между пикетами, м.

Так как на флангах карьерного поля, за крайними пикетами, остаются не учитываемые выражением объемы вскрыши и полезного ископаемого, то они должны быть определены с учетом разноса бортов тем или иным методом (методом изогипс, или среднеарифметического).

Результаты расчетов объемов вскрыши, полезного ископаемого по этапам и вариантам рабочих зон заносятся в таблицы, на основании которых определяются накопленные объемы.

По данным этих таблиц строятся графики накопленных объемов, график зависимости объемов вскрыши от объемов полезного ископаемого – V = f(P) (рис.

2.16).

На основании известной производительности по полезному ископаемому по данным V = f(P) устанавливаются варианты распределения объемов горных работ по вскрыше.

Для этого по оси абсцисс от точки, соответствующей объему попутной добычи при проходке разрезной траншеи по добыче, откладываются значения годовой производительности карьера по полезному ископаемому. Из полученных точек на оси абсцисс проводятся вертикальные прямые до пересечения с кривыми 1, 2. Из полученных точек пересечений (на рисунке построения выполнены только для кривой 1) проводятся горизонтальные прямые до пересечения с осью ординат.

По разности ординат соседних точек пересечений на кривых 1,2 устанавливаются годовые объемы работ по вскрыше при соответствующем варианте ширины рабочих площадок. Затем делается оценка вариантов распределения объемов горных работ с точки зрения равномерности извлечения объемов вскрыши по годам отработки, соответствия графиков требованиям рациональности. В случае несоответствия графиков распределения вскрышных и добычных работ этим требованиям по рисунку 2.17 в зоне между кривыми V = f(P) двух вариантов развития рабочих зон выбирается кривая рационального распределения объемов вскрышных и добычных работ.

При выборе ее учитываются:

– возможность отработки карьерного поля несколькими временными периодами, отличающиеся разными коэффициентами вскрыши;

– коэффициент вскрыши каждого последующего периода должен быть больше предыдущего;

– интервал периода отработки должен быть равен сроку амортизации основного оборудования. Определение объемов вскрышных работ по годам отработки устанавливается от точки первого этапа, соответствующего объемам горнокапитальных работ.

Рис. 2.17 – График V = f(P): 1 – накопленные объемы вскрыши и полезного ископаемого для минимальных рабочих площадок; 2 – накопленные объемы вскрыши и полезного ископаемого для варианта увеличенных площадок;

3 – кривая выбранного варианта распределения объемов горных работ В соответствии с рисунком коэффициенты вскрыши i-го периода отработки устанавливаются по выражению:

где Vi, Рi – соответственно извлекаемые объемы вскрыши и полезного ископаемого i-го периода отработки.

По положению принимаемого варианта распределения объемов горных работ между кривыми V = f(P) устанавливается угол откоса борта рабочей зоны для каждого периода отработки, по значениям которых на разрезы наносят положение уступов, рабочих площадок.

2.2.3 Проверка предложенного метода горно-геометрического анализа для пологих и горизонтальных месторождений Пример проведения горно-геометрического анализа по предложенной методике проведен на примере буроугольного месторождения Окино-Ключи [42].

Исходные данные:

Окино-Ключевское месторождение расположено в Бичурском районе Республики Бурятия. Площадь карьера Окино-Ключевской представляет собой фигуру четырехугольной формы, вытянутую с востока на запад и ограниченную со всех сторон лицензионным контуром.

Рельеф поверхности месторождения равнинный и представляет собой часть водораздельного пространства между р. Чикой и р. Хилок. Абсолютные отметки участка изменяются от 620 м на северо-востоке до 630 м на юго-западе с разницей в отметках в 10 м.

На поле карьера распространение имеет один пласт, средняя выемочная мощность которого составляет 11,8 м.

Мощность вскрышных пород составляет в среднем 22 м. Залегание пластов пологопадающее (6-11).

Вскрышные породы представлены наносами мощностью от 1,0 до 4,0 м. Юрские отложения представлены преимущественно песчаниками и алевролитами с прослоями.

Применяемое горнотранспортное оборудование: на добыче экскаватор ЭОс погрузкой полезного ископаемого в транспорт потребителя, на вскрышных работах Э-2503 с погрузкой породы в БелАЗ-540.

Общий объем вскрышных пород на месторождении – 2936,63 тыс. м3, объем полезного ископаемого – 1312,78 тыс.т. Объем горно-подготовительных работ принят для создания подготовленных запасов сроком на 3 месяца – 25 тыс. т и составил 300 тыс. м3.

Минимальная ширина рабочих площадок принята в соответствии с расстановкой горнотранспортного оборудования и схемой подъезда автосамосвалов под погрузку – 25 м.

где А – ширина заходки, м;

bа– ширина автосамосвала, м;

С– безопасное расстояние, м;

z – призма возможного обрушения, м.

Угол откоса вскрышного и добычного уступов принят 70.

Для двух вариантов отработки месторождения: с минимальными ширинами рабочих площадок и с увеличенными на 100 %.

На разрезы наносятся разрезные траншеи (рис. 2.18, 2.19), считаются площади, объемы, накопленные объемы по заходкам. Результаты расчетов сводятся в таблицу 2.5.

В таблице 2.6 приведены суммарные накопленные объемы горной массы по заходкам.

Рис. 2.18 – Формирование угла рабочей зоны при работе с минимальной шириной рабочей площадки Рис.2.19 – Формирование угла рабочей зоны при работе с максимальной шириной рабочей площадки Таблица 2.5 – Расчет накопленных объемов по заходкам Таблица 2.6 – Результаты расчета накопленных объемов полезного ископаемого и вскрышных пород по полезному по вскрышным породам по вскрышным породам По результатам таблицы 2.6 и учетом горно-капитальных работ строится график накопленных объемов (рис. 2.20).

Предлагаемая методика, позволяет получить достаточную зону для распределения объемов вскрышных и добычных работ, учитывая не только изменение направления первоначального фронта горных работ и последующей эксплуатации, но и варьирование параметрами системы разработки.

Рис. 2.20 – График накопленных объемов вскрышных пород и полезного ископаемого: – при минимальной ширине рабочей площадки; – при 1. Применение существующего метода горно-геометрического анализа в условиях малых месторождений часто приводит к тому, что при построении графика накопленных объемов формируется зона, где кривые 0 и max располагаются близко друг к другу или пересекаются. Возникает ситуация, когда выбрать рациональный режим горных работ в этой зоне не представляется возможным.

2. Предлагаемый метод горно-геометрического анализа заключается в построении кривых V = f(P) для случаев работы с 0 и max. Причем кривая 0 совпадает с положением крайней кривой в методе профессора А.И.Арсентьева, а max в данном случае является углом откоса борта погашения при отработке карьера этапами в фиксированных границах.

3. Отстройка кривых V = f(P) при различных углах откоса нерабочих зон позволяет значительно расширить зону возможного регулирования горных работ и создает условия для исследования самых различных вариантов распределения объемов горных работ, вплоть до этапных вариантов отработки.

4. Предлагаемый метод позволяет унифицировать и упростить общий порядок выполнения горно-геометрического анализа, ставит его вне зависимости от возможных технологических и технических решений по вскрытию рабочих горизонтов, а значит направлению углубки горных работ и позволяет иметь область решений, в которой все возможные варианты направления развития горных работ становятся возможными.

5. Время на установление положения кривой зависимости V = f(P) для различных вариантов угла рабочей зоны можно сократить, используя зависимость 6. Для пологих и горизонтальных месторождений предложена методика проведения горно-геометрического анализа, которая позволяет получить достаточно широкую зону для регулирования режима горных работ, не только изменяя направление первоначального фронта горных работ и последующей эксплуатации месторождения, но и варьируя параметрами системы разработки.

3 Обоснование объемов горно-капитальных работ 3.1 Цель исследования объемов ГКР Горно-подготовительные работы, согласно Инструкции по планированию, учету и калькулированию себестоимости добычи и обогащения угля (сланца), утвержденной Минтопэнерго России от 25 декабря 1996 г., делятся на:

– капитальные – работы по вскрытию рабочих горизонтов или их части и устройство горнотехнических сооружений, обеспечивающих ввод в эксплуатацию первого пускового комплекса, а также проходка траншей, капитальных съездов, устройство транспортных путей, тоннелей, подъемных сооружений, дренажных выработок, первичные объемы вскрышных работ по подготовке запасов (горнокапитальная вскрыша);

– эксплуатационные – выработки, имеющие целью подготовить к очистной выемке отдельные блоки горизонта (подэтажные штреки, орты, гезенки, восстающие и т.п.), а также вскрышные работы по разноске и погашению бортов карьера, проходка разрезных траншей, съездов временного характера, водоотливных канав и другие работы по выполнению текущей вскрыши и подготовке к добычным работам.

В данной диссертационной работе рассмотрена только часть горноподготовительных работ, а именно горно-капитальные. Как известно, к горнокапитальным работам относятся горные работы, выполнение которых осуществляется в период строительства карьера (от начала строительства до момента сдачи карьера в эксплуатацию), работы по проведению капитальных и разрезных траншей, а также работы по разносу уступов до границ, определяемых контуром карьера на момент сдачи его в эксплуатацию.

За счет капитальных вложений должны проводиться все горные работы до момента ввода карьера в эксплуатацию с учетом создания резерва готовых к выемке запасов, а также часть объемов горно-подготовительных работ и работ по вскрытию, т.е. затраты которые не могут быть отнесены непосредственно на себестоимость полезного ископаемого.

Ранее финансирование горно-капитальных работ проводилось за счет государственных средств, и расходы гасились за счет себестоимости добытого полезного ископаемого. В настоящее время освоение новых месторождений происходит за счет инвестиционных вложений. Сроки и суммы возврата средств оговариваются непосредственно с инвестором и чаще всего составляют какой-либо процент от прибыли. При расчете прибыли одной составляющей – себестоимости – не достаточно, немаловажными факторами являются спрос продукции, ее качество, объем добываемой горной массы. В этом случае предприятие сталкивается с проблемой:

как обеспечить режим горных работ, позволяющий постоянно иметь прибыль.

Одним из факторов получения стабильной эксплуатации месторождения является объем горно-капитальных работ.

3.2 Обзор методик обоснования объемов горно-капитальных работ 3.2.1 Определение объемов горно-капитальных работ с учетом нормативных документов В настоящее время основным методом определения объемов горно-капитальных работ является обеспечение нормативных объемов подготовленных запасов.

Положение горных работ на момент сдачи карьера в эксплуатацию должно обеспечить дальнейшую устойчивую работу карьера и необходимые резервы запасов полезного ископаемого, готовых к выемке.

Расчет объемов готовых к выемке запасов производится по нормам технологического проектирования.

Так для угольных и сланцевых разрезов [32] запасы, готовые к выемке, составляют:

– при круглогодовом режиме работы на вскрыше при транспортной системе разработке – двухмесячной производительности разреза в год эксплуатации;

– при круглогодовом режиме работы на вскрыше при бестранспортной и транспортно-отвальной системах разработки – 15-суточной производительности разреза в первый год эксплуатации;

– при сезонном режиме работы на вскрыше готовые к выемке запасы должны обеспечивать работу разреза в период остановки вскрышных работ.

Для горнорудных предприятий цветной металлургии, разрабатывающих месторождения открытым способом [30] – 1,5-0,5 мес.

Для предприятий цветной металлургии по разработке россыпных месторождений [31]:

– талые россыпи малой (до 5 м) и средней (5-15 м) глубины залегания – 2-3 мес.;

– мерзлые россыпи – на 1 сезон.

Для предприятий нерудных строительных материалов [32]:

– при круглогодовом режиме работы не менее 3-х месяцев производительности разреза в год эксплуатации;

– при сезонном режиме работы, не менее 2-х месяцев производительности разреза в год эксплуатации.

3.2.2 Анализ расчетных методов определения капитальных затрат Капитальные вложения на строительство горного предприятия– Кс определены как сумма затрат на горно-капитальные работы – Кг.к. и затрат на создание производственных мощностей – Км [69]:

Ск – затраты на 1 м3 горно-капитальных работ;

где Vг.к.– объем горно-капитальных работ в t-й год строительства, определенный как сумма объемов вскрышных работ и объемов попутной добычи;

tс – срок строительства, годы;

dг.м.– удельные капитальные затраты на создание производственных мощностей по горной массе;

t – доля капитальных затрат на создание производственных мощностей в t-ом году;

Аг.м. – производительность предприятия по горной массе, тыс.м3.

Большинство авторов капитальные затраты определяют в зависимости от годовой производительности предприятия по горной массе. Так для железорудных месторождений проф. А.И. Арсентьев, изучив связь удельных капитальных вложений Ку с производительностью карьеров по горной массе, предложил следующие эмпирические зависимости [5]:

где Аг.м. – производительность карьера по горной массе, млн т/год;

Ку – удельные капитальные затраты, руб./т.

Уточняя зависимости А.И. Арсентьева, Б.П. Юматов и Ж.В. Бунин [72-75] создали свои математические зависимости:

Формула определения капитальных вложений при производительности более 10 млн т/год характеризуется достаточно высоким корреляционным отношением = 0,78 и рекомендуется авторами для карьеров, находящихся в сложных горно-геологических условиях.

В 1974 г. М.Г. Саканцев и Г.Г. Саканцев [51] на примере сложноструктурных месторождений исследовали совокупность влияния горно-геологических условий на стоимостные модели и установили ряд факторов, влияющих на капитальные и эксплуатационные затраты: годовой объем выемки горной массы и вскрыши, текущая глубина карьера, текущий коэффициент вскрыши, плотность полезного ископаемого и горной массы.

где kр – районный коэффициент к заработной плате;

Аг.м.t – годовой объем выемки горной массы в t-ом году, млн м3;

Нt – средневзвешенная глубина карьера в t-ом году, м;

Квt – текущий коэффициент вскрыши, м3/м3;

г.м.t –плотность руды и горной массы в t-ом году, т/м3;

Т – календарный год.

В.В. Истомин предлагает единовременные затраты на создание производственной мощности для мощных рудных карьеров рассчитывать по формуле [14]:

где kу – удельные капитальные затраты;

а – банковский кредит;

b – норматив дисконтирования;

Тс – срок кредитования, лет.

При Тс = 5…12 лет и соответственно а 20…8 % величина kу 2.

После сопоставления результатов автором сделан вывод, что «лучше увеличить удельные капитальные затраты на 1 руб./т, чем допускать увеличение затраты на поддержание мощностей карьера на 0,1 руб./т»

За рубежом, в частности в США, используется для экспресс-расчетов себестоимости и капитальных вложений методика Горного бюро (Т.У. Кэмма) [19].

Корреляционные зависимости для этих моделей были созданы в 1991-95-х годах.

Статистические данные для определения зависимостей были взяты по «Справочнику бюро системного определения стоимостей» [18].

В методике разработаны две модели карьеров: первая – с суточной производительностью по полезному ископаемому 1 000–20 000 т и вторая – с производительностью 20 000–200 000 т. Исходными данными для определения капитальных вложений служат: суточная производительность предприятия по добыче полезного ископаемого (X) и средняя дальность транспортирования горной массы (Z).

Главным преимуществом стоимостных моделей Горного бюро США является возможность расчета по структуре затрат следующих шести элементов:

1. Заработная плата (обслуживающий персонал горного предприятия, обогатительной фабрики, конструкторского бюро, администрация, инженеры, управленческий аппарат ГОКа).

2. Оборудование (включает закупочную цену, плату за перевозку, инструменты, компьютеры, рабочее оборудование, мебель, запчасти и т.д.).

3. Буровая сталь (буровые инструменты, сталь, структурная сталь, трубы, металлические столбы, необходимые подземные конструкции).

4. Лесоматериалы.

5. Горючие и смазочные материалы (включает пользование природным газом).

6. Конструкционные материалы (включает бетон, изоляторы, электрические элементы, краски, ограждения и все, что не включено в другие составляющие, в том числе стоимость электроэнергии).

Модели основаны на степенной зависимости у = а + b(х)i, где у – зависимая переменная, х – независимая переменная, а, b – линейные коэффициенты, I – эмпирический коэффициент.

Для расчета удельных экономических показателей необходима суточная производительность по горной массе (т/сутки) и дальность транспортирования горной массы до приемного пункта (в футах). Если фактическая дальность транспортирования больше расчетной, то для определения экономических показателей используется таблица 3.1, если меньше – то таблица 3.2.

Формулы для определения расчетной дальности транспортирования следующие:

– для предприятия с суточной производительностью по горной массе 1000 т/сутки – для предприятий с суточной производительностью по горной массе 20000т/сутки Таблица 3.1 – Зависимость капитальных затрат от производительности предприятия, если фактическая дальность транспортирования больше расчетной Заработная плата с отчислениями Оборудование (амортизация) Буровая сталь Горючее Взрывчатые вещества, материалы Шины Налог с продаж Всего Примечание: в таблице Х – суточная производительность горного предприятия по горной массе, т/сутки Таблица 3.2 – Зависимость капитальных затрат от производительности предприятия, если фактическая дальность транспортирования меньше расчетной Заработная плата с отчислениями Оборудование (амортизация) Буровая сталь Горючее Смазочные материалы Взрывчатые вещества, материалы 24,0(Х) Шины Конструкционные материалы Налог с продаж Всего Примечание: в таблице Х – суточная производительность горного предприятия по горной массе, т/сутки Для оценки точности и погрешности вычисления удельных капитальных затрат Ю.В. Терехиной [55] были проведены исследования и установлено, что погрешность вычисления по формулам А.И. Арсентьева, Б.П. Юматова и Ж.В. Бунина, М.Г. Саканцева и Г.Г. Саканцева составляет 35–68 %. Это объясняется тем, что зависимости были разработаны для условий работы горных предприятий в 1960– 70-х годах и коэффициенты в формулах соответствуют другой структуре затрат.

Определение удельных капитальных затрат по методике Горного Бюро можно считать равноточными, но требуют корректировки с помощью поправочных коэффициентов для российских условий. Расхождение результатов расчетов не превышало 4 %.

После исследования Ю.В. Терехиной для месторождений цветных руд и флюсового сырья было рекомендовано использовать модифицированные упрощенные корреляционные зависимости (формулы Т.У. Кэмма) с введением дополнительного показателя – коэффициента вскрыши, обеспечивающие точность расчетов (погрешность в пределах 8–10 %) и включающие минимально необходимое количество переменных.

Таблица 3.3 – Расчет капитальных затрат Методика Ю.В. Терехиной разработана для конкретного типа месторождений (цветных руд и флюсового сырья) и требует уточнения и пересмотра при применении ее для других месторождений.

Поэтому в дальнейшем в расчетах сумма капитальных вложений на строительство горного предприятия определяется как произведение удельных затрат 1 м3 горно-капитальных работ на объем горно-капитальных работ [67-69].

3.2.3 Определение объемов горно-капитальных работ по существующей Наиболее распространенной методикой установления объемов горнокапитальных работ является методика профессора А.И. Арсентьева, основанная на анализе графика V = f(T) [3, 5].

Порядок обоснования объемов ГКР основывается на анализе кривых для и max. или же календарного плана.

Автором было установлено, что для вывода карьера в работу с постоянным эксплуатационным коэффициентом вскрыши (рис. 3.1) – прямая ВС – необходимо различать три варианта определения объемов ГКР:

– если после пуска карьера руда реализуется по фактической себестоимости, объем горно-капитальных работ составит:

V1 – объем пород, вынутых за период строительства карьера, м3;

где Р1 – объем руды, вынутой за период строительства карьера, м3;

– если после пуска карьера руда реализуется по оптовой цене:

V2 – объем пород, вынутых к моменту достижения проектной мощности, м3;

где Р2 – объем руды, вынутой к моменту достижения проектной мощности, м3;

nд –коэффициентом вскрыши в период достижения проектной мощности месторождения;

n1 – эксплуатационный коэффициент вскрыши в период эксплуатации месторождения;

– если после пуска карьера руда реализуется по себестоимости нормального первого периода работы карьера после достижения проектной производительности, объем ГКР определиться как А.И. Арсентьев выполнил оценку влияния объемов ГКР на экономические показатели работы карьера, в результате которой установил, что «некоторое увеличение объема горно-капитальных работ по сравнению с минимально необходимым может дать значительное улучшение показателей строительства и эксплуатации карьера» [3].

Рис. 3.1 – Схема к определению объемов горно-капитальных работ Основным критерием выбора варианта в методике проф. А.И. Арсентьева является минимизация себестоимости готовой продукции, чего не достаточно при оценке эффективности проекта в современных рыночных условиях. На сегодняшний день при обосновании того или иного варианта без дисконтирования не корректно. Изучение при обосновании объемов ГКР приведения разновременных затрат и результатов к одному моменту времени до настоящего времени не проводилось. Также данная методика рассчитана на крупные месторождения, и автор делает поправку, что увеличение объемов ГКР увеличит срок строительства карьера и потребует ввода большего количества оборудования в период освоения месторождения.

Особенности малого месторождения позволяют иметь меньшие сроки строительства карьера (порядка 1 года), получать продукцию до ввода в эксплуатацию. На малых россыпных и песчано-гравийных месторождениях капитальные вложения в основном требуются на приобретение горного оборудования. Параметры применяемой техники позволяют маневрировать производительностью карьера. Поэтому возникает вопрос, насколько установленный принцип обоснования увеличения объемов горно-капитальных работ применим для малых месторождений.

3.3 Экономико-математическая модель расчета объемов ГКР 3.3.1 Метод расчета объемов ГКР К результирующим показателям оценки эффективности принимаемых проектных решений в настоящее время относят чистый дисконтированный доход (ЧДД), внутреннюю норму доходности (ВНД), индекс доходности (ИД) соответственно отражающие абсолютную, относительную экономические эффективности и отношение ЧДД к величине капитальных вложений. Обычно чистый дисконтированный доход определяют по формуле:

где St – стоимость реализованной продукции (выручка предприятия) в t-ом году, руб;

Зt – эксплуатационные (текущие) затраты в t-ом году, руб;

Кt – капитальные вложения в t-ом году, руб;

t = 0, 1, 2 … – номер расчетного года;

Т – горизонт расчета (длительность периода учета эффекта от начала строительства до ликвидации предприятия), годы;

Е – норма дисконта (норматив приведения затрат к единому моменту времени).

Эксплуатационные затраты (З) при разработке месторождения с учетом приведения:

где Арi– годовой объем добычи полезного ископаемого, тыс.т;

СД – себестоимость добычи 1 м3 полезного ископаемого, руб.;

СВ – затраты на вскрышные работы, руб/ м3;

Квi – коэффициент вскрыши i-го периода времени (текущий поэтапный), м3/м3;

– коэффициент приведения, для последующих за базисным моментом времени оценок, Выбор рационального варианта по экономическим показателям отражает принятый порядок развития горных работ, который за время отработки карьера определяется суммой первоначального K 0 и текущих поэтапных коэффициентов вскрыши К вi [49]:

Как видно из последнего выражения снижение эксплуатационных затрат, а соответственно увеличение прибыли, оцениваемой с учетом временного фактора, с технологических позиций может обеспечиваться управлением первоначальным и текущими коэффициентами вскрыши при общем требовании к минимизации их приведенной суммы за весь период ведения горных работ К0– первоначальный коэффициент вскрыши, м3/м3;

где t0 – продолжительность периода горно-капитальных работ, лет;

Кв1, Квi – текущий коэффициент i-го периода, м3/м3.

Текущий коэффициент вскрыши определяется как:

где Vi – объем вскрышных пород, выполняемый в i-ый период горных работ, тыс.м3;

Рi – объем полезного ископаемого, проводимый в i-ый период горных работ тыс.м3;

t1, ti – продолжительность периода работы с постоянным текущим коэффициентом вскрыши, лет.

Для расчетов базовая ставка дисконта (Е) базового варианта принимается равной 10 %, а коммерческого варианта – обычно не ниже 15 %.

Порядок выбора оптимального варианта объемов горно-капитальных работ следующий:

1. После анализа исходных данных проводится горно-геометрический анализ месторождения, устанавливается зона регулирования объемами горной массой.

2. Назначаются варианты ведения горных работ. Данные варианты могут различаться по продолжительности периодов отработки с постоянным текущим коэффициентом вскрыши.

3. Для каждого из вариантов рассчитывается сумма текущих коэффициентов вскрыши с учетом первоначального коэффициента вскрыши.

4. По критерию минимальной суммы дисконтированных текущих коэффициентов вскрыши производится выбор рационального варианта объемов горнокапитальных работ.

5. Все назначенные варианты ведения горных работ либо эквивалентные результаты проверяются по экономическому критерию – чистый дисконтированный доход. Для этого:

5.1 По выбранной производительности по полезному ископаемому и стоимости продукции рассчитываются доходы от продажи.

5.2 Производственные расходы определяются по формуле, приведенной в начале подраздела.

5.3 Начальные капитальные вложения на строительство горного предприятия определены как сумма затрат на горно-капитальные работы – Кг.к. – и затрат на создание производственных мощностей – Км [см. подраздел 3.2.2].

5.4 Объем оборотных средств принимается в размере производственных расходов за 3 месяца работы карьера. Оборотные средства учитываются дважды:

один раз со знаком минус в первый год работы предприятия и второй раз со знаком плюс в последний год работы предприятия.

5.5 Сумма средств затраченных на природовосстановление принимается по аналогии с другими предприятиями.

5.6 Далее в расчетах учитываются налоговые отчисления, относимые на себестоимость продукции.

5.7 Следующим шагом определяются годовые амортизационные отчисления, Агод, на основе потонной ставки (Рст) по формуле:

Потонная ставка, с учетом горно-капитальных работ равна:

где Кi – капитальные вложения, тыс. руб.;

Зпром – промышленные запасы полезного ископаемого, тыс. т;

Vп.д. – объем добычи полезного ископаемого в период горно-капитальных работ, тыс.т.

5.8 Подлежащие амортизации капитальные вложения на конец года определяются по формуле:

где Т – срок отработки месторождения, лет;

n – i-ый год отработки.

5.9 Налог на имущество рассчитывается в зависимости от остаточной стоимости горного оборудования и транспорта (подлежащих амортизации капитальные вложения на конец года).

5.10 Налогооблагаемая прибыль определяется как разность между доходами и расходами, а именно:

где Д – доходы от продажи, тыс. руб.;

Н – сумма налоговых отчислений (плата за пользование недрами, дорожный налог, отчисления в жилищный и социальный фонды, прочие налоги и отчисления, плата за природовосстановление, налоги, относимые на финансовые результаты, налог на имущество).

5.11 Далее выполняется расчет налога на прибыль, Нпр, в вариантах, где налогооблагаемая прибыль отрицательна, налог на прибыль равен нулю.

5.12 Чистый поток реальных денег (чистая прибыль, тыс. руб.) определяется:

5.13 Следующим шагом определяется чистый кумулятивный поток реальных денег как накопленная сумма чистой прибыли.