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

5.14 Далее проводится дисконтирование чистого потока реальных денег.

5.15 Рассчитывается чистый дисконтированный доход.

5.16 По критерию максимальный ЧДД выбирается наиболее рациональный объем горно-капитальных работ.

Предложенная методика позволит оперативно оценить вариант формирования рабочего пространства с учетом объемов горно-капитальных работ и фактора времени.

3.3.2 Обоснование объемов горно-капитальных работ при разработке пологого, горизонтального пластового месторождения На примере пологого, горизонтального буроугольного месторождения Окино-Ключи был проведен анализ влияния первоначального коэффициента вскрыши на распределение объемов вскрышных и добычных работ за весь период эксплуатации месторождения.

Исходными данными послужили:

общий объем вскрышных пород общий объем полезного ископаемого годовая производительность Для данного месторождения был проведен горно-геометрический анализ, установлена зона выбора оптимального распределения объемов вскрышных и добычных работ [62].

В полученной зоне были приняты три варианта отработки запасов (назначение вариантов проводилось по принципу: 1 вариант – для средних условий, 2-ой – стремление к максимальным параметрам рабочей зоны, 3-ий – к минимальным параметрам) (рис.3.2):

1 вариант: месторождение отрабатывается в три периода: продолжительность первого периода 2 года; второго – 6 лет и третьего –5 лет.

2 вариант: месторождение отрабатывается в три периода: продолжительность первого периода 3 года; второго – 5лет и третьего –5 лет.

3 вариант: месторождение отрабатывается в три периода: продолжительность первого периода 5 лет; второго – 5 лет и третьего – 3 года.

Количество принимаемых периодов устанавливалось с условием обеспечения длительной работы предприятия с постоянным коэффициентом вскрыши.

Далее назначаются варианты горно-подготовительных работ по каждому варианту (табл. 3.4).

сумма поэтапных коэффициентов вскрыши, результаты расчета сведены в табл. 3.5 (стб. 16). По результатам расчетов были построены графики изменения суммы текущих коэффициентов вскрыши в зависимости от вариантов отработки месторождения (рис. 3.3, 3.4, 3.5).

Таблица 3.4 – Распределение объемов горной массы в период горнокапитальных работ по вариантам № варианта Рис. 3.2 – Варианты распределения объемов вскрышных и добычных работ Таблица 3.5 – Расчет суммарных коэффициентов вскрыши с учетом объемов горно-подготовительных работ на месторождении Окино-Ключи Наименование Коэффициент приведения Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 706,78 687,62 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 545,07 545,07 530,29 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 353,57 353,57 353,57 353,57 343,98 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 656,09 638,31 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 333,46 333,46 333,46 333,46 324,42 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 605,41 588,99 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 27,09 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 59,71 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 313,35 313,35 313,35 313,35 304,86 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 732,93 661,47 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 558,29 558,29 503,85 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 358,64 358,64 358,64 358,64 323,68 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м ент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 680,37 614,03 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 523,83 523,83 472,76 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 338,25 338,25 338,25 338,25 305,27 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 627,81 566,59 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 489,38 489,38 441,66 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 32,50 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 54,29 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 317,85 317,85 317,85 317,85 286,86 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 860,29 534,11 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 618,29 618,29 383,86 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 100,00 380,51 380,51 380,51 380,51 236,23 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 798,60 495,80 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 580,13 580,13 360,17 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 200,00 358,86 358,86 358,86 358,86 222,80 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 736,90 457,50 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 156,08 105,29 105,29 105,29 105,29 84,58 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 541,97 541,97 336,48 172,09 172,09 172,09 172,09 171,36 74,15 74,15 74,15 74,15 59,88 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Объем добычи, тыс. м3 54,17 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 76,92 32,63 1009, Объем вскрышных пород, 300,00 337,22 337,22 337,22 337,22 209,36 152,86 152,86 152,86 152,86 152,86 112,04 112,04 90,00 2936, тыс.м Приведенный коэффициент вскрыши Рис. 3.3 – График изменения суммы текущих коэффициентов вскрыши в зависимости от трех вариантов отработки месторождения при обеспеченности подготовленными запасами на 2 мес.

Рис. 3.4 – График изменения суммы текущих коэффициентов вскрыши в зависимости от трех вариантов отработки месторождения при обеспеченности подготовленными запасами на 3 мес.

Рис. 3.5 – График изменения суммы текущих коэффициентов вскрыши в зависимости от трех вариантов отработки месторождения при обеспеченности подготовленными запасами на 5 мес.

После анализа полученных результатов было установлено, что отработку месторождения лучше вести по третьему варианту – месторождение отрабатывается в три периода: продолжительностью первого периода 5 лет; второго – 5 лет и третьего – 3 года. Объемы горно-капитальных работ по вскрышным породам следует выполнять максимально возможными (300 тыс.м3) при извлечении минимальной попутной добычи (27,09 тыс. м3).

Полученные результаты были проверены по экономическому критерию – чистый дисконтированный доход.

Расчет экономических показателей был проведен в соответствии с методическими рекомендациями по оценке эффективности инвестиционных проектов и их отбору для финансирования [24].

Для расчета использовались следующие исходные данные:

– плотность угля – себестоимость добычных работ – сумма средств затраченных на природовосстановление 5 млн руб.;

налоги, относимые на себестоимость продукции:

налоги, относимые на финансовые результаты Объемы вскрышных работ и текущего коэффициента вскрыши взяты из табл. 3.5.

Расчет варианта отработки месторождения в три периода – продолжительность первого периода 5 лет; второго – 5 лет и третьего – 3 года, с объемом горноподготовительных работ по полезному ископаемому 54,17 тыс. м3, по вскрышным работам – 300 тыс. м3 – приведен в табл. 3.5. Остальные расчеты выполнены по аналогии, результаты расчетов приведены в таблице 3.6.

Анализ результатов расчетов (таблица 3.7) показал, что наибольший ЧДД обеспечивается при реализации третьего варианта ведения горных работ с выполнением максимальных объемов горно-капитальных работ, что подтверждает правильность расчетов, проведенных по критерию – суммарный текущий коэффициент вскрыши.

Таким образом, отрабатывать месторождение экономически выгоднее при выполнении максимально возможного объема горно-капитальных работ.

Таблица 3.6 – Расчет чистого дисконтированного дохода Годовая производительность по полезному ископаемому,тыс. т Годовая производительность по вскрышным Производственные расходы, тыс. руб. 8023,62 72771,94 72771,94 72771,94 72771,94 49500,19 39216,18 39216,18 39216,18 39216,18 39216,18 31786,58 31786,58 12607, Подлежащие амортизации капитальные вложения на конец Облагаемая налогом прибыль 38714,00 -12218,73 -12132,85 -12046,97 -11961,08 11396,55 21766,44 21852,32 21938,20 22024,08 22109,97 29625,45 29711,33 10345, Чистый поток реальных денег, чистая прибыль 29422,64 -25620,51 -7341,64 -7255,76 -7169,88 13452,58 21333,70 21398,97 21464,24 21529,51 21594,78 27306,55 27371,82 28229, Чистый кумулятивный поток реальных денег 29422,64 3802,14 -3539,50 -10795,26 -17965,14 -4512,55 16821,15 38220,12 59684,36 81213,87 102808,65 130115,20 157487,01 185716, Дисконтированные стоимости потоков реальных денег 29422,64 -23291,37 -6067,47 -5451,36 -4897,12 8353,00 12042,32 10981,06 10013,23 9130,61 8325,72 9570,78 8721,50 8177, Чистый дисконтированный доход (ЧДД) при ставке Таблица 3.7 – Сводная таблица расчета ЧДД Обеспеченность Рис. 3.6 – График распределения ЧДД по вариантам: – 1 вариант;

3.3.3 Обоснование объемов горно-капитальных работ при разработке крутопадающего рудного месторождения В условиях золоторудного месторождения «Бол. Чанчик» проведено исследование влияния объемов горно-капитальных работ на чистый дисконтированный доход предприятия. Для рассматриваемого месторождения был проведен горногеометрический анализ, в зоне регулирования режима графика V = f(P) выбран вариант горных работ, обеспечивающий работу предприятия с постоянными текущими коэффициентами вскрыши – в два периода. Первый период продолжительностью 9 лет, второй – 1 год (рис. 3.7). При заданной производительности карьера в 350 тыс. т руды был определен срок эксплуатации месторождения (при общем объеме 3145 тыс. т, срок отработки – 10 лет).

Рис. 3.7 – График накопленных объемов (V = f(P)): – = 0;

Далее были назначены варианты горно-капитальных объемов работ, рассчитаны коэффициенты вскрыши: первоначальный, текущий по периодам отработки.

Результаты расчетов сведены в таблицу 3.8.

Таблица 3.8 – Результаты расчетов объемов горно-капитальных работ Далее каждый вариант установленного режима горных работ просчитан в программном продукте «Инвестиционный анализ», который позволяет определить такие экономические критерии как простой срок окупаемости проекта, дисконтированный срок окупаемости проекта, внутренняя норма доходности проекта, чистый денежный поток, чистый дисконтированный доход, индекс доходности. Одним из условий выполненного расчета была постоянная для всех вариантов сумма денежных средств, необходимая на строительство карьера. Для этого в программе был заложен инвестиционный кредит в размере 530 млн руб. под 14 % годовых. Сумму кредита определили затраты на приобретение нового оборудования, проведение горно-капитальных работ, затраты на материалы, создание инфраструктуры предприятия, заработная плата работникам. Результаты выполненного расчета представлены в таблице 3.9 и на рисунках 3.8-3.9.

Таблица 3.9 – Сводный расчет экономических показателей по вариантам Простой срок окупаемости проекта, лет Дисконтированный срок окупаемости проекта, лет Чистый денежный поток, млн руб Чистый дисконтированный доход, млн руб Простой срок окупаемости проекта, лет Дисконтированный срок окупаемости проекта, лет Чистый денежный поток, млн руб Чистый дисконтированный доход, млн руб Рис. 3.8 – График зависимости индекса доходности Рис. 3.9 – График зависимости индекса доходности На основе анализа полученных данных, установлено, что при равнозначных инвестиционных вложениях наибольшие объемы по вскрышным породам в период горно-капитальных работ (рис. 3.8, 3.9 диапазон Кв = 0,044–0,236) дают возможность выбрать вариант ведения горных работ с лучшими значениями ЧДД.

1. Анализ литературных источников [3, 5, 14, 18, 19, 30, 31, 32, 51, 55, 67-69, 72-75] показал, что величина объемов ГКР влияет на результирующие экономические и финансовые показатели разработки месторождения, что не учитывается нормами технологического проектирования.

2. Для определения целесообразных объемов ГКР обоснован критерий оценки, основанный на приведенном суммарном коэффициенте вскрыши.

3. Разработана методика определения объемов ГКР, учитывающая современные экономические показатели.

4. Установлено влияние объемов и продолжительности ГКР на конечные результаты отработки месторождения.

5. На основе установленных взаимосвязей показано, что увеличение объемов горно-капитальных работ по вскрышным породам в первоначальный период в последующем позволяет улучшить технико-экономические показатели разработки в целом.

6. Реализация методики для условий полого, горизонтального буроугольного месторождения позволит получить экономический эффект в размере 11427,34 тыс.

руб. от увеличения объемов ГКР с нормативных (2 мес.) до максимальных (5 мес.).

7. В результате исследования установлены:

– зависимость чистого дисконтированного дохода от первоначального коэффициента вскрыши:

– зависимость индекса доходности от первоначального коэффициента вскрыши:

4 Обоснование распределения объемов вскрышных 4.1 Анализ существующих методик выбора рационального распределения объемов горных работ В процессе эксплуатации часто происходит изменение или уточнение исходных данных, что влечет за собой необходимость пересмотра проектных решений. Одной из главных задач проектирования и последующей эксплуатации месторождения является выбор оптимального распределения объемов вскрышных и добычных работ по годам отработки. Ведь, как известно, экономическая оценка графиков распределения объемов горных работ позволяет выбрать оптимальный вариант глубины и контуров карьера, производительности и срока службы, способа вскрытия и вида транспорта, системы разработки и способа механизации технологических процессов.

Неравномерное распределение объемов горных работ карьера ухудшает экономические показатели разработки. В период пиковых значений объемов вскрышных работ создается необходимость привлечения большого количества горного и транспортного оборудования на короткий период времени, а также увеличения штата рабочих и служащих 44.

Равномерное распределение объемов работы способствует устойчивой экономической деятельности предприятий. Выбор рационального распределения вскрышных и добычных объемов по годам отработки имеет большое значение для получения стабильного дохода предприятия, уменьшает преждевременные и малоэффективные затраты в те периоды работы карьера, когда коэффициент вскрыши и себестоимость добытого полезного ископаемого изменяются из-за природных условий 44.

Изучением проблемы выбора рационального режима горных работ занимались многие ученые и специалисты.

К настоящему времени сформировались различные подходы установления рационального режима горных работ. Практически все предлагаемые методы обосновывают варианты распределения объемов горных работ по технологическим показателям, стабилизируя экономические показатели.

Так, например, стабилизировать объемы вскрышных работ в течение всего срока эксплуатации месторождения (равномерное распределение объемов горных работ) предлагают В.В. Ржевский 43–45, М.Г. Новожилов 27, К.Н. Трубецкой 57 и др.

В.В. Ржевский, К.Н. Трубецкой предлагают обеспечить постоянный объем вскрышных работ за счет снижения добычных работ в период резкого возрастания вскрышных работ и стабилизации проектной производительности в последующие годы.

М.Г. Новожиловым предложено достигать равномерного распределения объемов горных работ за счет разделения карьерного поля по глубине на зоны и отрабатывать их с различными углами рабочих бортов и высотами уступов соответственно.

В работах А.И. Арсентьева 4 и В.С. Хохрякова 67-69 прослеживаются экономические критерии выбора рационального распределения объемов вскрышных и добычных работ по годам отработки.

По словам профессора А.И. Арсентьева, основным критерием эффективности должна выступать приведенная во времени прибыль от разработки месторождения, а именно минимизация затрат на отработку месторождения.

Исследования В.С. Хохрякова позволили ему сделать вывод, что признаком рационального режима горных работ является последовательное возрастание минимальных для каждого периода текущих коэффициентов вскрыши. Производительность карьера должна быть постоянно увеличивающейся или стабильной на протяжении всей эксплуатации месторождения. Автором сделаны выводы, что метод определения оптимального варианта по прибыли объективно учитывает суммарные приведенные капитальные и эксплуатационные затраты и доходы в динамике развивающегося производства.

Б.И. Юматов и Ж.Б. Бунин 71, 73 предложили метод, основанный на разделении карьерного поля на этапы с целью обеспечения минимальных затрат. Это достигается за счет отработки месторождения на первом этапе с меньшими объемами вскрышных работ, вследствие чего на втором этапе незначительно повышаются расходы, тем самым создается ступенчато-возрастающий график режима горных работ.

В.Г. Близнюков7, А.К. Полищук 39 и др. уделили большое внимание изучению влияния качества рудного материала при выборе рационального режима горных работ.

При разработке комплексных месторождений Г.А. Холодняков 64, 65 рекомендует вместе с обеспечением равномерного режима на протяжении определенных этапов по вскрышным породам иметь и равномерный режим добычных работ по всем видам полезного ископаемого. Он предлагает достичь это путем регулирования направления и порядка развития горных работ или же уменьшения производительности по полезному ископаемому. Постоянное значение объемов добычных работ обеспечивается за счет переменных значений углов откосов рабочего борта в различные периоды работы карьера.

В современных рыночных условиях основным нормативным документом оценки инвестиционных проектов являются «Методические рекомендации по оценке эффективности инвестиционных проектов: (Вторая редакция)», 2000 г., в которой в качестве критерия экономической оценки предлагается использовать сумму дисконтированной прибыли.

Профессор А.И. Арсентьев 4 доказал, что рациональным является тот режим горных работ, который предопределяет перенос максимально возможных извлекаемых объемов вскрышных пород на будущие периоды существования карьера.

М.А. Кононыхин 21 предложил маневрировать режимом горных работ в зависимости от мировых цен на руду и полезные компоненты в ней. Им было предложено сформировать график режима горных работ так, чтобы на время подъема цен на полезное ископаемое на мировом рынке понижать производительность по руде и вести максимальную выемку вскрышных пород, а в периоды понижения цен по полезное ископаемое – снижать объемы вскрышных работ и повышать объемы добычи. Однако данный режим горных работ приемлем только для крупных, глубоких месторождения и при долгосрочном планировании имеет достаточно высокую степень риска.

Профессор В.В. Истомин в своей диссертационной работе 14 показал, что оценка режима горных работ зависит не столько от общих и календарных объемов перерабатываемых типов горной массы, сколько от удельных индивидуальных и компенсационных затрат и их динамики. Автором установлено, что экономически целесообразно не только равномерное распределение во времени объемов вскрышных работ, но и выполнение больших (на 20-30 %) объемов в первые периоды работы карьера. Также им установлено, что текущие расходы являются более сильным фактором, чем капитальные затраты на строительство карьера – выгоднее увеличить удельные капитальные вложения, чем допустить рост себестоимости. Возможность снижения затрат может оправдать целесообразность принятия ступенчато-убывающего графика режима горных работ или увеличения общих объемов вскрыши в контурах карьера.

Таблица 4.1 – Анализ методов обоснования вариантов распределения объемов горных работ Ступенчато-убывающий млн.м?

Из вышесказанного можно сделать вывод, что проблема выбора оптимального режима горных работ актуальна, поэтому предложено много вариантов решения поставленной задачи.

В.В. Ржевский 27 предложил методику выбора рационального режима горных работ с помощью динамического программирования.

Динамический подход значительно повышает достоверность решения что влияет на результаты расчета, так как позволяет учесть такие факторы, как неравномерность объемов работ, затрат и прибыли в течение длительного периода оценки, разновременность затрат на вскрышные и добычные работы, динамичность технико-экономических показателей и капитальных затрат в период эксплуатации.

В результате проведенных исследований В.В. Ржевский пришел к выводу о необходимости выравнивания текущих коэффициентов вскрыши. Выбор направления развития горных работ он рекомендует производить путем исследования нескольких вариантов календарного плана, связанных с различными схемами вскрытия и параметрами разрезных траншей. Он рекомендует календарный план, при котором срок существования карьера соответствует сроку амортизации основного оборудования и сооружений. При длительном сроке существования карьера, когда основное оборудование и часть сооружений амортизируются в течение двух или более циклов, следует усреднять коэффициент вскрыши в несколько ступеней с продолжительностью не менее 8–12 лет каждая. Выравнивание режима горных работ, т.е. усреднение годовых объемов вскрыши и добычи В.В. Ржевский рекомендует осуществлять регулированием направления и порядка развития горных работ, уменьшением производительности карьера по руде в периоды пиковых нагрузок по вскрышным работам, изменением схемы вскрытия или параметров системы разработки.

Предлагаемый метод очень трудоемкий, так как вариантов ведения горных работ в области регулирования режима горных работ множество. Кроме того предлагаемый метод опирается не только на распределение объемов вскрышных работ, но и на количество оборудования, что влечет за собой многократное увеличение вариантов оптимального режима горных работ.

4.2 Обоснование критерия выбора оптимального распределения объемов вскрышных пород Как было сказано выше, все исследования по определению оптимального варианта режима горных работ решаются по технологическим показателям, стабилизируя экономические показатели.

При изучении тех или иных вопросов в горном деле исследователями получены прямолинейные зависимости коэффициента вскрыши от экономических показателей. Например, в работах П.Б. Авдеева [1] и Ю.В. Терехиной [55] встречаются зависимости удельных капитальных затрат и эксплуатационных затрат от коэффициента вскрыши и глубины карьера (рис. 4.1-4.2).

Рис. 4.1 – Зависимость удельных капитальных затрат (а) и удельных эксплуатационных затрат (б) от среднего коэффициента вскрыши и глубины Рис. 4.2 – Зависимость удельных капитальных затрат (а) и удельных эксплуатационных затрат (б) от коэффициента вскрыши и глубины карьера Как известно, себестоимость вскрышных и добычных работ отражает величину текущих затрат, имеющих производственный, некапитальный характер, обеспечивающих процесс простого воспроизводства на предприятии. Этот показатель наиболее емкий по составу учитываемых затрат. В нем отражены затраты на материалы, на оплату труда, отчисления на социальные нужды, амортизация основных фондов и прочие затраты.

Эксплуатационные затраты Эt рассчитываются ежегодно на весь оцениваемый период отдельно на вскрышные, добычные и буровзрывные работы, транспортирование, переработку, охрану окружающей среды, отвалообразование и т.д.

Как правило, на первоначальном этапе выполнения экономической оценки варианта учитываются затраты только на вскрышные и добычные работы, так например, А.И.Арсентьев [5] предлагает эксплуатационные затраты определять по формуле:

где ад– себестоимость 1 т полезного ископаемого без учета затрат на вскрышные работы, руб.;

Т – продолжительность эксплуатации месторождения, годы;

b – затраты на вскрышные работы, руб.;

К0 – первоначальный коэффициент вскрышных работ, м3/т;

где V – объем вскрышных пород, извлекаемый за период строительства карьера, тыс. м3;

Рпром – промышленные запасы полезного ископаемого, тыс. м3;

Рп.д. – объем полезного ископаемого, извлеченного в период горнокапитальных работ, тыс. м3;

К1, К2, …, Кi – коэффициент вскрыши в соответствующие периоды эксплуатации месторождения, т/т;

t1, t2, …, ti – продолжительность соответствующих периодов эксплуатации, годы.

С учетом фактора времени формула определения эксплуатационных затрат примет вид:

где Е – коэффициент приведения разновременных затрат к одному моменту оценки (к началу эксплуатации месторождения).

Используя метод динамического программирования с учетом зависимости эксплуатационных затрат от коэффициента вскрыши можно создать новую методику обоснования рационального варианта распределения объемов горных работ с помощью суммарного коэффициента вскрыши за весь период отработки месторождения. Результаты которой будут соответствовать варианту с минимальными коэффициентом вскрыши и затратами, а также обеспечивать максимальный доход на протяжении всего периода отработки запасов.

Порядок выбора рационального распределения объемов вскрышных и добычных работ по предлагаемой методике следующий:

1. Для конкретного месторождения проводится горно-геометрический анализ, конечной целью которого является установление зоны регулирования распределения объемов вскрышных и добычных работ.

2. В установленной зоне регулирования графика V=f(P) назначаются варианты этапов горных работ.

3. На этапах формируются варианты возможных распределений объемов вскрышных и добычных работ.

4. Для каждого варианта по этапам рассчитываются текущие коэффициенты вскрыши по формуле:

Vвi, Vвi-1 – объем вскрышных работ на i-ом и (i -1) этапах, тыс. м3;

где Vп.и.i, Vп.и.i-1 – объем добычных работ на i-ом и (i -1) этапах, тыс. м3.

5. Далее от последней точки графика V = f(P) к начальной выбирается тот вариант, в котором сумма текущих поэтапных коэффициентов вскрыши минимальна.

6. При оценке вариантов распределения объемов вскрышных и добычных работ, разнящихся по продолжительности этапов, предлагается использовать сумму поэтапных коэффициентов вскрыши:

где Кв1, Кв2, Квi–коэффициенты вскрыши 1-го, 2-го, i-го этапов;

t1, t2, ti– продолжительность этапов, лет.

Предлагаемая методика позволит сократить время выбора оптимального варианта распределения объемов вскрышных и добычных работ и получить результат без проведения сложных экономических расчетов. Далее наиболее выгодные варианты, определенные по предложенным критериям, можно просчитать по экономическим показателям.

4.3 Практическое применение предложенной методики обоснования распределения объемов горных работ Предлагаемый метод был рассмотрен на примере буроугольного месторождения Окино-Ключи [42].

Во второй главе для данного месторождения был проведен горногеометрический анализ карьерного поля и построен график накопленных объемов вскрышных и добычных работ и работ по полезному ископаемому (рис. 4.3).

Отстройка рабочих зон по этапам горных работ выполняется в двух вариантах: в первом варианте ширина рабочих площадок принимается равной минимальной ширине, во втором увеличенная в два раза.

Минимальная ширина рабочих площадок принята в соответствии с расстановкой горнотранспортного оборудования и схемой подъезда автосамосвалов под погрузку – 25 м. Угол рабочей зоны при работе с минимальной шириной рабочей площадки составил 14° (рис. 3.17).

Во втором варианте ширина рабочей площадки составит 50 м, угол рабочей зоны – 8° (рис. 3.18).

В полученной зоне регулирования режима горных работ назначается продолжительность этапов отработки: первый этап – 2 года; второй этап – 6 лет; третий этап – 5 лет. На данных этапах определены поэтапные текущие коэффициенты вскрыши и выделены четыре базовых варианта режимов горных работ, для каждого этапа которых определены текущие коэффициенты вскрыши, представленные в таблице 4.2.

Рис. 4.3 – Графики накопленных объемов вскрышных пород V и полезного ископаемого Р: 1 – при работе с минимальной шириной рабочих площадок;

2 – при работе с максимальной шириной рабочих площадок; 3 – вариант режима Таблица 4.2 – Текущие коэффициенты вскрыши Продолжительность этапа На основе базовых вариантов сформированы 16 возможных вариантов режимов горных работ, различающихся суммарными поэтапными текущими коэффициентами вскрыши (таблица 4.3).

Вариант отработки на первом этапе с максимальным углом рабочей зоны (табл. 4.3, вариант 13), а затем с переходом на минимальный дает минимальную сумму текущих коэффициентов вскрыши.

Таблица 4.3 –Результаты расчета суммарного коэффициента вскрыши № п/п Перебор вариантов Суммарный поэтапный коэффициент вскрыши Проверим выбранный вариант рационального режима горных работ по экономическому критерию чистый дисконтированный доход.

Экономический смысл показателя чистый дисконтированный доход – ЧДД (NPV) – заключается в приведении к определенному моменту времени путем дисконтирования разновременных расходов и доходов.

Интегральный эффект (ЧДД) определяется по формуле:

где T – расчетный период (в общем случае от начала строительства до ликвидации предприятия);

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

Зt – эксплуатационные затраты проводимые в t-ом году;

E – норматив приведения затрат к единому моменту времени (норма дисконта);

t – номер расчетного года.

В зависимости от типа месторождения стоимость реализованной продукции определится:

– для угольных месторождений:

где Аt – годовая производительность по полезному ископаемому;

Ц – цена 1 т полезного ископаемого (угля).

– для золоторудных месторождений где Кизвл – коэффициент извлечения – для рудных месторождений где С1, С2, Сi – бортовое содержание i-го компонента;

Кизвл1, Кизвл2, Кизвлi – коэффициент извлечения i-го компонента;

Ц1, Ц1, Цi – цена 1 т i-го компонента.

Суммарные эксплуатационные затраты определяются по формуле, приведенной в р. 4. По каждому году отработки рассчитаны стоимостные показатели; затем для одинаковых значений коэффициентов вскрыши они суммируются. Результаты расчета ЧДД сведены в таблице 4.4.

Таблица 4.4 – Расчет варианта рационального режима горных работ по экономическому критерию ЧДД Итого 8,17 178,84 1556,87 60910,99 11529,58 40303,54 60455,31 100758,84 112288,42 112288,42 -42190, с 1-ого по 2-ой года 2,24 461,52 1033,80 119040,55 22532,68 50878,78 76318,17 127196,96 149729,63 149729,63 -20039, 2,35 461,52 1084,57 119040,55 22532,68 51374,50 77061,75 128436,25 150968,93 150968,93 -20848, 2,45 461,52 1130,72 119040,55 22532,68 51825,15 77737,73 129562,89 152095,56 152095,56 -21584, Итого с 3-ого по 8-ой года 2,24 461,52 1033,80 119040,55 22532,68 46913,03 70369,55 117282,58 139815,25 139815,25 -13565, 2,35 461,52 1084,57 119040,55 22532,68 47408,75 71113,13 118521,88 141054,55 141054,55 -14374, 2,45 461,52 1130,72 119040,55 22532,68 47859,40 71789,11 119648,51 142181,19 142181,19 -15110, Итого с 9-ого по 13-ый года По этим данным можно выбрать оптимальный вариант режима горных работ. Для этого на последнем этапе выбирается максимальный ЧДД – 37 046,19 тыс. р. (рис. 4.4), который достигается при отработке на предпоследнем этапе с коэффициентом вскрыши 2,13. Переход на второй этап обеспечивает максимальный ЧДД = 44,42 тыс. р. для Кв = 2,13 при условии, что Кв на первом этапе равен 6,43 с ЧДД = 28 406,39 тыс. р. Развернув данную схему с первого этапа, получим вариант режима горных работ с коэффициентами вскрыши 6,43-2,13-0,90, суммарный поэтапный коэффициент 21,57, что соответствует расчетам, выполненным ранее (табл. 4.3).

Рис. 4.4 – Схема выбора оптимального варианта по критерию В качестве альтернативного варианта режима горных работ можно рассматривать варианты, которые разнятся не только по поэтапным коэффициентам вскрыши, но и по продолжительности этапов. В этом случае оценку вариантов необходимо вести по суммарному поэтапному коэффициенту вскрыши, который суммируется по каждому году.

Так, например, к вариантам, описанным выше, добавляются два варианта.

Первый – при отработке в два этапа: первый этап продолжительностью 3 года с поэтапным коэффициентом вскрыши (Кв1) 4,587, второй этап – 10 лет Кв2 = 2,17. Суммарный коэффициент вскрыши для данного варианта составит где t1, t2– продолжительность 1-го и 2-го этапа, лет.

Второй вариант отработки карьерного поля: первый этап продолжительностью 3 года с поэтапным коэффициентом вскрыши (Кв1) 6,38, второй этап – 4 года Кв2 = 7,33, третий этап – 6 лет Кв3 = 0,74. Суммарный коэффициент вскрыши данного варианта Суммарный поэтапный коэффициент вскрыши для рационального варианта, рассчитанного по экономическому критерию, составит Из расчетов видно, что отработку месторождения рациональней осуществлять в три этапа: продолжительность первого – два года, второго – шесть лет, а третьего – пять лет, что дает минимальный суммарный коэффициент вскрыши, и, как следствие, максимальный ЧДД. Данный вариант предусматривает ведение горных работ с режимом горных работ по ступенчато-убывающему графику с выполнением максимальных объемов вскрышных работ в первые периоды времени.

Реализация результатов исследований в условиях разреза Окино-Ключи ООО «Бурятуголь» при выполнении максимального объема горно-капитальных работ и отработкой запасов по ступенчато-убывающему графику режима горных работ позволит повысить чистый дисконтированный доход на 10,7 млн руб. (Приложение Б).

1. Проведен анализ существующих методов распределения объемов горных пород по годам отработки (периодам эксплуатации) месторождения.

2. Обоснован критерий выбора рационального распределения объемов горной массы при поэтапной разработке месторождения.

3. Разработана схема выбора оптимального варианта по критерию максимальный чистый дисконтированный доход с применением динамического программирования.

3. В результате выполненных расчетов было установлено, что ведение горных работ с режимом горных работ по ступенчато-убывающему графику, с выполнением максимальных объемов вскрышных работ в первые периоды времени дает предприятию максимальную прибыль за весь срок эксплуатации.

Заключение Диссертация является законченной научно-квалификационной работой, в которой содержится решение актуальной задачи разработки 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.

Основные научные и практические результаты:

1. В результате анализа литературных источников по теории проектирования карьеров, опыта проектирования и работы карьеров-аналогов доказана необходимость разработки и совершенствования методов распределения по годам отработки объемов вскрышных пород и полезного ископаемого при проектировании горных работ на малых месторождениях.

2. Разработана методика горно-геометрического анализа месторождений с пологими и горизонтальными залежами при транспортной или комбинированной системах разработки.

3. Установлено, что при проведении горно-геометрического анализа пологих и горизонтальных месторождений необходимо формировать расширенную область регулирования режима горных работ, что позволяет выбирать рациональные параметры элементов системы разработки.

4. Существующая методика горно-геометрического моделирования горных работ за счет расширения рабочей зоны адаптирована для малых крутопадающих месторождений.

5. Выявлен характер взаимосвязи показателей эффективности (индекса доходности и чистого дисконтированного дохода) с первоначальным коэффициентом вскрыши.

6. Установлено влияние периода обеспеченности подготовленными запасами и объема горно-капитальных вскрышных работ на характер изменения суммы приведенного поэтапного коэффициента вскрыши при разработке малых месторождений.

7. Обосновано, что поэтапный расчет чистого дисконтированного дохода позволяет принимать решения по управлению параметрами системы разработки в процессе эксплуатации, что позволяет достичь наибольшей эффективности за весь период работ.

8. Доказана правомерность применения ступенчато-убывающего графика режима горных работ при использовании инвестиций в первоначальном периоде разработки конкретных малых месторождений.

Реализация результатов исследований в условиях разреза Окино-Ключи при выполнении максимального объема горно-капитальных работ и отработкой запасов по ступенчато-убывающему графику режима горных работ позволит повысить чистый дисконтированный доход на 10,7 млн руб.

Разработанные методы могут применяться при технико-экономическом обосновании, проектировании и эксплуатации малых месторождений.

Методики и проектные решения, полученные в результате исследований, могут быть внедрены в проектных организациях и на карьерах, разрабатывающих малые месторождения.

Список использованных источников 1. Авдеев П.Б. Научное обоснование эффективных ресурсосберегающих технологий открытой разработки рудных месторождений в сложных геокриологических условиях Забайкалья : автореф. дис. … докт. техн. наук. – М., 2010.–37 с.

2. Акишев А.Н. и др. Управление развитием рабочей зоны кимберлитовых карьеров/ А.Н. Акишев, В.А. Бахтин, Е.В. Бондаренко, С.Л. Бабаскин // Горная Промышленность. – 2004. – № 1.

3. Арсентьев А.И. Развитие методов определения границ карьеров. – Л. :

Наука, 1967. – 96 с.

4. Арсентьев А.И. Определение производительности и границ карьера. – М. : Госгортехиздат, 1961.– 48 с.

5. Арсентьев А.И.Технико-экономические особенности поэтапной отработки карьерных полей. Развитие теории открытых горных работ. – М.: МГИ, 1991. – 321с.;

6. Бонаму Гата Бернар Обоснование режима открытых горных работ при малоотходной эксплуатации маломощных крутопадающих месторождений: дис.

канд. техн. наук. СПб., 2004.–127 с.

7. Близнюков В. Г. [и др.] К вопросу календарного планирования горных работ карьеров горно-обогатительных комбинатов. Разработка рудных месторождений. Вып. 9. Киев: Техника, 1970.– С.11-14.

8. Гафиятов И. З. Мировой опыт использования малых предприятии в сфере недропользования.– Европейский Международный научно-аналитический журнал. Проблемы современной экономики, № 2 (22), 9. Горная энциклопедия. М., Советская энциклопедия, 1984-1991.

10. Грузинов В. П., Грибов В.Д. Экономика предприятия: Учеб. пособие. е изд., перераб и доп. - М.: Финансы и статистика, 2000. – 208 с.

11. Дранников С.А. Планирование режима горных работ в карьерах. Сб.

Техника и технология открытых горных работ. – М.: Углетехиздат, 1959.–137 с.

12. Игнатов А.О. Обоснование режима добычных и вскрышных работ при освоении коренных месторождений алмазов с мощной толщей покрывающих пород: дис. канд. техн. наук. М., 2009.– 130 с.

13. Инструкции по планированию, учету и калькулированию себестоимости добычи и обогащения угля (сланца), утвержденной Минтопэнерго России от декабря 1996 г.

14. Истомин В. В. Исследование развития горных работ на рудных карьерах: дис. д-ра техн. наук. М., 1991.– 485 с.

15. Закон РФ от 27 декабря 1991 года № 2116-I (ред. от 06.08.2001г.) «О налоге на прибыль предприятий и организаций»

16. Золотарев Н.Д. Технология и экономика открытой разработки месторождений. – М.Недра, 1965.– 130 с.

17. Зурков П.Э. Разработка рудных месторождений открытым способом. – М.Металлургиздат, 1953. –263 с.

18. Camm T.W. Engineering Analysis Cost Models for the East Mojave National Scenic Area, California/ open file reports/1994.

19. Camm T.W. Simplified Cost Models for Permissibility Mineral Evaluation/ Information circular/1991.

20. Капустин Н.Г. Обоснование производственной мощности карьера. Техника и технология открытых горных работ. – М.:Углетехиздат, 1959. –282 с.

21. Кононыхин М.А. Разработка методов управления интенсивностью эксплуатации месторождений открытым способом в условиях изменения потребности в добываемом сырье: дис. … канд. техн. наук. М.: ИПКОН РАН, 2002. –160 с.

22. Красулин В.С.Справочник техника-геолога, изд-во «Недра», Москва, 1967 г.

23. Кумачев К.А., Майминд В.Я. Проектирование железорудных карьеров. – М.: Недра, 1981. –362 с.

24. Методические рекомендации по оценке эффективности инвестиционных проектов (вторая редакция), утв. Минэкономики РФ, Минфином РФ и Госстроем России, 21 июня 1999 г., М,: Экономика, 2000.

25. Методические рекомендации по применению Классификации запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых. Россыпные месторождения. Москва, 2007.– 66 стр.

26. Мельников Н.В. Совершенствование методов проектирования и планирования горных работ в карьере. – Л., 1981.– 280 с.

27. Научные основы проектирования карьеров / под общ. ред. Ржевского В.

В. [и др.]. М.: Недра, 1971.–600 с.

28. Нгуен Хонг Тхань Нга. Тенденции развития малых предприятий в современных условиях хозяйствования. – Автореф.дис. … канд.эконом.наук. – Москва: ГОУВПО «Государственный университет управления», 2005. –28с.

29. Новожилов М. Г., Тартаковский Б. Н., Четверик М. С. Горногеометрический анализ и режим горных работ карьеров. Киев: Наук. думка, 1971.

–144 с.

30. Нормы технологического проектирования предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки, ВНТП-35-86.

31. Нормы технологического проектирования предприятий цветной металлургии по разработке россыпных месторождений, Москва, 1976 г.

32. Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых разрезов, ВНТП-2-86, Москва, 1986.–56 стр.

33. Общесоюзные нормы технологического проектирования предприятий нерудных строительных материалов, ОНТП 18-85, Ленинград 1988, 151 стр.

34. Орлов В.П. Проблемы малого горного бизнеса.– Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. №5, 2008.

35. Основные направления развития сырьевой базы угольной промышленности в Читинской области на 2001-2005 г.г.//В.С. Чечеткин, Н.В. Климов, В.П.

Федотов. Чита, 2001г.–70 с.

36. Основные положения Федеральной программы развития минеральносырьевой базы Российской Федерации на 2002-2010 годы. - М.: изд. АГН, 2001г. с.

37. Отчет о научно-исследовательской работе по теме: «Научное обоснование генеральной схемы развития минерально-сырьевого комплекса Иркутской области на средне- и долгосрочную перспективу (заключительный)». И.В. Бычков, М.И. Кузьмин, Н.М. Сысоева и др. Иркутск, 2010 г. – 89 с.

38. Панфилов Е.И. О проблемах повышения эффективности функционирования минерально-сырьевого комплекса России научно-технический журнал «Горная Промышленность» №4 (92) 2010, стр.2, №5 (93) 2010.– стр.16.

39. Пешков А.А. Управление развитием горных работ на глубоких карьерах.

– М.:ИПКОН РАН, 1999.– 280 с.

40. Полищук А. К. [и др.] Изыскание оптимального развития и установление экономической целесообразности открытых работ и конечных границ карьеров.

Киев: Высшая школа, 1972.

41. Постановления Совета Министров РСФСР «О мерах по поддержке и развитию малых предприятий РСФСР» от 18.07.91 N 406.

42. Проект отработки верхней части пласта 2 Окино-Ключевского буроугольного месторождения (вторая очередь). Т.1. Иркутск, 2002. – 88 с.

43. Проломова Т.А. Динамика параметров и показателей карьеров в процессе работы со стабильной производительностью по горной массе. Горный журнал.

Изв. вузов. № 1, 2001.– С.26-30.

44. Ржевский В. В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ. М.: Недра, 1975. –639 с.;

45. Ржевский В.В. Календарное планирование объемов вскрышных работ на карьерах. Горный журнал. №9, 1956. –С. 4-7.

46. Ржевский В.В. Режим горных работ при открытой добыче угля и руды. – М. Изд-во: Углетехиздат, 1957. –210 с.

47. Ржевский В. В. Открытые горные работы. М.: Недра, 1985. –430 с.;

48. Рославцева Ю.Г. Способы расширения зоны регулирования режима горных работ при проведении горно-геометрического анализа. Проблемы безопасности природно-технических систем и общества. Современные риски и способы минимизации. Иркутск, ИрГТУ, 2010.–С.402-407.

49. Рославцева Ю.Г., Федорко В.П. Горный журнал. Известия ВУЗов., Обоснование выбора рационального режима горных работ., Екатеринбург, 2010.– С.20-26.

50. Рутковский Б.Т. Определение коэффициента вскрыши и объемов работ карьера. Горный журнал, №9. 1963. – С.13-15.

51. Саканцев Г.Г., Саканцев М.Г. Исследование зависимости себестоимости вскрыши от определяющих факторов. Горный журнал. Изв. вузов. № 6, 1974.– С.23-26.

52. Содельберг А., Дональд О. Рауш, Выбор способа разработки месторождения. – в кн.: Открытые горные работы. Труды Американского института горных инженеров. пер.с.англ.– М.: Недра, 1971.– С.17-20.

53. Соколовский А.В. Методология Проектирования технологического развития действующих карьеров: автореф. дис. … докт.техн.наук.– Москва, 2009.– 40с.

54. Тальгамер Б.Л., Федорко В.П., Филонюк А.В. и др.Минеральносырьевая база и перспективы развития горнодобывающей промышленности Иркутской области. Иркутск: Изд-во Иркутского государственного технического университета, 2003. – 89 с.

55. Терехина Ю.В. Обоснование оптимальных параметров малых карьеров на предпроектной стадии оценки: дис. … канд. техн. наук.– Екатеринбург, 2006.– 123 с.

56. Территориальный орган Федеральной службы государственной статистики по Иркутской области: [сайт]. URL: http://irkutskstat.gks.ru/ 57. Ткачев А.Ф,, Хохряков В.С. Аналитические исследование режима горных работ карьера с применением вычислительных машин. Горный журнал.

Изв. ВУЗов. №1, 1964.– с.31-34.

58. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хронин В. В. Проектирование карьеров: учебник для вузов. 3-е изд. перераб. и доп. М.: Изд-во АГН, 2009. –694 с.

59. Угольная промышленность Восточной Сибири. Республика Бурятия//ОАО «Сибирская угльня энергетическая компания «СУЭК»«. Улан-Удэ– Иркутск, 2006г.–84 с.

60. Указ Президента РФ «Об ускоренной приватизации государственных и муниципальных предприятий» от 29.12.91 N 61. Федеральный Закон «О государственной поддержке малого предпринимательства в РФ» от 14 июня 1995 г. N 88-ФЗ, с изменениями от т 31 июля 1998 г., 21 марта 2002 г.

62. Федорко В.П., Рославцева Ю.Г.. Горный журнал. Известия ВУЗов., горно-геометрический анализ карьерных полей для пологих горизонтальных залежей при транспортной или комбинированной системах разработки., Екатеринбург, 2010.–С. 27-32.

63. Фомин С.И. Производительность карьеров и спрос на минеральное сырье. – Санкт-Петербург, 1999.– 168 с.

64. Фролов О.М. Малые горные предприятия в системе горнодобывающей промышленности. – Автореф.дис. … канд.эконом.наук. – Санкт-Петербург:

СПГУ, 2004. –19с.

65. Холодняков Г. А.Определение основных параметров открытой разработки комплексных месторождений. Л.: Изд-во ЛГУ, 1988.– 158 с.

66. Холодняков Г. А. Проектирование карьеров, разрабатывающих комплексные месторождения. – Л.: Изд-во ЛГИ, 1987.– 83с.

67. Хохряков В. С. Исследование этапов развития и экономичности открытых горных работ в глубоких карьерах: автореф. дис. … д-ра техн. наук. МГИ, 1966.– 32с.;

68. Хохряков В. С. К вопросу экономичной оценки открытой разработки месторождений по очередям // Изв. вузов. Горный журнал. № 3, 1962. – С. 57–60.

69. Хохряков В.С. Проектирование карьеров. 2-е изд., перераб. и доп. М.:

Недра, 1980. – 336 с.

70. Шевчук Г.А., Харитонов Ю.Ф., Карманов А.Б. Перспективы развития и освоения минерально-сырьевой базы юго-восточного Забайкалья. Горный журнал.

№5, 2010. –С.34-37.

71. Шитарев В.Г., Салманов О.Н. Параметры карьеров при комплексном использовании недр.– М., 1990.

72. Юматов Б. П., Бунин Л. В. Выбор оптимального варианта при разработке карьеров по этапам. Горный журнал № 11, 1965.– С.15-17.

73. Юматов Б.П., Бунин Ж.В., Паничев В.М. Методика выбора оптимального варианта разработки отдельных участков месторождений. Горный журнал № 7, 1976. –С.61-62.

74. Юматов Б. П. Установление режима горных работ на основе поперечных разрезов при вскрытии горизонтов по участкам карьерного поля. Горный журнал № 8, 1977. –С.21-26.;

75. Юматов Б.П., Бунин Ж.В. Строительство и реконструкция рудных карьеров. Изд. 2, перераб. и доп.– М.: Недра, 1978. – 231 с.

Приложение А ЗАО «А/с Сибирское зоАканак ЗАО «Ленская золотопромышленная компа- Проект золотоносной россыпи руч. Атыркан-Берикан 1951,01 192,8 ЗАО «А/С Чайбуха» Проект разработки россыпи руч. Радостный, Июльская ЗАО «Дальняя Тайга»

ЗАО «Надеждинское»

Проект доработки запасов россыпи р. Бодайбо «Прокопьевского дражного полигона» драгой № Проект разработки золотоносной россыпи в нижнем течении руч. Еленинский (лев. приток р. Догалдын-Накатами) ЗАО «Недра Бодайбо Икибзяк (верхнее течение) ЗАО «Сибирский реги- Проект разработки золотоносной россыпи верхнего течеон» ния рч.Бодайбо (выше руч. Мариинского) ЗАО ГПП «Реткон» Проект разработки месторождений россыпного золота руч.

Мамская горнорудная Проект отработки Погребенной россыпи месторождения компания «Грейн-Стар» открытым раздельным способом ООО а/с «Золото Нече- Проект отработки месторождения россыпного золота леры» вобережной террасы р. Бодайбо выше руч. Стрелочный ООО ГорноПроект опытно-эксплуатационных работ россыпи в долине ПК 2Артель старателей Проект разработки золотоносной россыпи р. Ангара (верхБерилл» нее течение) АООТ «Шиткинский разрез» Ангарская геоло- Проект разработки каменноугольного месторождения горазведочная экспеди- «Шиткинское»

ЗАО «Нукутский гипсо- Обоснование технологии разработки участка «Северный»

ЗАО «Сибирьгазтеплост- Проект разработки месторождения песчано-гравийной Иркутский завод не руд- Проект разработки Баклашинского (на Вырубке) местороных материалов ждения песчано-гравийных материалов Иркутский завод неруд- Проект разработки месторождения песчано-гравийной МУП «Коммунальное ОАО «Иркутский завод Проект разработки юго-западного фланга Усть-Балейского нерудных материалов» месторождения строительных песков ОАО «Иркутский завод Проект доработки запасов Северного участка Иркутного нерудных материалов» месторождения песчано-гравийной смеси ОАО «Ангарское управ- Проект разработки и рекультивации карьера на Мальтинление строительства» ском месторождении глинистых пород ОАО «Верхнечонскнеф- Проект разработки трех карьеров строительных материатегаз» лов ОАО «Иркутская горная Проекта разработки Цаган-Ходинского месторождения изкомпания» вестняков ОАО «Иркутский завод Проект разработки участка Иркутного месторождения нерудных материалов» песчано-гравийной смеси ОАО «Иркутский завод Проект разработки карьера по добыче песчано-гравийной нерудных материалов» смеси на береговом участке реки Ангары ОАО «Строительная Проект разработки Худяковского месторождения легкокомпания «Вектор» плавких глин Проект разработки резерва грунтов №1 и №2 для строительства и эксплуатации внутрипромысловой автодороги ООО «ВосточноПроект разработки месторождения песчано-гравийной бетонных конструкций»

ООО «ВосточноПроект разработки участка «Бородинский» Иркутного бетонных конструкций»

ООО «Индустрия строи- Проект разработки участка месторождения песка «Алзательства» майское 1»

ООО «Ленская золото- Добыча строительного камня (гранита) на месторождении рудная компания» «Константиновское»

ООО «Тимлюйский це- Проект разработки Юго-Западного фланга Таракановского ментный завод» месторождения известняков ООО «Хомутовская дорожная передвижная ме- Проект разработки участка Грановского месторождения ханизированная колон- песчано-гравийной смеси ООО «Хомутовская дорожная передвижная ме- Проект разработки участка «Кудинское - 1» Кудинского ханизированная колон- месторождения песчано-гравийной смеси ООО «Хомутовская Проект разработки месторождения песчано-гравийных ное предприятие № Ангарская геологоразве- Проект разработки каменно угольного месторождения АООТ «Шиткинский разрез» Ангарская геоло- Проект разработки каменноугольного месторождения горазведочная экспеди- «Шиткинское»

угольная компания» Проект разработки центральной части участка Хадайский МУП «Коммунальное ОАО «Востсибэнерго- Проект разработки участка «Лужки» Забитуйского каменуголь» ноугольного месторождения ОАО «Областное жиПроекта эксплуатационно-заверочных работ на участке ООО «Бурятуголь» Проект разработки пласта Верхний III Загустайского буроугольного месторождения Проект разработки участка Центральный ДабанГорхонского буроугольного месторождения ООО «Нукутская уголь- Проект доработки запасов Южной части Нукутского каная компания» менноугольного месторождения Приложение Б