Расчет годовых эксплуатационных затрат

 

Годовые эксплуатационные затраты включают в расчеты после строительства и ввода в эксплуатацию рудника.

Затраты на транспорт, поддержание выработок, водоотлив, проветривание зависят от параметров шахтного поля и производительности рудника (А, млн. т).

Годовые затраты на транспортирование руды:

- при центральном вскрытии

 

, у.е. (7.1)

 

- при фланговом вскрытии:

 

, у.е. (7.2)

 

- на поверхности:

 

, у.е. (7.3)

 

где - дальность транспортирования руды на поверхности, км;

- себестоимость подземного и поверхностного транспорта 1 т руды, у.е./т;

А – производственная мощность рудника, т.

Себестоимость подземной электровозной откатки одной тонны руды

 

, у.е./т (7.4)

 

Себестоимость подземного конвейерного транспорта

 

, у.е./т (7.5)

 

Себестоимость конвейерного транспорта на поверхности

 

, у.е./т (7.6)

 

Себестоимость транспортирования автосамосвалами на поверхности принимать равной С_пов =0,1÷0,14 у.е./т.

Себестоимость дробления тонны руды перед загрузкой на ленту или в скип

 

, у.е./т (7.7)

 

Себестоимость подъема скипами тонны руды по вертикальному стволу на 100 м по вертикали:

, у.е./т (7.8)

 

Себестоимость клетьевого подъема по вертикальному стволу .

Себестоимость подъема тонны руды конвейером по наклонному стволу на 100 м по вертикали:

, у.е./т (7.9)

 

Себестоимость подъема тонны руды на 100 м трассы автомобильным транспортом:

 

, у.е./т (7.10)

Стоимость водоотлива по вертикальному стволу на 100 м высоты:

 

, у.е., (7.11)

 

где q - коэффициент водообильности, м³/ч на 1 млн. т. годовой добычи.

Затраты на проветривание:

 

, у.е. (7.12)

 

где L –протяжённость вентиляционной струи от устья воздухоподающего до устья воздуховыдающего стволов, м;

Н_СР - средняя глубина горных работ, м;

, м, (7.13)

где Н_Н - мощность наносов;

Н_О - глубина оруденения, м;

k - коэффициент, зависящий от схемы проветривания (k = 1,08 для диагональной схемы, k = 2,16 - для фланговой и центральной схем).

Ремонт выработки чаще всего состоит в полной или частичной замене крепи, величину затрат на поддержание выработок рассчитывают по коэффициенту износа крепи. Стоимостные данные для расчетов берутся из производственных отчетов или прейскурантов цен, исходя из конкретных условий эксплуатации выработки. Для приближенных расчетов затрат на текущий ремонт и поддержание вертикальных стволов принимаются в размере 1 %, наклонных - 1,5 %, горизонтальных выработок - 0,66 %, выработок околоствольных дворов – 0,3 % от стоимости их проведения.

При наличии рудных охранных целиков определяется абсолютная сумма перерасхода при их извлечении

 

SС_ц = ((С_ц-С_доб)n_ц*Q_ц)/1-R_ц, (7.14)

 

где (С_ц-С_доб) – разница добычи и переработки товарной руды при выемке из охранных целиков и основных запасов, у.е.;

n_ц – коэффициент извлечения руды из охранных целиков, дол. ед;

R_ц – коэффициент разубоживания при извлечении охранных целиков, дол. ед.;

Q_ц – запасы в охранных целиках, т.

Разница (С_ц-С_доб) определяется из условия, что охранный целик извлекается системами разработки с твердеющей закладкой повышенной прочности. В расчетах можно рекомендуется принимать следующие значения (табл. 7.6).

Таблица 7.6 - Разница в добыче руды из охранного целика и

основных запасов

Технология отработки основных запасов	(Сц-Сдоб), у.е./т
1. С твердеющей закладкой	1,5/ ^*
2. С сухой или гидрозакладкой	6,0/
3. С естественным поддержанием или обрушением руд и вмещающих пород	7,5/

* - γ – объемный вес руды, т/м³

 

Годовой перерасход включается в эксплуатационные затраты и определяется следующим образом

 

Э_ц = SС_ц /Т, (7.15)

 

где Т – срок существования рудника, лет.

7.2. Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затрат

 

Выбор наиболее целесообразного варианта вскрытия и подготовки месторождения производится путем технико-экономического сравнения на основе дисконтированного срока окупаемости капитальных затрат. Дисконтирование – это приведение разновременных денежных потоков к одному моменту времени. Под сроком окупаемости капитальных затрат (∑К_t) подразумевается продолжительность периода, в течение которого сумма чистых годовых доходов равна сумме капитальных вложений, т.е это время за которое капитальные затраты будут возвращены за счет доходов от реализации продукции при том или ином варианте вскрытия. Дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат (Т_ок) определяет момент условия, когда

∑ К_t / (1+E)^T = ∑(П_t + А_t) / (1+E)^T, (7.16)

где Т_ок – сравнительный дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат i-го варианта вскрытия и подготовки месторождения, лет;

∑ К_t - капитальные затраты на вскрытие и подготовку месторождения i-го варианта, у.е.;

E – ставка дисконта, дол. ед. Принимать при Е=5%;

Т – срок эксплуатации месторождения, лет; П_{t –} годовой размер прибыли, получаемой от эксплуатации месторождения при i-м варианте вскрытия и подготовки, у.е.;

А_t – годовой размер амортизации при i-м варианте вскрытия и подготовки, у.е.

Срок окупаемости рекомендуется рассчитывать с учетом дисконтирования, со ставкой дисконта (Е= 5%), если расчет ведется в у.е., в случае когда расчет производится в рублях, то Е принимается равной годовому размеру инфляции (12%).

Исходные данные для расчета:

1. Сумма капитальных затрат, у.е. (∑ К_t) – рассчитывается по приведенным зависимостям в п. 7.1.1., 7.1.2.

2. Сумма эксплуатационных затрат, у.е./год (Э_t) - рассчитывается по приведенным зависимостям в п.7.1.3.

3. Сумма амортизационных отчислений (А_год)- рассчитывается по зависимости, у.е./год.

, (7.17.)

где К_ст , К_кв , К_штр , К_од , К_{пов зд} - капитальные затраты соответственно на строительство стволов шахт, квершлагов, околоствольных дворов, поверхностных зданий и сооружений, у.е.;

Б_ступ – балансовые запасы руды ступени вскрытия, т.

4. Срок строительства, лет (Т_стр)- определяется согласно календарному плану строительства рудника.

5. Затраты на очистную выемку, у.е./ год (Э_оч)

Затраты на единицу очистной выемки (с_оч) составляет 25% от себестоимости подземной добычи руды (табл. 7.7).

Т.о., годовые затраты на очистную выемку определяются исходя из себестоимости добычи и годовой производительности шахты:

=0,25с_доб·А_год (7.18)

где с_доб – себестоимость добычи полезного ископаемого, определяется исходя из принятой системы разработки по табл. 7.7, у.е./ т;

А_год – годовая производительность рудника по руде, т/год.

 

Таблица 7.7- Себестоимость добычи 1 т руды (с_доб) при различных системах разработки

Группа рудников	Условия и системы разработки	Себестоимость (у.е./т) добычи руды при производственной мощности рудника млн. т/год
До 0,5	0,5-1,0	1,0-2,0
	Благоприятные условия и производительные системы (этажное и подэтажное обрушение, камерная, камерно-стобовая)	9,0-12,0	7,0-9,0	5,0-7,0
	Средние по производительности системы (сплошная, система с магазинированием руды, слоевое обрушение) и условия разработки	12,0-15,0	9,0-12,0	7,0-9,0
	Малопроизводительные системы (с закладкой и (или) креплением) при относительно неблагоприятных условиях	15,0-17,0	12,0-15,0	-

 

 

6. Выручка от реализации продукции (В_t), у.е./ год

Годовая сумма выручки от реализации (В_t) рассчитывается как произведение ценности полезного ископаемого (Ц_п.и.) на годовую производительность подземного рудника по руде (А_год):

В_t = Ц_п.и. * А_год , (7.19)

где В_t – выручка от реализации полезного ископаемого, у.е.; Ц_п.и - ценность полезного ископаемого, у.е./т.; А_год – производственная мощность рудника, млн. т/год.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (у.е./т):

Ц_цм = 0,01*с(1-R)ц*e*К₀, (7.20)

где с – содержание металла в балансовых запасах, %; R – коэффициент разубоживания руды, дол. ед.; ц – цена 1 т руды металла, у.е. (табл. 7.8.);

e - коэффициент извлечения металла в концентрат, дол. ед.; К₀ - коэффициент действительного дохода рудника от стоимости конечной продукции, приходящегося на вскрытие месторождения. К₀ =0,1÷0,15

Извлекаемая ценность железной руды (у.е./т):

Ц_чм = К_о, (7.21)

где с - содержание железа в балансовых запасах, %; R – коэффициент разубоживания руды, дол. ед.; ц – цена 1 т железа, у.е.; e - коэффициент извлечения железа в концентрат (0,85), дол. ед.; b - содержание железа в концентрате, %.

Цену 1 т железного концентрата (b=60%) рекомендуется принимать ц= 30 у.е.

 

Таблица 7.8- Рекомендуемые цены на цветные металлы и коэффициенты извлечения металлов в концентрат

 

Металл	Цена 1 т металла (ц), у.е.	Коэффициент извлечения металла (e), %
Алюминий
Медь
Никель
Олово
Свинец
Цинк

 

Исходные данные для расчета дисконтированного срока окупаемости капитальных затрат сводятся в таблицу 7.9.

 

Таблица 7.9- Исходные данные для расчета сравнительного дисконтированного срока окупаемости капитальных затрат по вариантам вскрытия

 

Наименование показателя	Вариант вскрытия
Выручка от реализации продукции, у.е./год
Сумма амортизационных отчислений, у.е./год
Срок строительства, лет
Затраты на очистную выемку, у.е./год
Сумма капитальных затрат, у.е.
Сумма эксплуатационных затрат, у.е./год

 

Далее производится расчет показателей для определения дисконтированного срока окупаемости капитальных затрат по каждому варианту вскрытия. Результаты расчета сводятся в таблицу 7.10.

 

Таблица 7.11 – Распределение капитальных затрат по годам

Срок строительства Тстр, лет	Распределение капитальных затрат по годам, %
…	…	…	…	…	…	…	…	…	…

 

Определение сравнительного срока окупаемости капитальных затрат производится подсчетом дисконтированного денежного потока нарастающим итогом. За дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат необходимо принимать момент перехода с отрицательного значения дисконтированного денежного потока нарастающим итогом в положительное его значение.

Оптимальным считается тот вариант вскрытия, который имеет наименьший срок окупаемости. При получении одинаковых значений срока окупаемости по рассматриваемым вариантам вскрытия выбор предпочтительного варианта вскрытия месторождения производится по минимальным величинам капитальных затрат и срока строительства рудника.

 

 

 

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК

 

1. Справочник по горно - рудному делу /Под ред. В.А.Гребенюка,Я.С.Пыжьянова, И.Е.Ерофеева.- М.:Недра,1983, 816 с.

2. Агошков М.И.,Борисов С.С.,Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений.-М.:Недра, 1983, 424 с.

3. Брюховецкий О.С.,Бунин Ж.В.,Ковалев И.А. Технология и комп- лексная механизация разработки месторождений полезных ископаемых: Учеб.для вузов.- М.:Недра, 1989, 300 с.

4. Жигалов М.Л.,Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ,Учеб. для вузов.-М.:Недра, 1990, 423 с.

5. Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений: Учебник.-М.:Недра, 1984, 504 с.

6. Баранов А.О. Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руд: Справочное пособ.-М.:Недра, 1993, 283 с.

7. Петросов А.А., Мангуш С.К. Экономические риски горного производства: Учеб. пособие.- М.: Изд-во МГТУ, 2001.-130 с.

8. Гурен М.М. Ценообразование и цены на продукцию горных предприятий. – М.: Из-во МГГУ, 2001. – 401 с.

9. Гидулянов В.И., Хлопотов А.Б. Анализ методов оценки эффективности капитальных вложений. – М.: Изд-во МГГУ, 2001.- 78 с.

10. Эталоны ТЭО строительства предприятий по добыче и обогащению угля. В 2 т / Под научным руководством В.М. Еремеева, Г.Л. Краснянского. – М.:. Изд-во АГН, 1998.

11. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом, утвержденные Постановлением Госгортехнадзора России от 30.05.03, № 30.-М.:НПО ОПТ, 2003.

12. Каварма И.И., Дидок А.В. Средства механизации рудных шахт: Справочник/Под ред. И.И. Каварма. Киев: Техника, 1989, 176 с.

13. Шестаков В.А. Проектирование горных предприятий: Учебник для студ. вузов.-2-е изд. перераб.- М.: Изд. Московского государственного горного университета, 2003, 800 с.

14. РД 06-174-97 Инструкция по безопасному ведению горных работ при комбинированной (совмещенной) разработке рудных и нерудных месторождений полезных ископаемых

15. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки (ВНТП 13-2-93)

Приложение 1