Лабораторная работа 6 сравнение конкурирующих вариантов вскрытия месторождения

Цель работы: Получить практические навыки в технико–экономической оценке вариантов вскрытия месторождения для окончательного выбора оптимального варианта

6.1. Общие положения

Выбор оптимального варианте вскрытия месторождения производится по критерию минимума приведенных затрат (З_пр , руб./т).

3_пр = (Э  К_к / Б  К_н) + ( Е_н  К / А_г)  минимум, (6.1)

где Э – сумма эксплуатационных расходов за период отработки месторождения, к которым относятся расходы на поддержание и ремонт капитальных выработок, транспортирование и подъем на поверхность добытой руды, водоотлив, проветривание др., руб.; Е_н = 0,15– нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений; К – сумма капитальных затрат, произведенных в период строительства и эксплуатации рудника, руб.

Капитальные затраты по вариантам могут значительно отличаться по величине и производиться в разное время, что требует приведения затрат (капитальных и эксплуатационных) к одному и тому же моменту времени. Приведение (дисконтирование) затрат обычно производят к моменту сдачи рудника в эксплуатацию или к началу строительства с помощью коэффициента приведения (k_пр)

k_пр = 1/(1 + Е_нп)^t , (6.2)

где Е_нп – норма дисконта, равная сумме (темп инфляции + норма прибыли + процент риска), Е_нп = 0,08  0,2; t – период приведения затрат, т.е. период, отделяющий время внесения затрат от момента приведения, год.

При равноценных вариантах вскрытия, когда приведенные затраты отличаются не более чем на 10%, окончательный выбор способа вскрытия производится с учетом технических факторов.

6.2. Порядок выполнения работы

6.2.1. Распределение капитальных вложений по годам строительства и эксплуатации рудника принять согласно данных лабораторной работы 5. Данные свести в табл. 6.3.

6.2.2. Эксплуатационные затраты по сравниваемым вариантам можно рассчитать по формулам:

– затраты на поддержание и ремонт (Э_пр) горных выработок (стволов, квершлагов, штреков, околоствольных выработок и др.)

Э_пр = L_в  t_в  С_пр, (6.3)

где L_в – длина (высота) поддерживаемой выработки, м.; t_в – время поддержания выработки, лет; С_пр – себестоимость поддержания и ремонта выработки, руб./м в год ;

• затраты на транспортировку руды по горизонтальным выработкам (Э_т) и подъем на поверхность (Э_п)

Э_т = L_т  Б  (К_н / К_к)  С_т; (6.4)

Э_п = Н_п  Б  (К_н / К_к)  С_п, (6.5)

где L_т и Н_п – средняя длина транспортировки и подъема руды, соответственно, м; С_т и С_п – себестоимость транспорта и подъема руды, соответственно, руб./тм;

• затраты на водоотлив ( Э_в )

Э_в = Н_в  V_в  t_в  С_в, (6.6)

где Н_в – средняя высота подъема воды, м; V_в – средний водоприток воды, м³/год; t_в – время откачки воды, лет; С_в – себестоимость водоотлива, руб/м³м.

Удельные стоимостные затраты принять согласно данных практики, рекомендаций литературных источников или табл. 6.1.

Таблица 6.1

Удельные стоимостные показатели

Наименование показателей	Затраты
1. Себестоимость подъема руды, руб./т на 100м по вертикали: а) по вертикальному стволу – при скиповом подъеме – при клетевом подъеме б) по наклонному стволу – при скиповом подъеме – при клетевом подъеме – при конвейерном подъеме – при подъеме автосамосвалами)	4 7 6 9 2,5 3,4
2. Себестоимость транспортирования руды, руб./т км: – подземной электровозной откатки – электровозной откатки по штольне – на поверхности (автотранспорт в зависимости от рельефа и климатических условий)	7 6 26
3. Себестоимость механического подземного дробления руды, руб./т: – средней крепости – крепкой	3 7
4. Себестоимость водоотлива, руб/м3 на 100 м по вертикали: – по вертикальному стволу – по наклонному стволу	2 3
Себестоимость транспортирования руды по канатной дороге, руб./т км	25
Себестоимость поддержания, ремонта и содержания горных выработок, руб./м в год: – вертикального ствола – наклонного скипо–клетевого ствола – слепого вертикального ствола – конвейерного и автомобильного уклонов – квершлагов – штреков	2500 4000 3000 2000 2000 2200

По мере отработки месторождения происходит изменение длины откатки, высоты подъема руды, числа и длины поддерживаемых выработок, что ведет к изменению величины эксплуатационных затрат, как правило, в большую сторону. Поэтому эксплуатационные затраты следует определять за период отработки каждого этажа или группы этажей, объединяемых отдельным этапом вскрытия и отработки месторождения.

В данной работе, учитывая учебный характер задачи, допускается установление средней величины годовых эксплуатационных затрат, одинаковой в течение всего периода отработки месторождения (табл. 6.2). Результаты расчета свести в табл. 6.3.

6.2.3. Приведение капитальных и эксплуатационных затрат к одному моменту времени произвести по формуле (6.2) в табличном виде подобно табл. 6.3.

6.2.4. По формуле (6.1) произвести технико–экономическое сравнение вариантов вскрытия и выбрать из них наиболее экономичный.

ПРИМЕР. На основании данных табл. 5.4, 5.6, 6.3 величина приведенных затрат до первому варианту вскрытия равна

З_пр1 = 4960,9 / (390,9) + 0,151132,7 / 2 = 97 руб/т, а по второму варианту (условно) 3_пр2 = 115 руб/т. Удельные приведенные затраты по первому варианту меньше, чем по второму на (115–97)/(115+97)100 = 8,5%. Рассматриваемые варианты равноценны. Окончательный выбор производить с учетом технических факторов.

Таблица 6.2