книги из ГПНТБ / Погребицкий Е.О. Геолого-экономическая оценка месторождений полезных ископаемых

Т абл иц а 32

Норматив удельных капитальных затрат для карьеров железорудной промышленности, руб. на 1 м3 горной массы

При отсутствии буро-взрывных работ рекомендуется применять коэффициент 0,75—0,80.

Удельные капитальные затраты на строительство обогатительных ■фабрик цветной металлургии в расчете на 1 т товарной руды соста­ вляют обычно 10—15 руб., снижаясь на средних и крупных фабриках до 3—8 руб. Общие удельные капиталовложения в цветной метал­ лургии на строительство ГОК, включающих подземный рудник, обогатительную фабрику и вспомогательные объекты, в условиях Урала, Казахстана и Западной Сибири указаны в табл. 33. Для более крупных ГОК они снижаются до 20, а при открытых работах до 12 руб. Для условий Восточной Сибири удельные капиталовложения возрастают на 20%, Дальнего Востока — на 25—30%.

Табли ца 33

Удельные капиталовложения на строительство ГОК цветной металлургии в условиях Урала, Казахстана и Западной Сибири

Так как качество руд одного и того же вида минерального сырья на рудных месторождениях неодинаково, для сравнения эффектив­ ности капиталовложений следует определять их не по руде, а по стандартному продукту (концентрату стандартного качества, ме­ таллу, условному топливу и т. п.).

Удельные капиталовложения на 1 т товарного концентрата опре­ деляют по формуле

Я у д . р Ск

уд-к _ суг„ ’

150

Пример. Имеется 2 месторождения меди, которые характеризуются техникоэкономическими показателями, приведенными в табл. 34. Требуется определить, на каком из этих двух месторождений капиталовложения наиболее эффективны. По удельным капиталовложениям в расчете на 1 т товарной руды этого сказать нельзя, требуется определить удельные капиталовложения в расчете на 1 т концентрата.

Себестоимость находится в зависимости от способа и системы разработки, годовой мощности предприятия, общих и удельных капиталовложений, геологических условий месторождения и других факторов. Взаимозависимость всех этих факторов приводит к тому, что нередко приходится определять себестоимость по нескольким вариантам годовой мощности предприятия или способа и системы разработки, или объемов капиталовложений.

Себестоимость добычи и обогащения руды слагается из следу­ ющих статей расходов: а) заработная плата, б) материалы, в) элек­ троэнергия, г) амортизация основных фондов, д) прочие затраты.

Для ориентировочных расчетов можно пользоваться эмпириче­ скими формулами определения себестоимости В. В. Померанцева [49] либо принимать ее по аналогии в зависимости от географо-экономи­ ческих, геологических и горнотехнических условий месторождения,

151

способов его разработки, организационной структуры рудника и пр. Большую помощь при этом оказывают статистические данные по существующим рудникам, анализ изменения себестоимости в зави­ симости от объемов добычи, условий эксплуатации и т. д. Такая работа ведется в головных проектных организациях (Гипроруда, Гипрошахт, Гипроникель, Механобр и др.). Знание этих материалов полезно и в тех случаях, когда определение себестоимости ведется непосредственно путем калькуляции по статьям затрат. Последний путь с учетом анализа себестоимости на существующих предприятиях наиболее достоверен.

Заработная плата — одна из основных статей расходов на добычу

иобогащение минерального сырья. Она составляет 35—45% от всей себестоимости добычи 1 т минерального сырья при открытой и 65— 75% — при подземной разработке месторождения.

Годовой фонд заработной платы рабочих, ИТР и служащих определяется исходя из численности и среднегодовой' зарплаты. Численность рабочих рассчитывается на основе обоснованной произ­ водительности труда и объемов годовой добычи. Численность ИТР

ислужащих зависит от системы разработки и годовой добычи. Средняя годовая заработная плата определяется в зависимости

от квалификации рабочих, ИТР и служащих в соответствии с уста­ новленными тарифными ставками, окладами, расценками при сдель­ ной работе.

Пример. Для рудника, разрабатывающего слюду в Мурманской области, годовая производительность по слюде — промышленному сырцу — составляет 3 тыс. т. При подземной разработке системой магазинирования списочная чис­ ленность:

Средняя годовая заработная плата с учетом льгот (районный коэффициент, равный 1,5, надбавки за работу в местности, приравненной к условиям Крайнего Севера, удлинение отпусков, оплата подъемных и проезда к месту работы и обратно для работников и членов его семьи) составляет, руб.:

Расход и стоимость материалов (ВВ, средства взрывания, сталь, твердые сплавы, крепежный лес и т. п.) рассчитываются по нормам расхода в зависимости от крепости и устойчивости пород и по опто­

вым ценам с учетом их транспортировки. Пусть для указанного выше примера стоимость материалов на годовую добычу с учетом транс­ портировки составляет 400 000 руб.

Расход и стоимость электроэнергии определяется по нормам и отпускным ценам на электроэнергию (табл. 35). Стоимость 1 квт-ч 2 коп. Общая стоимость электроэнергии

63І0000-0,02 = 12 600 руб.

Амортизационные отчисления на восстановление основных фондов слагаются из начислений:

а) на амортизацию капитальных горных выработок, зданий и со­ оружений производственного назначения. Эти начисления опре­ деляются из расчета погашения стоимости капитальных горных выработок, зданий и сооружений производственного назначения в течение срока существования рудника. Если, например, для ука­ занного выше рудника этот срок равен 25 годам, то ежегодная амор­ тизация составит 4%.

б) на восстановление оборудования; по существующему законо­ дательству они составят для основного оборудования 10,2% и для оборудования очистных работ 15%.

Аналогичным образом рассчитывают цеховую себестоимость обо­ гащения. При этом полностью учитывают технологические испытания проб, при производстве которых определяют не только расход руды

153

на 1 т продукции, извлечение, потери полезного компонента в хво­ стах, качество продукции, но и порядок стадиальной переработки руды, принципиальные отличия обогатимости руд, расход реагентов и материалов, режим обогащения, набор оборудования и прочие данные, которые влияют на организацию обогащения, затраты средств и материалов, состав и численность работающих.

Для оценки месторождения наиболее важна себестоимость 1 т конечного продукта (концентрата, металла), которая определяется по формуле

Q K = (<?д + Q o) (7>

ив подсчитанных при разведке запасах; К И— коэффициент извле­ чения полезного компонента при обогащении, доли единицы; К р — коэффициент разубоживания, доли единицы.

Содержание полезного компонента в руде принимают по данным разведочных работ, содержание полезного компонента в концентрате

икоэффициент извлечения — по данным технологических испыта­ ний, коэффициент разубоживания — по данным пробной эксплуата­ ции либо по аналогии.

Пример. Требуется определить себестоимость 40%-ного оловянного кон­ центрата, если содержание олова в руде составляет 0,5%; коэффициент разубо­ живания руды при добыче 0,9 (в процессе добычи к руде примешивается 10% пустой породы); коэффициент извлечения при обогащении 0,8; себестоимость добычи 1 т руды 5 руб., а себестоимость обогащения 3 руб.

Расход руды

Себестоимость 1 т концентрата

< ? к = (5+3)-111 = 888 руб.

154

Себестоимость отдельных видов продукции, получаемой при пере­ работке комплексного сырья, в практике горнорудных предприятий определяется несколькими способами. Как будет показано в разделе «Комплексные руды» (глава третья) большинство этих методов для целей оценки непригодны. Следует использовать два метода:

а) пропорционального распределения общих затрат на добычу и переработку комплексного минерального сырья в соответствии с ценностью получаемых при этом продуктов;

б) прямых расчетов затрат, требующихся на каждый вид про­ дукции.

Первый метод следует применять в том случае, если руда содержит два или более основных полезных компонента, причем все затраты по добыче и ее переработке в одинаковой степени нужны для всех этих компонентов.

Пример. Свинцово-цинковая руда содержит два основных компонента: свинец 2% и цинк 4,6%. Как известно, все операции по обогащению, так же как и по добыче этой руды, общие. Пусть себестоимость добычи 1 т руды 4,5 руб., себестоимость обогащения 5,5 руб. Извлечение свинца при обогащении 0,9, цинка — 0,7, коэффициент разубоживаштя руды равен 1. Содержание свинца в свинцовом концентрате 45, цинка в цинковом — 40%.

Выход свинцового концентрата

4,6 • 0,7 • I = 0,08 т.

40

Оптовая цена 1 т свинца в 45%-ном концентрате согласно прейскуранту Л» 02-02 1966 г. составляет 485 руб., 1 т цинка в 40%-ном концентрате — 330 руб. Тогда ценность извлеченного свинца в концентрате

19,3 ценности полученной из этих руд продукции. Следовательно, затраты на свинец также принимаются равными 45% от всей суммы затрат.

Расход руды на 1 т свинцового концентрата

45

25 т.

2-0,'

Тогда себестоимость 1 т свинцового концентрата

<?С= (4,5 + 5,5) -0,45-25,0 = 112,5 руб-,

а цинкового концентрата

<?ц = (4,4 + 5,5) • 0,55 • 12,5- 68.75 руб.

155

Второй метод используется для расчета себестоимости второ­ степенных или попутных компонентов, и только в том случае, когда процесс получения этих компонентов сопровождается дополнитель­ ными операциями и, следовательно, дополнительными затратами.

Например, в железной скарновой руде кроме основного компо­ нента железа в качестве второстепенных и элементов-спутников содержатся медь, цинк, свинец и апатит, выделение которых из руд технически возможно и экономически целесообразно. Все они пере­ ходят в хвосты магнитного обогащения. При флотации хвостов получают коллективный сульфидный концентрат и вторичные хвосты с апатитохм. Из сульфидного концентрата получают селективные концентраты меди, свинца и цинка. Получение апатитового концен­ трата требует переработки вторичных хвостов. Следовательно, в себе­ стоимость получения магнетитового концентрата входят затраты на добычу руд, дробление и электромагнитную сепарацию.

Себестоимость медного, свинцового и цинкового концентрата складывается из затрат по флотации коллективного сульфидного концентратов. Распределение этих дополнительных затрат по видам получаемых концентратов производится пропорционально извлека­ емой их ценности.

Себестоимость апатитового концентрата определяется только затратами на флотацию вторичных хвостов.

Таким образом, стоимость первичных и вторичных хвостов, пригодных для выделения сульфидного или апатитового концентра­ тов, принимается нулевой, поскольку они получаются попутно (первичные хвосты после выделения основного компонента — же­ леза, вторичные хвосты после выделения коллективного сульфидного концентрата).

Если для перевода в первичные хвосты большего количества меди, цинка, свинца или во вторичные хвосты апатита требуется дополнительные затраты (например, более мелкое дробление исход­ ных руд, чем это требуется для выделения железных концентратов), то себестоимость хвостов определяется этими дополнительными затратами, т. е. она не будет уже нулевой.

Как видно из приведенного, определение себестоимости различ­ ных видов продукции, получаемой из комплексных руд, — дело непростое, особенно для многокомпонентных сложных руд, требу­ ющих многих стадий передела. Однако только в этих условиях может быть дан надлежащий экономический анализ использования ком­ плексных руд, объективно оценены преимущества извлечения попут­ ных компонентов. Практика показывает, что многие идеи комплекс­ ного использования минерального сырья, не имеющие такого деталь­ ного экономического обоснования, исходят иногда из неправильных предпосылок. Например, на очень богатых по основному компоненту месторождениях предлагается выделять ряд попутных компонентов и элементов-спутников на том основании, что и в этих условиях горнорудное предприятие будет высокорентабельным, хотя извлече­ ние некоторых компонентов убыточно. Такой подход в общем случае

156

свойствах вскрышных пород и полезного ископаемого) выражается формулой

при разработке пород невысокой крепости составляет 0,3—0,45 руб., при разработке скальных пород — 0,5—0,65 руб., а для карьеров небольшой производительности достигает 0,8—0,9 руб.

Себестоимость добычи 1 м3 руды из карьеров обычно на 10—15% выше.

Себестоимость обогащения 1 т руды цветных металлов зависит от сложности (разветвленности) технологической схемы обогащения и от производительности фабрики. Практически себестоимость обога­ щения 1 т руды изменяется в пределах от 1,4—1,7 до 4—5, достигая на небольших фабриках 6—7 руб.

158

Себестоимость металлургического передела в расчете па 1 т металла, по данным Т. А. Гатова [11], на заводах, руб.:

На крупных Хибинских апатитовых рудниках себестоимость добычи 1 т руды примерно одна и та же для открытых и подземных

Рис. 56. Зависимость себестоимости добычи 1 т гор­ ной массы от годовой мощности карьера (по А. П. Кефала, В. Г. Бушинскому [40]).

Горнотехнические условия: J — простые; 2 — средние; з — сложные.

работ и колеблется от 1,8 до 2,3 руб. Себестоимость обогащения 1 т руды 1,32 руб.

Для железорудных месторождений себестоимость добычи и обога­ щения 1 т руды, по А. П. Кефала [40], приведена на рис. 56, 57, 58 и 59 и в табл. 38 и 39.