Ведрова_диссертация

Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»
На правах рукописи
ВЕДРОВА ДАРЬЯ АЛЕКСАНДРОВНА
ОБОСНОВАНИЕ МЕТОДОВ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ
И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ
Специальность 05.02.22 - Организация производства
(в горной промышленности)
Диссертация
на соискание ученой степени кандидата технических наук
Научный руководитель –
доктор технических наук,
профессор Фомин Сергей Игоревич
Санкт-Петербург - 2015
2
ОГЛАВЛЕНИЕ
ВВЕДЕНИЕ……………………………………………………………………………..4
ГЛАВА 1 СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОБЛЕМЫ ОРГАНИЗАЦИИ
ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ
РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ………......……….10
1.1 ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА В ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ.
ЗАДАЧИ И МЕТОДЫ…………………………………………………………….…..10
1.2 СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ВОПРОСОВ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНОСТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ
РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ………………………………………………..13
1.3 ОСНОВНЫЕ ОСОБЕННОСТИ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ
И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ………………………………………………………………….36
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1……………………………………………………………...41
ГЛАВА 2 АНАЛИЗ ИСХОДНЫХ ДАННЫХ ДЛЯ ОРГАНИЗАЦИИ
ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ
ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ……..42
2.1 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ УГЛЕДОБЫВАЮЩЕЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ РОССИИ…………………………………………………...42
2.2 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ ЖЕЛЕЗОРУДНОЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ РОССИИ…………………………………………………...52
2.3 ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ИНВЕСТИРОВАНИЯ ОТКРЫТОЙ
РАЗРАБОТКИ СЛОЖНОСТРУКТУРНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ………………..61
2.4 МЕТОД ОПРЕДЕЛЕНИЯ ОПТИМАЛЬНОЙ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
ГРУППЫ КАРЬЕРОВ НА ОСНОВЕ АНАЛИЗА ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ СОВМЕСТНО ОТРАБАТЫВАЕМЫХ УЧАСТКОВ…………..68
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2……………………………………………………………...75
ГЛАВА 3 ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОРГАНИЗАЦИОННОТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ВЕДЕНИЯ ГОРНО-КАПИТАЛЬНЫХ РАБОТ НА
КАРЬЕРАХ…………………………………………………………………………….76
3.1 ОРГАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ………………………………………………………………76
3.2 ОБОСНОВАНИЕ СХЕМ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-КАПИТАЛЬНЫХ РАБОТ
ПРИ ВВОДЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ В ЭКСПЛУАТАЦИЮ ОЧЕРЕДЯМИ……….86
3.3 АНАЛИЗ ДИНАМИКИ И СТРУКТУРЫ ПРОЦЕССА ДОБЫЧИ В ПЕРИОД
СТРОИТЕЛЬСТВА КАРЬЕРА……………………………………………………...108
3.4 ОРГАНИЗАЦИЯ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ
РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ, ПРЕДСТАВЛЕННЫХ
ГРУППОЙ ПЛАСТОВ ……………………………………………………………...120
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3…………………………………………………………….129
ГЛАВА 4 МЕТОДЫ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И
ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ НА МЕСТОРОЖДЕНИЯХ,
3
ОТРАБАТЫВАЕМЫХ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ В СОСТАВЕ ЕДИНОЙ
АДМИНИСТРАТИВНОЙ СИСТЕМЫ…………………………………………….130
4.1 ОСОБЕННОСТИ ОРГАНИЗАЦИИ ВЕРТИКАЛЬНО-ИНТЕГРИРОВАННЫХ
КОМПАНИЙ, ДОБЫВАЮЩИХ И ПЕРЕРАБАТЫВАЮЩИХ МИНЕРАЛЬНОЕ
СЫРЬЁ………………………………………………………………………………..130
4.2 АНАЛИЗ ОРГАНИЗАЦИИ РАЗРАБОТКИ ГРУППЫ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ
КАРЬЕРОВ КОЛЬСКОГО ПОЛУОСТРОВА В СОСТАВЕ ВЕРТИКАЛЬНОИНТЕГРИРОВАННОЙ КОМПАНИИ ОАО «СЕВЕРСТАЛЬ»…………………..137
4.3 ОСОБЕННОСТИ ВЕРТИКАЛЬНОЙ ИНТЕГРАЦИИ УГОЛЬНЫХ
ПРЕДПРИЯТИЙ, ВХОДЯЩИХ В СОСТАВ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ
КОМПАНИЙ…………………………………………………………………………164
4.4 МОДЕЛЬ КАЛЕНДАРНОГО ПЛАНИРОВАНИЯ СОВМЕСТНОЙ
РАЗРАБОТКИ ГРУППЫ КАРЬЕРОВ В ОБЩЕЙ ГОРНО-ТЕХНИЧЕСКОЙ
СИСТЕМЕ НА ПРИМЕРЕ ОЛЕНЕГОРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ…………178
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4…………………………………………………………….184
ЗАКЛЮЧЕНИЕ………………………………………………………………………185
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ…………………………………………………………...188
4
ВВЕДЕНИЕ
Современное развитие мировой экономики ставит новые задачи перед отечественной промышленностью. Основной задачей становится повышение конкурентоспособности отечественного комплекса добычи и переработки минерального сырья. В решении данной проблемы на первый план выходит совершенствование организации горного производства, как системы закономерностей, правил и
мер, направленных на рациональное сочетание средств производства и труда в
едином процессе промышленного производства. Представленная диссертация посвящена повышению эффективности открытой разработки месторождений группой карьеров за счет организации оптимального совмещения горно-строительных
и эксплуатационных работ, управления их производительностью и инвестиционным процессом с использованием доходной части на реинвестирование реконструкции и строительства.
Актуальность темы исследования
Значительные сроки строительства и достижения проектной производительности карьеров отрицательно влияют на эффективность открытой разработки
месторождений. Для повышения эффективности открытой разработки крупных
месторождений целесообразна организация отработки карьерных полей группой
карьеров с вводом их в эксплуатацию очередями, когда горно-строительные работы совмещаются во времени с эксплуатационными работами, а прибыль от реализации полезных ископаемых направляется на погашение кредитов и реинвестирование в строительство. Организация в современных условиях горностроительных работ и эксплуатационных, с учетом горнотехнических особенностей отработки месторождений группой карьеров, не имеет достаточного научного обоснования.
Технико-экономический анализ и методы организации совмещения горностроительных и эксплуатационных работ ограничены, а предложенные рекомендации зачастую имеют частный характер. Строительство карьеров не обеспечено
современными научно обоснованными рекомендациями по выбору эффективной
организации работы технологических комплексов оборудования. Лица, прини-
5
мающие решения (ЛПР), не всегда обеспечивают формулировку оптимальных
обоснованных и эффективных решений на основе современных экономических
критериев.
Таким
образом,
обоснование
методов
организации
горно-
строительных и эксплуатационных работ при открытой разработке месторождений группой карьеров, обеспечивающее повышение эффективности управлением
технико-экономическими показателями является актуальным.
Целью работы является обоснование и разработка методов организации
горно-строительных и эксплуатационных работ, при открытой разработке месторождений группой карьеров, на основе управления основными техникоэкономическими показателями, с учетом горнотехнических особенностей совместной отработки, обеспечивающего повышение эффективности принимаемых решений.
Идея работы.
Управление основными технико-экономическими показателями разработки
месторождений группой карьеров должно базироваться на разработанных методах организации горно-строительных и эксплуатационных работ, с учётом горнотехнических особенностей совместной отработки, обеспечивающих повышение
эффективности и обоснованности принимаемых решений.
Основные задачи исследований:
1. Анализ
современного
состояния
проблемы
организации
горно-
строительных и эксплуатационных работ при разработке месторождений группой
карьеров.
2. Анализ организации финансирования разработки месторождений группой карьеров.
3. Научное обоснование и разработка динамического критерия и модели
для определения оптимальной последовательности отработки месторождений
группой карьеров.
4. Анализ организации и схем интеграции группы карьеров в составе единой горнотехнической системы.
6
5. Разработка рациональных схем организации горно-строительных и эксплуатационных работ при отработке месторождений группой карьеров.
Научная новизна работы:

Установлены
зависимости
объема
горно-строительных
работ
от
производительности карьера и структуры комплексной механизации горных
работ, при различных значениях количества карьеров в группе.

Разработан показатель оценки эффективности интеграции группы
карьеров в составе единой горнотехнической системы.

Установлены
закономерности,
определяющие
структуру
горнотехнической системы - группа карьеров с интеграцией, характеризующуюся
ростом общей эффективности системы по сравнению с отдельным карьером
группы.

Обоснован показатель оценки эффективности инвестиций в отработку
месторождения группой карьеров - чистая текущая стоимость реализации проекта
с учетом реинвестиционного эффекта.
Практическая значимость работы:
1. Разработана модель организации совместной открытой разработки
месторождений группой карьеров в общей административной системе.
2. Разработана методика оценки эффективности отработки месторождений
группой карьеров, с учетом качественных и технологических особенностей, где в
качестве основного критерия оценки принят динамический критерий - максимум
чистого дисконтированного дохода (NPV) от реализации полезного ископаемого
за весь срок отработки.
3.
Предложены организационно-технологические схемы ведения горно-
строительных и эксплуатационных работ и рекомендации по эффективному применению конкретных схем для типовых горно-технических условий отработки
месторождений группой карьеров.
4. Для условий железорудных карьеров Кольского полуострова предложен
метод определения оптимальной производительности группы карьеров.
5. Для условий железорудных карьеров ОЛКОНа в составе вертикально-
7
интегрированной компании «Северсталь» разработана модель календарного планирования совместной разработки группы карьеров.
Основные защищаемые положенния:
1. Повышение эффективности открытой совместной разработки месторождений группой карьеров достигается за счет организации оптимального совмещения горно-строительных и эксплуатационных работ, управления их производительностью и инвестиционным процессом с использованием доходной части на
реинвестирование реконструкции и строительства.
2. Реализация, разработанной на основе динамического критерия модели
календарного планирования совместной открытой разработки месторождений
группой карьеров, позволяет определить оптимальную производительность, последовательность их ввода в эксплуатацию и повысить эффективность принимаемых решений.
3. Для месторождений, представленных группой сближенных пластов, необходимо применять разработанные методы организации горно-строительных и
эксплуатационных работ, позволяющие отрабатывать максимально возможную
мощность вскрыши по бестранспортной системе, при обеспечении устойчивости
отвала, сокращения объемов работ по вскрытию месторождения и продолжительности периода, предшествующего началу эксплуатационных работ, минимизации
коэффициента переэкскавации.
Методы исследований.
Общей теоретической и методологической основой работы является комплексный подход, включающий анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области организации горного производства. В качестве основных
методов исследований использовались геоинформатика и моделирование на персональных компьютерах в специализированных программных обеспечениях (AutoCAD, Surpac); системный анализ при исследовании организации горностроительных и эксплуатационных работ при открытой разработке месторождений; методы математической статистики, теории вероятностей, динамическое
8
программирование; классические экономические и финансовые теории и методы
рыночной модели хозяйствования.
Достоверность научных положений и результатов обеспечивается применением комплексного подхода, включающего анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области организации горного производства; обширным привлечением проектных и фактических материалов работы отечественных и зарубежных карьеров-аналогов; использованием геоинформатики и моделирования на персональных компьютерах, методов математической статистики и
теории вероятностей, классических экономических и финансовых теорий; системным анализом при исследовании организации горно-строительных и эксплуатационных работ на карьерах, разрабатывающих месторождения полезных
ископаемых.
Предполагаемое внедрение.
Результаты выполненной работы могут быть использованы в качестве
организационных
мероприятий,
рекомендаций
по
планированию,
проектированию строительства и эксплуатации группы железорудных карьеров
Кольского полуострова, входящих в состав вертикально-интегрированной
компании «Северсталь».
Апробация работы.
Основные положения диссертационной работы в целом и отдельные ее
положения докладывались, обсуждались и получили одобрение на конкурсе
грантов Правительства Санкт-Петербурга среди молодых ученых (2013), на
кафедральных конференциях (кафедра Разработки месторождений полезных
ископаемых, Национальный минерально-сырьевой университет «Горный», 2012,
2013), на конференции в Сельезском Политехническом университете (Польша,
2013), на конференции молодых ученых (Фрайбергская горная академия,
Германия, 2014).
Основные положения диссертационной работы опубликованы в 12
печатных работах, из них 3 в изданиях, рекомендуемых ВАК Минобрнауки
России.
9
Личный вклад автора. Определены цель и задачи работы, проведен анализ
исходных данных, проведены теоретические исследования, обоснованы методы
организации горно-строительных и эксплуатационных работ на месторождениях,
отрабатываемых группой карьеров, сформулированы основные научные положения и выводы.
Публикации.
Основные результаты исследований изложены в шести печатных работах,
три из которых опубликованы в журналах перечня ВАК Минобрнауки РФ.
Структура и объем работы.
Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, списка литературы из
138 наименований, содержит 199 стр. машинописного текста, 10 таблиц, 36 рисунков.
10
ГЛАВА 1 СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОБЛЕМЫ ОРГАНИЗАЦИИ
ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ
РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ
1.1 ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА В ГОРНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ.
ЗАДАЧИ И МЕТОДЫ
Организация промышленного производства - система закономерностей,
правил и мер, направленных на рациональное сочетание средств производства и
труда в едином процессе промышленного производства при определённых
технических, технологических, и социально-экономических условиях.
Основная задача организации промышленного производства - достижение
поставленной цели в кратчайшие сроки при наилучшем использовании
производственных ресурсов. Организация промышленного производства должна
обеспечивать ускорение научно-технического прогресса. С одной стороны,
организация промышленного производства представляет собой организацию
производственной системы, которая включает задачи оптимизации соотношений
между количеством и распределением оборудования в производственных звеньях,
необходимыми резервами производственных ресурсов, объёмами сырья для
отдельных
подсистем
и
звеньев
на
основе
их
пропорциональности
и
рационального режима функционирования.
При перспективном планировании горного производства в организационных задачах в качестве критериев оптимальности используются техникоэкономические показатели (приведённые затраты, прибыль, производительность
труда, комплексность использования добываемой горной массы, в частности попутных и вскрышных пород).
С другой стороны, организация промышленного производства - методы и
мероприятия организации производств, процесса во времени и пространстве. Организация горного производства во времени включает в себя обоснование календарного режима, ритмичности и цикличности производственного процесса, установление последовательности и взаимоувязку основных и вспомогательных работ
на предприятии.
11
Для организации горного производства в пространстве характерна оптимизация пространственной последовательности и взаимоувязки работ на основе поточности, а также оптимизация перемещений горного оборудования. На действующих предприятиях организация процесса производства во времени и пространстве осуществляется на всех уровнях текущего (внутригодового) и оперативного планирования и управления.
Основной метод организации – построение и оптимизация графиков работ.
Используются линейные, сетевые, ленточно-сетевые, табличные графики. Критерии оптимальности в организационных задачах – объёмы производства, количество потребляемых ресурсов, время выполнения работ, коэффициент использования оборудования. Для решения задач организации работ используются специальные матричные и сетевые модели, геометрические модели разрабатываемых
месторождений.
Современное развитие мировой экономики ставит новые задачи перед отечественной промышленностью. По подсчетам Министерства природных ресурсов
РФ, потенциальную валовую стоимость российских недр ныне оценивают в 28
трлн. долл. (в том числе на природный газ приходится 32%, на уголь - 23%, на
нефть - 16%, на руды металлов - 14%). Бесспорным является тот факт, что ресурсный потенциал России огромен. Однако уже само его пространственное размещение - преимущественно на территориях к востоку от Урала - создает много трудностей из-за экстремальных природных условий, удаленности от главных районов
потребления топлива и сырья и морских портов. В результате от 1/3 до 2/3 всех
балансовых запасов в условиях рыночной конъюнктуры других стран оказываются нерентабельными.
Продолжающийся спад производства минеральных ресурсов и продуктов их
переработки, ухудшение сырьевых баз действующих предприятий, ожидаемое
выбытие добывающих мощностей, снижение объемов геологоразведочных работ
чреваты дальнейшими разрушительными последствиями для всей экономики. До
2025 года произойдет почти полное исчерпание разведанных запасов нефти, газа
и свинца, трех четвертей запасов молибдена, никеля, меди, олова. Запасы алмазов
12
и золота могут оказаться полностью исчерпанными к 2018 году, а серебра и цинка
- к 2020 году. Сегодня практически исчерпан поисковый задел, необходимый для
последующего наращивания разведанных запасов. Затраты же на его создание составляют до 70% от общих средств на геологоразведочные работы. Острота ситуации усугубляется длительностью геологоразведочных циклов и сроков строительства горнодобывающих предприятий.
В сложившей экономической ситуации горная промышленность нуждается
в разработке новых методов организации производства, способствующих повышению эффективности открытой разработки месторождений, а в следствие этого
– к росту конкурентоспособности отечественного комплекса добычи и переработки минерального сырья.
13
1.2 СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ВОПРОСОВ ОРГАНИЗАЦИИ
ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ
ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Структурные изменения экономической модели, создание национальных
рынков минерального сырья и их интеграция в мировые рынки, ухудшение технико-экономических и горно-геологических условий разработки месторождений,
изменения в национальной и мировой экономике требуют применения новых
подходов, разработки и совершенствования методов организации горного производства.
Методология организации горного производства, формировавшаяся в нашей
стране последние десятилетия, вплоть до середины 90-х годов, основывалась,
главным образом, на технологических показателях. Многие динамические экономические показатели не находили практического применения.
Разработка методологии организации открытой разработки месторождений
базируется на обширной теоретической базе и широком круге исследований таких
ученых
как
М.И.Агошков,
В.Г.Близнюков,
Ф.Г.Грачев,
Ю.И.Анистратов,
А.И.Арсентьев,
Ж.В.Бунин,
К.Е.Виницкий, С.Е.Гавришев, В.А.Галкин, А.В.Гальянов,
П.И.Городецкий,
С.А.Ильин,
Ю.Г.Карасев,
В.В.Квитка,
Ю.Е.Капутин, В.С.Коваленко, В.Ф.Колесников, С.В.Корнилков, А.Н.Косолапов,
М.В.Костромин, Н.А.Мацко, Н.В.Мельников, Н.Н.Мельников М.Г.Новожилов,
В.В.Ржевский, С.П.Решетняк, О.Н.Салманов, П.И.Томаков, К.Н.Трубецкой,
С.И.Фомин,
Г.А.Холодняков,
В.С.Хохряков,
В.Г.Шитарев,
О.В.Шпанский,
Н.Н.Чаплыгин, Б.П.Юматов, В.Л.Яковлев и ряда других.
При рассмотрении таких сложных горно-технических систем, как карьеры,
эффективность принимаемых решений во многом зависит от критериев, на основании которых принимаются решения. В теории проектирования наблюдалась
тенденция к созданию единого критерия эффективности принятия решений, который не исключает существования частных, локальных критериев, используемых
при решении конкретных задач. Показатели, выражающие общий критерий, не
являются незыблемыми и постоянно совершенствуются.
14
На микроэкономическом уровне общая эффективность капитальных вложений Эо характеризовалась отношением прибыли, представленной разностью
стоимости годового выпуска продукции в оптовых ценах (без налога с оборота) Ц
и себестоимости годового выпуска продукции С, к сметной стоимости объекта К
и определялась по формуле
Эо 
ЦС
.
К
(1.1)
В практических расчетах чаще применялась величина обратная общей эффективности - срок окупаемости капитальных вложений
Т ок 
К
.
ЦС
(1.2)
Ряд авторов предлагали использовать в качестве экономических критериев
суммарные капитальные, эксплуатационные затраты и прибыли, приведенные к
одному моменту оценки 116, 117. Приведенная прибыль определялась как разница между приведенной ценностью добытого полезного ископаемого и приведенными затратами за рассматриваемый период добычи. Ценность, прибыль и годовые затраты будущих периодов приводились к начальному моменту оценки
Зп 
Зt
1  Е н 
t
,
(1.3)
где Зt - затраты будущих периодов, которые будут произведены через t лет по отношению к настоящему моменту оценки;
Зп - величина приведенных затрат;
ЕН - коэффициент народнохозяйственной эффективности, (ЕН = 0,08÷0,15).
Разработанная в начале 80-х годов «Типовая методика определения экономической эффективности капитальных вложений» рекомендовала использование
норматива (абсолютной) общей эффективности, в целом установленным для промышленности на уровне 0,15. Недостатком показателя общей экономической эф-
15
фективности и показателя срока окупаемости является отсутствие учета сроков
строительства карьера.
«Типовая методика» также рекомендовала рассчитывать срок возмещения
затрат, то есть период, в течение которого эффект, получаемый в результате реализации проекта, сравняется с величиной капитальных вложений.
При технико-экономической оценке широкое применение получил показатель оптимального варианта - минимум приведенных затрат по каждому варианту, представляющий собой сумму текущих затрат (себестоимость) и капитальных
вложений, приведенных к одинаковой размерности в соответствии с нормативом
эффективности
C  E н K  min ,
(1.4)
где К - капитальные вложения по каждому варианту;
С - текущие затраты (себестоимость) по тому же варианту;
ЕН - нормативный коэффициент сравнительной эффективности капитальных
вложений.
Критерий (1.4) мало пригоден для решения задач проектирования из-за специфики открытого способа разработки месторождений. Формирование рабочей
зоны карьера связано со значительными колебаниями затрат и требует многократных капитальных вложений за время отработки месторождения.
Академик Н.П. Федоренко показал, что в этой формуле не учитываются
многие показатели, характерные для горнорудной промышленности: длительные
сроки строительства горных предприятий, необходимость крупных капитальных
затрат не только в период создания объектов, но и в процессе их эксплуатации
ввиду постоянного продвижения добычных забоев, существенно изменяющиеся
во времени условия добычи и т.п. Он считает, что в перспективных расчетах
предпочтительнее пользоваться интегральными затратами, которые полнее учитывают влияние разновременности затрат [103].
Если сравниваемые проектные решения осуществляются в разные сроки, а
текущие затраты изменяются во времени, рекомендовалось затраты более поздних
лет приводить к текущему моменту при помощи коэффициента приведения (В)
16
B
1
1  Е нп 
t
,
(1.5)
где t - период приведения затрат, лет;
ЕНП - норматив для приведения разновременных затрат.
В данном случае, при использовании коэффициента приведения, не учитывается форма собственности, порядок финансирования реализации проекта, динамика инвестиционного процесса.
Ограниченность и невозобновляемость запасов месторождений полезных
ископаемых, их отработка по истечении определенного времени, должны учитываться в методах проектирования и оценки, так как при определении оптимальности проектных решений большое значение имеет, в какой период отработки месторождения они реализуются и с какими инвестициями сопряжены.
Для выбора оптимального технического решения необходимо проводить
экономическую оценку различных вариантов. В соответствии с «Временной типовой методикой экономической оценки», основной показатель оценки (R) определялся как разность между ценностью добываемой продукции и суммарными затратами на ее получение за период отработки запасов с учетом фактора времени
T
Z t  St
,
t
t 1 1  E нп 
R
(1.6)
где T - расчетный период исчисляемый от года проведения оценки (t=1) до года
отработки запасов месторождения (t = T);
Zt - ценность годового выпуска конечной продукции (включая все попутно извлекаемые полезные компоненты), исчисленная в замыкающих затратах или оптовых ценах t-го года;
St - сумма капитальных и эксплуатационных затрат (без отчислений на реновацию), осуществляемых в t-ом году эксплуатации карьера;
EНП - норматив для приведения разновременных затрат.
Учет фактора времени является одним из наиболее сложных и дискуссион-
17
ных аспектов. В горнодобывающей промышленности существует значительная
разница во времени произведения затрат по сравниваемым вариантам. Ранее при
выборе проектных решений существовало широко распространенное мнение, что
дисконтирование приводит к уменьшению запасов, стиранию разницы между
крупными и средними месторождениями, установлению повышенного бортового
содержания в случаях, когда прирезаемые в результате снижения бортового содержания запасы используются не для увеличения производительности карьеров,
а для продления срока отработки месторождения. Поэтому многие авторы делали
вывод о несоответствии принципа дисконтирования процессам, происходящим в
горнодобывающей промышленности. На этом основании предлагалось отказаться
от дисконтирования при проектировании открытой разработки месторождений
или ограничить его пятилетним сроком.
Неприемлемость этих предложений убедительно доказал в своих работах
А.С. Астахов [17]. По мнению этого автора, оценка должна проводиться с учетом
фактора времени при одинаковых сроках эксплуатации месторождения. Вопрос о
дисконтировании эксплуатационных расходов также вызывал противоречивые
мнения. Капитальные и эксплуатационные затраты имеют различное содержание,
и отдельные авторы отмечали неправомерность их приведения к одному моменту
времени с помощью формулы сложных процентов при одной и той же величине
норматива приведения разновременных затрат.
В практических расчетах в горнодобывающей промышленности эксплуатационные расходы обычно включали формулу приведенных затрат без дисконтирования, исходя из предположения, что себестоимость в расчетном периоде неизменна. Вместе с тем такое допущение было оправдано лишь в тех случаях, когда
длительность расчетного периода не превышала нормативного срока окупаемости. В работе М.И. Агошкова и Е.М. Козакова отмечалось, что если затраты в
расчетном периоде существенно изменяются, то их следует приводить в сопоставимый вид не путем дисконтирования, а определением средней величины за расчетный период [3].
При выборе оптимальных решений возникают трудности с определением
18
технико-экономических показателей по годам эксплуатации карьера. Поэтому при
организации открытых горных работ следует выделять отдельные этапы разработки месторождения, продолжительность которых составляет 7 - 10 лет, что соответствует сроку физического и морального износа основного горного оборудования.
На практике продолжительное время делались попытки использования научно-обоснованного предсказания изменения технико-экономических показателей во времени. Годовой план развития горных работ в карьере должен обеспечивать выполнение горно-обогатительным комбинатом необходимых показателей
по количеству и качеству товарной руды (концентрата) при минимальных затратах на ее производство [90]. В данной работе критерием оптимальности годовых
планов горных работ принят минимум части приведенных затрат на добычу и переработку руды, зависящий от развития горных работ в карьере
ЗMIN = ЗП + ЗД + УВ,
(1.7)
где ЗП - эксплуатационные затраты на переработку годового объема добычи руды
на обогатительной и дробильно-сортировочной фабриках, руб.;
ЗД - эксплуатационные затраты на добычу годового объема руды, руб.;
УВ - ущерб от увеличения объемов непогашенной вскрыши, руб.
Одним из основоположников теории оптимального функционирования плановой экономики В.В. Новожиловым было предложено проводить оптимизацию
локальных решений с помощью так называемых дифференциальных затрат, которые складываются из двух частей:
- собственно затрат на производство данного продукта (их В.В. Новожилов
называет "действительными издержками");
- "затрат обратной связи" - тех дополнительных затрат, которые вызваны
экономией в производстве данного продукта [68].
В последние 20 - 25 лет большое внимание уделяется развитию теории проектирования комплексных месторождений, а также оценке перспектив комплексного освоения месторождений [14, 110, 112]. Термин "освоение", в отличие от использования, выражает вместе с комплексным использованием добываемых по-
19
лезных ископаемых также вовлечение в эксплуатацию совместно залегающих месторождений, различных по составу полезных ископаемых [2].
Одной из проблем проектирования комплексных месторождений полезных
ископаемых является распределение общекарьерных затрат на каждый вид полезного ископаемого. По мнению Г.А. Холоднякова [14, 112], наиболее объективным является расчет затрат на добычу различных видов полезных ископаемых
пропорционально объемам их выемки и ценности с использованием коэффициентов добычи полезных ископаемых.
Рассматриваются три возможных случая работы карьера:
1. Все горные породы добываемые в карьере используются в потреблении
(безотходное производство).
Затраты на добычу i-го полезного ископаемого
ЗД = ЗГМ ki ci,
(1.8)
где ЗГМ - общие затраты на выемку горной массы в карьере, руб./ год;
ki - коэффициенты выемки i-го полезного ископаемого;
ci - коэффициент, определяемый отношением
ci 
Ц oi
Ц ср
,
(1.9)
где Цoi - оптовая цена i-го полезного ископаемого, руб./ т;
ЦСР - усредненная цена полезного ископаемого, руб./ т.
2. Некоторые виды горных пород реализуются и потребляются, а остальные
являются отходами горного производства.
Затраты на выемку нереализуемых горных пород (отходов)
ЗО = ЗГМ k О ,
(1.10)
Затраты на добычу полезных ископаемых определяются из следующего выражения
ЗД = ЗГМ kД ,
(1.11)
20
где kО, kД - коэффициенты отходов и выемки полезных ископаемых соответственно.
3. Для случая, когда горная масса представлена одним полезным ископаемым и остальными горными породами - отходами карьера , ci = 1
ki
1
kд
.
В данном случае Зi = ЗГМ , то есть все затраты на выемку горной массы в
карьере являются затратами на добычу полезного ископаемого.
Распределение общекарьерных затрат на добычу различных видов полезных ископаемых может определяться из следующего выражения
Ц oi А i
,
З i  З гм
n
 Ц oi А i
(1.12)
i 1
где Аi - производительность карьера по i-му полезному ископаемому, т/ год.
Стремление максимального использования всех горных пород комплексного месторождения приводит к возрастанию затрат предприятия, но удельные затраты на добычу каждого полезного ископаемого уменьшаются.
Оценка кондиционности запасов с учетом ценности всей конечной продукции, получаемой при извлечении основного и попутных полезных компонентов,
и затрат на производство этой продукции, а, следовательно, и экономической эффективности вовлечения попутных полезных ископаемых в использование, может
быть выполнена с помощью применения показателя - коэффициента кондиционности, определяемого как отношение ценности конечной продукции, извлекаемой
из 1 тонны добываемого полезного ископаемого при отработке рассматриваемого
объема, к затратам на добычу полезного ископаемого и его переработку [93]
k конд 
0,01cф k к ε об ε м (Ц мм  Змм )
З д.об
,
(1.13)
где kК - коэффициент изменения качества полезного ископаемого при добыче;
об , м - коэффициент извлечения полезного компонента соответственно при обо-
21
гащении и металлургическом переделе;
ЗММ - сумма затрат на транспортирование продукта обогащения (концентрата)
до металлургического завода и затрат на металлургический передел в себестоимости 1 тонны конечной продукции (металла), руб./ т;
ЗД.ОБ - сумма затрат на добычу, транспортирование до обогатительной фабрики и
обогащение 1 т добытого полезного ископаемого, руб./т;
ЦММ - цена конечной продукции (металла), руб./ т.
Однако недостатком определения коэффициента кондиционности с использованием выражения (1.13) является то, что он устанавливается на основе того же условного (приведенного) содержания полезного компонента, принятого за
основной, а это может повлиять как на результат проектирования так и на уровень
граничных условий [123].
При оценке эффективности организационных решений обобщающими являются стоимостные показатели, себестоимость продукции, эксплуатационные
затраты, прибыль и ряд других. В том случае, когда затраты и доходы разновременные, В.С. Хохряков [117] рекомендует в качестве экономического критерия
при технико-экономическом анализе использовать прибыль, приведенную к одному моменту оценки. Это позволяет соизмерять разновременные затраты и
разновременные доходы, а также количественно учитывать фактор времени. Однако абсолютный размер приведенной прибыли не может служить достаточным
основанием для характеристики эффективности сравниваемых или оцениваемых
проектных вариантов.
Для осуществления оценки нескольких альтернативных вариантов открытой
разработки месторождения А.К. и Г.К. Полищуки и А.М. Михайлов полагают
[75], что наиболее полный учет всех факторов может быть получен при расчете
приведенной прибыли ПП за весь срок существования карьера, которая для каждого варианта определяется как разность между суммой приведенных доходов
ЦП и суммой приведенных затрат ЗП
ПП = ЦП - ЗП,
(1.14)
22
В работе [115] предлагается при технико-экономической оценке вариантов в
динамических задачах использовать приведенную к одному моменту оценки прибыль, определяемую как разность между приведенной ценностью добытого за
оцениваемый срок полезного ископаемого и приведенными общими затратами за
тот же срок
ПП = ЦП - КП - ЭП + Q,
(1.15)
где ЦП - суммарная приведенная ценность добытого полезного ископаемого,
руб.;
КП, ЭП - суммарные приведенные капитальные и эксплуатационные затраты
соответственно, руб.;
Q - остаточная реализуемая стоимость основных фондов, приведенная к
тому же моменту оценки.
Данный критерий являлся достаточно объективным, так как позволял учесть
текущие и капитальные затраты в течение всего рассматриваемого периода времени, что позволяло учесть разновременность и неравномерность этих затрат.
Для установления группы карьеров, подлежащих первоочередной разработке, ряд авторов [127, 131], предлагает принимать в качестве критериев сумму капитальных и эксплуатационных затрат на их разработку. При этом затраты приводятся к одному моменту оценки.
Приведение разновременных затрат к одному моменту оценки проекта в работе [90] рекомендуется проводить по формуле сложных процентов:
Для будущих периодов
З п р  З т 1  Е 
t 1
,
(1.16)
,
(1.17)
для прошлых периодов
Зп р 
Зт
1  E 
t
где ЗПР - затраты приведенные к t-му году, руб.;
23
ЗТ - затраты вкладываемые в рассматриваемом году, руб.;
Е - коэффициент приведения разновременных затрат к одному моменту
оценки.
Группа карьеров, обеспечивающая минимум суммарных приведенных затрат за оцениваемый период, подлежит первоочередному строительству и эксплуатации, то есть критерием оптимизации является минимум суммарных приведенных затрат.
Используя принципы соизмерения капитальных и эксплуатационных затрат,
в работах 22, 23, 130 предлагается сравнивать варианты разработки карьеров по
максимальной экономии суммарных затрат, получаемой при сопоставлении анализируемого варианта с базовым. В качестве базового может быть принят вариант
развития горных работ в карьере с постоянными рабочими площадками на
вскрышных уступах минимально допустимой ширины.
Экономия капитальных затрат и эксплуатационных расходов на первом этапе разработки карьера может быть получена за счет уменьшения объемов
вскрышных работ при формировании на промежуточном контуре временного нерабочего борта. На втором этапе эксплуатации карьера часть полученной экономии будет израсходована на дополнительные вскрышные работы при расширении
рабочих площадок на законсервированном борту. Рациональный вариант будет
иметь максимальную экономию затрат на строительство карьера, первый этап
разработки и его реконструкцию на втором этапе. При этом могут быть установлены оптимальные объемы «временно консервируемой» вскрыши. Условие экономической целесообразности варианта имеет вид 24
Э п р ив  Р п р ив  З рек
п р ив  max ,
(1.18)
где Эприв - экономия суммарных затрат рационального варианта, приведенная к
началу реконструкции карьера (началу второго этапа), руб.;
Рприв - экономия капитальных и эксплуатационных затрат первого этапа, приведенная к началу реконструкции карьера, руб.;
24
Зприв- дополнительные затраты на реконструкцию карьера во втором этапе,
приведенные к началу реконструкции, руб.
Формула (1.18) предполагает приведение затрат к началу второго этапа разработки карьера. Это позволяет соизмерить экономию затрат первого периода с
дополнительными затратами второго этапа и ограничивает период их дисконтирования.
Некоторые авторы [57, 62] рекомендуют рассчитывать срок возмещения затрат, то есть период времени, в течение которого эффект, получаемый в результате осуществления принятых решений, становится равным величине капитальных
вложений или превысит ее. Эффект представляет собой сумму прибыли, определяемую нарастающим итогом за соответствующий от начала строительства карьера срок. Указанный период считается условным сроком возврата капитальных
вложений и определяется из равенства
T
 Пt  K ,
(1.19)
t 1
где Т - продолжительность периода возврата капитальных вложений, лет;
Пt - величина прибыли получаемой в t-м году, руб.;
К - величина капитальных вложений в реализацию проекта карьера, руб.
Теоретические
основы
технико-экономической
оценки
минерально-
сырьевых ресурсов в условиях плановой модели экономики, реализованные в различных стадиях проектирования карьеров, базировались на методологической
предпосылке о существовании, в каждый определенный период времени, общественно оправданного предела затрат на увеличение объема производства. Поэтому
в работах [47, 130] предлагалось проводить определение максимально возможных
затрат, для каждого вида взаимозаменяемой продукции, в конкретном районе ее
производства и потребления, что позволило бы определить экономически обоснованную производительность рассматриваемого горнодобывающего предприятия.
Учет динамического характера задач, решаемых при рассмотрении вариантов открытой разработки месторождений, может проводится при использовании
25
таких критериев, как минимум суммарных приведенных затрат за период оценки
ЗПi или максимум суммарной приведенной прибыли, получаемой при разработке
месторождения ППi [31, 61]
min ЗПi = КПi + ЭПi ,
(1.20)
max ППi = ЦПi - ЗПi ,
(1.21)
где КПi - суммарные приведенные капитальные затраты за оцениваемый период
по i-му варианту, руб.;
ЭПi - суммарные приведенные эксплуатационные затраты за оцениваемый период по i-му варианту, руб.;
ЦПi - суммарная приведенная ценность товарной продукции (сырой или товарной
руды) за период оценки по i-му варианту, руб.
Повышение точности расчетов затрат при решении долговременных динамических
задач
возможно
при
использовании
прогнозных
технико-
экономических показателей.
Экономико-математические модели для определения оптимальной производственной мощности горнодобывающих предприятий для вариантов при ограниченных и условно неограниченных запасах разработаны в исследованиях [35,
62].
Одним из ключевых аспектов открытой разработки месторождений является
определение возможной производительности рассматриваемого карьера.
Методология определения производительности карьеров базировалась,
главным образом, на теоретической основе трудов Б.И. Бокия, И.А. Кузнецова,
П.В. Звягина, П.И. Городецкого, Л.Д. Шевякова и И.И. Агошкова.
Развитие теории определения производительности карьеров связано с работами А.И. Арсентьева [10], В.В. Ржевского [84], П.Э. Зуркова [42], Е.И. Васильева
[27], Н.Г. Капустина [46], Т.А. Гатова [35] и ряда других ученых.
Некоторые из методов определения производительности карьеров [10, 12,
15, 105, 125] основаны на подсчете объемов руды при полном использовании
26
возможностей развития горных работ как в глубину, так и в горизонтальном направлении. Эти методы предусматривают решение задачи установления производительности карьеров с помощью погоризонтных планов, позволяют учитывать
размеры залежи и ее пространственную конфигурацию, мощность и состав покрывающих и вмещающих пород, способ вскрытия, систему разработки, направление развития горных работ, применяемое погрузочное и транспортное оборудование.
Особенностям открытой разработки железорудных месторождений Севера,
определению параметров глубоких карьеров посвящены исследования ученых
Горного института Кольского филиала Академии наук [80, 81].
Известны две основные группы методов определения годовой производительности карьеров: по горнотехническим факторам (возможностям); по экономическим факторам.
При проектировании карьеров можно выделить три принципиально различных периода: подбора и анализа исходных данных; подготовки решения путем
использования различных методов решения проектных задач; принятия решений.
Проектные решения несут в себе элемент неопределенности и связаны с определенным риском. В работах [13, 14] А.И. Арсентьев рассматривает зависимость
проектных решений от достоверности технико-экономических данных, психологические и экономические аспекты риска при принятии решений.
Неопределенность исходной горно-геологической и технико-экономической
информации может привести к изменению основных выходных характеристик
карьера и снижению эффективности его работы в период эксплуатации [48, 51].
Снижение возможных экономических потерь при этом возможно за счет построения устойчивой технологической системы.
Создание частично устойчивых систем является оптимальным, так как размер их параметрической компенсации определяется из условий обоснованности
риска. В работах [117, 118] предложен метод определения уровня риска на основе
количественной оценки экономической эффективности принимаемых решений.
Для решения этой задачи Д.И. Шитов рекомендует использовать один из разделов
27
математической теории игр - выбор решения при риске, где в качестве критерия
полезности при установлении возможной производительности карьера принимается суммарная приведенная прибыль карьера.
Исследование [23] посвящено рассмотрению возможности повышения надежности работы звеньев технологических цепей на карьере, разработке методов
управления запасами полезного ископаемого и опережения вскрышных работ на
карьере с учетом вероятностного характера потребления накапливаемых запасов.
Потребность учета мировой практики оценок проектных решений выразилась в последние годы в ряде публикаций. Например, Министерством финансов
были утверждены методические рекомендации, в которых предлагается дисконтирование затрат, прибылей и ряд критериев, таких как чистый дисконтированный доход; индекс доходности; внутренняя норма доходности; срок окупаемости
[62].
Чистый дисконтированный доход (ЧДД), согласно рекомендациям [62],
T
1
t 0
1  E  t
ЧДД =  R t  З t 
,
(1.22)
где Rt - результаты, достигаемые на t-ом шаге расчета;
Зt - затраты (включая капитальные) на том же шаге;
Т - длительность оцениваемого срока;
Е - норма дисконта, доли единицы.
Индекс доходности - отношение суммы приведенных эффектов к величине
суммы дисконтированных капвложений [62]


1 T
1
ИД =  R t  З t 
,
К t 0
1  E  t
где Зt - затраты t-ом шаге расчета без капвложений.
В работе [87] рассмотрены особенности инвестиционного процесса горнодобывающих предприятий. Риск потери капитала определяется как возможная потеря из ожидаемого процентного выигрыша, что выражается как разница между
28
внутренней ставкой доходности (r) и ставкой доходности (rv) определяемой из равенства дисконтированных капитальных вложений потоку дисконтированного
дохода за его исключением в период окупаемости дисконтированных капитальных вложений по принятой норме
T
t
t ок
t
t ст р
t
 D t 1  rv    D t 1  rv    K t 1  rv   0 ,
t 1
t 1
t 1
(1.23)
где tок - период окупаемости капитальных вложений по ставке i;
tстр - период строительства карьера.
Методы анализа дисконтированных денежных потоков (DCF - анализ) и
риск-анализ используются для оценки экономической эффективности и жизнеспособности горных предприятий в условиях неопределенности экономических
показателей [100]. В качестве меры жизнеспособности принят вероятный срок
существования карьера. Исследование по оптимизации режима горных работ проведено с использованием математического моделирования разработки глубоких
карьеров [102]. Эффективность вариантов отработки карьера оценивалась с помощью критерия чистого дисконтированного дохода (NPV) и внутренней ставки
дохода (IRR).
Литературные источники используют различные названия и символы критериев. Например, Net Present Value (NPV) в отечественной практике может иметь
название «чистый дисконтированный доход», «интегральный эффект», «суммарная дисконтированная прибыль», «чистая прибыль». Этот критерий с названиями,
различающимися отдельными деталями учета составляющих денежного потока и
расходов, является основным при оценке проектных решений. Net Present Value
учитывает все составляющие дохода и все виды затрат, поэтому представляется
наилучшим отражением содержания этого показателя, его отечественный аналог
«чистая текущая стоимость», при сохранении общепринятого международного
символа (NPV), что подтверждается и академическими справочными источниками
[73].
29
Качественные и структурные изменения в экономической модели нашей
страны, требования рынков минерального сырья, инвестиционные особенности
открытой разработки месторождений, вызвали усложнение требований к принимаемым организационным решениям, необходимость поисков рациональных и
оптимальных решений; поставили вопрос о реорганизации процесса проектирования, широком развитии предпроектных исследований и совершенствовании открытой разработки месторождений.
Организацией эффективного процесса разработки площадных и сложноструктурных месторождений, имеющих пологое залегание залежи в разное время
занимались ведущие деятели горной науки: д.т.н. Виницкий К.Е. [30], акад. Ржевский В.В. [82], акад. Мельников Н.В. [60], проф. Новожилов М.Г. [68-70], проф.,
Щадов В.М. [127, 128], д.т.н. Холоднягов Г.А. [110], д.т.н. Фомин С.И. [107] и др.
Процесс определения оптимального деления площадных месторождений на
отдельные карьеры группы рассмотрена в работах [68, 69, 70]. В качестве критерия оптимальности раскройки карьерного поля, порядка и направления отработки
карьеров группы, принят максимум эффективности разработки месторождения
открытым способом. Критерием выбора очередности ввода карьеров группы в
эксплуатацию является максимальный выход продукции при минимальном значении коэффициента вскрыши.
На этапе
строительства горнодобывающих предприятий на обширных
площадных месторождениях развитая инфраструктура чаще всего отсутствует.
Первоочередными задачами в неосвоенных районах становятся создание инфраструктуры и проведение таких работ, как подведение к строящемуся объекту
внешних транспортных коммуникаций, строительство ЛЭП, создание условий для
жизни и работы людей, задействованных в отработке месторождения и прочие.
По данным работ [16, 33], инвестиции в инфраструктуру на востоке страны
составляют 3050 % от объема инвестиций в реализацию проекта в целом. Следовательно, при определении порядка разработки карьерных полей затраты на инфраструктуру, подведение транспортных и энергетических коммуникаций могут
оказывать значительное влияние на принятие решений и должны быть учтены в
30
каждом конкретном случае.
Размеры карьерного поля определяются балансовыми запасами полезного
ископаемого и длиной фронта работ, обеспечивающими принятую производственную мощность карьера при выбранной комплексной механизации вскрышных
и добычных работ [52, 83, 86]. Принятые размеры карьерного поля предопределяют объемы горно-строительных работ.
Комплексная механизация вскрышных и добычных работ при разработке
горизонтальных и пологих залежей наиболее полно рассмотрена акад. Ржевским
В.В. [82, 83, 86]. Им доказано, что при разработке такого типа месторождений определяющее значение имеет вскрышной технологический комплекс. Наиболее
эффективны бестранспортные технологические схемы с использованием выемочно-отвальных (ВО) и экскаваторно-отвальных (ЭО) комплексов вскрышного оборудования. Комплексы ВО используются при разработке крупных сложноструктурных месторождений. Комплексы ЭО нашли широкое применение практически
во всех регионах Сибири и Дальнего Востока. По сравнению с транспортными
технологиями вскрышных работ, они обеспечивают более низкие как капитальные затраты, так и эксплуатационные расходы. Это позволяет в дальнейшем ориентироваться на внедрение ЭО комплексов.
Известно, что одним из главных параметров карьера является длина фронта
работ, обеспечивающая производственную мощность предприятия. В свою очередь, длина фронта работ складывается из длины экскаваторных блоков, количество которых определяется их производительностью по добыче и производственной мощностью карьера в целом.
Рациональная длина экскаваторного блока (рациональная длина фронта работ на 1 комплекс вскрышного оборудования) при перевалке вскрыши во внутренний отвал определена по минимальным приведенным затратам [49] при мощности пласта 515 м в зависимости от марки работающего драглайна, вида транспорта на добычных работах и мощности вскрышного уступа. Примерно такая же
рациональная длина экскаваторного блока рекомендуется акад. Мельниковым
Н.В. [60].
31
Рекомендации авторов [76], а также работы [91, 94] предусматривают длину
экскаваторного блока, несущественно отличающуюся от рекомендаций [60].
Акад. Ржевский В.В. связывает рациональную длину блока с мощностью разрабатываемого пласта [85]. Он подчеркивает, что уменьшение длины блока приводит
к увеличению доли простоев оборудования при окончании заходки и снижению
производительности комплекса, возрастает удельный вес переэкскавации в объеме вскрышных работ. Чрезмерно большая длина фронта работ приводит к перепробегу транспорта, удлинению транспортных коммуникаций и электросиловых
линий и, как следствие, вызывает увеличение затрат.
В работе Кузнецова К.К. [52] доказано, что для сокращения расстояния
транспортирования полезного ископаемого рационально иметь минимальную по
организационным возможностям длину блока, примерно в 1,5 раза меньше, чем
по ранее приведенным рекомендациям. Однако его рекомендации относятся к
весьма специфичным условиям разработки платформенных месторождений. В
целом следует отметить, что вопрос о рациональной длине экскаваторного блока
не нашел однозначного решения в научной литературе и нуждается в уточнении.
Вопросы вскрытия рабочих горизонтов карьера тесно связаны с организацией вскрышных и добычных работ. Эти вопросы подробно рассмотрены при одном
блоке в карьере в ряде работ [51, 84]. При двух блоках в работах [24, 50] рассмотрена схема вскрытия с одной центральной и двумя фланговыми траншеями. При
большем количестве блоков на карьере (разрезе) схемы вскрытия в технической
литературе не описаны. Однако связь схемы вскрытия с организацией вскрышных
и добычных работ в одном блоке рассмотрена довольно подробно, что позволяет
моделировать схемы вскрытия при различном количестве блоков в карьере.
В работе [48] рассмотрены варианты вскрытия рабочих горизонтов карьера
при одном блоке и в частности вскрытия с использованием внешней траншеи на
рабочем борту карьера и вскрытия с использованием внутренних траншей.
Доказано, что применение технологии горных работ с переэкскавацией
вскрыши в выработанное пространство обеспечивает кратчайшее расстояние перемещения вскрышных пород во внутренние отвалы без применения средств
32
транспорта. При этом создаются условия для снижения затрат на вскрышные работы и повышения производительности труда. Различные горно-геологические
условия разработки, широкий диапазон рабочих параметров используемого оборудования позволили разработать большое количество конкретных схем экскавации при бестранспортной технологии. Конструкция конкретных технологических
схем, параметры их элементов, порядок расчета и условия рационального использования широко освещены в технической литературе [31, 51, 56, 65, 71, 82, 85, 94,
95].
Основы строительства карьеров изложены в трудах проф. Шешко Е.Ф.,
акад. Ржевского В.В. и акад. Трубецкого К.Н. и нашли свое развитие в ряде работ,
посвященных проектированию карьеров. Строительству карьеров посвящен ряд
работ проф., д.т.н. Арсентьева А.И., Холоднякова Г.А., Трубецкого К.Н., Юматова
Б.П., Бунина Ж.В., Тушова А.И., Деревяшкина И.В., Фиделя Р.А., Корчагина С.Е.
[14, 38, 97, 99, 102, 132]. Однако, эти работы рассматривают, в основном, строительство карьеров при разработке крутопадающих залежей со скальными вмещающими породами и приведенные решения не могут быть перенесены в условия
разработки горизонтальных сложноструктурных месторождений.
Из вопросов, связанных со строительством карьеров при разработке горизонтальных и пологих залежей наиболее полно рассмотрен вопрос проведения капитальных и разрезных траншей [52, 67, 86]. Размещение разрезных траншей в
пределах карьерного поля и совместная разработка смежных карьерных полей
рассмотрены в работах [52]. Обычно при строительстве карьера создается первоначальная горная выработка, позволяющая разместить основное горное оборудование в карьере и обеспечить его работу по принятой технологии. При бестранспортной технологии вскрышных работ такая первоначальная выемка должна
обеспечить размещение вскрышных пород первой заходки во внутреннем отвале с
соблюдением всех параметров технологической схемы.
В работе [61] рассмотрен вопрос строительства первоначальных выемок
большого сечения по бестранспортной схеме с кратной перевалкой породы в прибортовой отвал при использовании мощных драглайнов. Определены рациональ-
33
ный коэффициент переэкскавации и область рационального применения таких
схем.
Заслуживают внимания рассмотренные схемы [71] строительства карьера с
созданием первоначального фронта работ на всю длину карьерного поля и минимальной длины фронта работ в период строительства с постепенным его наращиванием при эксплуатации карьера. Сравнение вариантов предлагается вести с учетом объемов горно-строительных работ и протяженности переходного периода до
достижения проектной мощности. Теория и практика строительства карьеров [10,
52, 96] показывает, что сдача карьеров в эксплуатацию на полную производственную мощность характерна только для карьеров с небольшой производственной
мощностью.
Карьеры со средней и большой производственной мощностью строятся и
сдаются в эксплуатацию поэтапно. В первую очередь сдается карьер с производственной мощностью 2560 % от полной проектной мощности предприятия.
Фронт работ и производственная мощность карьера наращиваются этапами по
мере развития горных работ. Величина этапов и сроки их сдачи в эксплуатацию
определяются проектом.
Такой порядок строительства карьеров требует выполнения в каждой очереди значительных объемов горно-строительных работ, больших финансовых
вложений и приводит к задержке возврата инвестиций из-за больших сроков
строительства каждой очереди [9].
Следует отметить, что на практике проектные (нормативные) сроки строительства карьеров зачастую не выполнялись, что приводило к большим экономическим потерям, которые достигали 50% сметной стоимости строительства. Кроме того, низкая эффективность капитальных вложений была вызвана также большими сроками освоения проектной мощности, которые были подчас соизмеримы
с продолжительностью строительства карьеров и превышали нормативные сроки
в 1,52 раза.
При разработке сложноструктурных карбонатных месторождений на горизонтах разработки выделяются эксплуатационные блоки, характеризующиеся оп-
34
ределенными горно-геологическими признаками [19, 131]. Рациональная технологическая схема и система открытой разработки сложноструктурных месторождений должны определяться с учетом формы и размера рудных тел, условий залегания, физико-механических свойств горных пород, распределения содержания полезных компонентов, обводненности месторождения. По этим признакам сложноструктурные месторождения делятся на 4 типа. Четвертый тип сложноструктурных месторождений характеризуется пластообразными телами переменной мощности с различными углами падения, с прослойками вскрышных пород.
Вопросы строительства карьеров в условиях планового ведения хозяйства и
бюджетного финансирования проектов достаточно полно отражены в технической литературе и научно-исследовательских работах. Однако, современные экономические условия работы горных предприятий не позволяют использовать
многие организационные технические и технологические решения в прежнем виде. Требуются новые решения по организации строительства карьеров крупных
рудных залежей и мощных угольных разрезов, которые позволили в условиях ограниченных финансовых ресурсов повысить эффективность инвестиционных
проектов и их инвестиционную привлекательность для потенциальных инвесторов.
Для повышения эффективности открытой разработки площадных месторождений с неравномерным распределением полезного компонента в контуре рудного тела, ввиду тектонических нарушений, топографии местности и прочими
горно-геологическими условиями, целесообразна организация отработки карьерных полей группой карьеров. Так как значительные сроки строительства и достижения проектной производительности карьеров оказывают отрицательное влияние на эффективность открытой разработки месторождений, актуальным становиться разработка новых методов организации горно-строительных работ на месторождениях, отрабатываемых группой карьеров, основывающихся на
вводе
карьеров одной группы в эксплуатацию очередями. Это позволит эффективно совмещать во времени горно-строительные работы на одном карьере с эксплуатационными – на других.
Прибыль от реализации полезных ископаемых при такой
35
организации ведения горных работ начинает поступать в более краткие сроки и
может быть направлена на погашение кредитов и реинвестирование в строительство новых карьеров группы.
Над вопросом разработки месторождений группой карьеров работал В.Г.
Близнюков. Однако, его работа [22] посвящена в большей степени разработке в
условиях плановой экономики, в то время как организация горно-строительных и
эксплуатационных работ при отработке месторождений группой карьеров в настоящее время не имеет достаточного научного обоснования.
Технико-экономический анализ и методы организации совмещения горностроительных и эксплуатационных работ ограничены, а предложенные рекомендации зачастую имеют частный характер. Строительство карьеров не обеспечено
современными научно обоснованными рекомендациями по выбору эффективной
организации работы технологических комплексов оборудования.
Лица, принимающие решения (ЛПР), не всегда обеспечивают формулировку оптимальных обоснованных и эффективных решений на основе современных
экономических критериев. Необходимо создание методологического подхода к
решению данной задачи, обеспечивающего повышение эффективности управлением технико-экономическими показателями работы горнодобывающего предприятия при организации горно-строительных и эксплуатационных работ при открытой разработке месторождений группой карьеров.
36
1.3 ОСНОВНЫЕ ОСОБЕННОСТИ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ
И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Горная промышленность относится к весьма капиталоемким и трудоемким
отраслям промышленности. Стоимость средств производства в горной промышленности в расчете на 1 денежную единицу выпускаемой продукции в 2 раза и
более выше аналогичного показателя по промышленности в целом.
Уровень себестоимости 1 т полезного ископаемого, добываемого различными горными предприятиями, существенно различается. Даже при применении
одного и того же способа разработки себестоимость добычи может отличаться в
несколько раз.
Наряду с причинами, зависящими от уровня эффективности работы коллективов горных предприятий, показатели работы каждого из них являются и следствием наличия объективных различий в условиях формирования и эксплуатации
конкретной шахты или карьера. Изучение экономики горной промышленности,
анализ и оценка степени эффективности функционирования ее предприятий невозможны без учета специфических для отрасли условий производства и изучения
тех закономерностей, которые отражают влияние климатических, горногеологических и организационно-технических условий на экономическую эффективность работы горных предприятий.
Горная промышленность наряду с общими для других отраслей промышленности чертами имеет специфические особенности, оказывающие влияние на
технико-экономические показатели ее работы. К числу особенностей относятся
следующие:
1. Характер предмета труда. Размеры и качество запасов полезных ископаемых, условия их залегания, географическое положение разрабатываемых месторождений предопределены природой. Из этого следует, что горная промышленность в большей мере, чем другие отрасли промышленности, испытывает на себе
влияние естественных, природных факторов.
37
2. В отличие от обрабатывающей, горная промышленность не свободна в
выборе размещения своих предприятий, они «привязаны» к месторождениям полезных ископаемых. Многие из них расположены в отдаленных районах страны
со сложными климатическими условиями. Разработка таких месторождений требует крупных ассигнований не только на строительство горных предприятий, но и
на создание инфраструктуры (строительство дорог, объектов водоснабжения, связи и так далее). Отдаленность предприятий отражается и на себестоимости добычи полезных ископаемых, которая возрастает вследствие сравнительно более высокой оплаты труда, больших транспортных и других расходов.
3. Удовлетворение общественной потребности в полезных ископаемых при
ограниченных запасах некоторых из них определяет необходимость осуществления добычи в сложных горно-геологических условиях, ухудшающих экономические показатели отрасли. Кроме того, месторождения с небольшими запасами полезных ископаемых отрабатываются горными предприятиями со сравнительной
низкой производственной мощностью, что также снижает экономические показатели работы.
4. Для горной промышленности характерно постоянное ухудшение горногеологических условий разработки месторождений полезных ископаемых. С течением времени увеличивается глубина горных работ. В результате возрастают
затраты на проведение и поддержание горных выработок, на вентиляцию и водоотлив, транспортирование и так далее. В сложившихся районах добычи в эксплуатацию часто вовлекаются месторождения со сравнительно худшей качественной характеристикой полезного ископаемого (более высокая зольность угля,
меньшее содержание металла в руде и других). В этих условиях поддержание
объемов и качества продукции на уровне, удовлетворяющем ее потребителей,
требует возрастающих затрат на переработку полезных ископаемых.
5. Горные предприятия постоянно нуждаются в воспроизводстве фронта
очистных работ. По мере отработки запасов полезного ископаемого на действующем горизонте карьера или шахты, необходимо готовить и вводить в эксплуатацию новый горизонт. Это требует крупных капитальных вложений, основная
38
часть которых идет не на прирост, а на поддержание добычи на достигнутом
уровне.
С необходимостью подобных затрат обрабатывающая промышленность не
сталкивается. Например, машиностроительный завод в перспективе может потребовать новых капитальных вложений при его расширении, реконструкции или
модернизации производства. Однако он не нуждается в новых капитальных вложениях на воссоздание действующих цехов, поскольку в процессе эксплуатации
они сохраняют свою натуральную форму. Другое дело рудник, где постоянно
воспроизводятся горные выработки, с помощью которых осуществляется добыча
полезных ископаемых.
6. Отличительной особенностью воспроизводственных процессов в горной
промышленности является большой удельный вес затрат на проведение горных
выработок. На эти цели при подземном способе разработки месторождений расходуются 45-55% выделяемых на строительство капитальных вложений. При наличии общего лимита капитальных вложений в развитие отрасли на определенный период времени необходимость крупных затрат на создание сети горных выработок сужает финансовые возможности технического перевооружения
производства.
Воспроизводство производственных мощностей в горной промышленности
связано с большими затратами времени. Нормативная продолжительность строительства угледобывающего предприятия может составлять 5 лет и более. Основное влияние на сроки строительного периода оказывает время, необходимое для
вскрытия месторождения и создания сети горных выработок [28].
Горные предприятия имеют ограниченный срок службы, который зависит
от размеров запасов полезного ископаемого карьерного (шахтного) поля. Этот
срок колеблется от 20 до 60 лет и более. Например, из состава угольной промышленности ежегодно выбывает несколько шахт и разрезов, отработавших свои запасы. Такое положение является специфическим для горной промышленности и
увеличивает затраты на простое воспроизводство.
39
Характер воспроизводственных процессов в горной промышленности предопределяет ее высокую капиталоемкость.
Способ разработки месторождения и принятая технология работ оказывают
значительное влияние на технико-экономические показатели горных предприятий. При открытом способе разработки основные технико-экономические показатели выше, чем при подземном. Поэтому улучшение структуры добычи за счет
повышения удельного веса открытого способа разработки месторождений является важнейшим направлением роста эффективности горного производства.
Большое разнообразие горно-геологических условий, характерное для горной промышленности, обусловливает необходимость использования различных
систем разработки, технологии, способов и видов механизации работ при одинаковом способе отработки месторождений. Различные горно-геологические условия осложняют задачу обеспечения горной промышленности техникой. Практика
применения горной техники, предназначенной для определенной отрасли, в других отраслях не всегда дает положительные результаты. Это видно на примере
горных машин, созданных для угольных шахт и применяемых на сланцевых шахтах, предприятиях по добыче калийных солей и других.
Условия эксплуатации горной техники более тяжелые, чем в других отраслях народного хозяйства. Поэтому горная промышленность в большей мере, чем
другие отрасли, нуждается в ресурсах новой техники, позволяющих своевременно
обновлять парк машин.
Необходимость обеспечения высокой надежности техники, безопасности ее
работы, а также высоких темпов ее обновления отражается на экономических показателях горных предприятий. Это проявляется через высокие цены на горную
технику, большую стоимость ремонтного обслуживания, увеличение амортизационных затрат и другое.
К специфическим особенностям горного производства, с учетом которых
строится организация работ по добыче полезных ископаемых, относятся подвижность рабочих мест, тесная взаимосвязанность производственных и рабочих процессов, повышенная опасность работ, связанная с проведением буровзрывных ра-
40
бот и так далее. Наличие этих особенностей усложняет организацию работ на
горных предприятиях и одновременно усиливает ее влияние на эффективность
производства.
Очевидным остается тот факт, что условия работы на горных предприятиях
менее комфортны, чем во многих других отраслях промышленности. Несмотря на
большие достижения в области механизации производственных процессов, на некоторых работах пока еще применяется тяжелый физический труд. Часть горных
предприятий удалена от крупных культурных центров страны. Все это ставит
особенно остро проблему обеспечения горных предприятий рабочими кадрами,
делает необходимым разработку эффективных мер по привлечению и закреплению их в горной промышленности.
Среди ресурсов, потребляемых горной промышленностью, превалируют
трудовые ресурсы и денежные ресурсы в виде капитальных вложений. Доля материальных ресурсов сравнительно невелика, поскольку в отличие от обрабатывающих отраслей горная промышленность не нуждается в сырье. Она сама является источником получения сырья для других отраслей промышленности.
Горная промышленность относится к трудоемким и капиталоемким отраслям промышленности. Это находит отражение в структуре себестоимости продукции, где преобладают затраты на заработную плату и амортизационные отчисления.
Потребляемые ресурсы и затраты на единицу продукции в горной промышленности подвержены большим колебаниям. Разница в себестоимости добычи 1т.
одного и того же полезного ископаемого на отдельных предприятиях может составлять 10 и более раз. Это объясняется существенным влиянием природных
факторов, способа разработки месторождения, района добычи и прочих факторов.
41
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 1
1.
Анализ и оценка степени эффективности функционирования предпри-
ятий горной промышленности, которая наряду с общими для других отраслей
промышленности чертами имеет специфические особенности, оказывающие
влияние на технико-экономические показатели ее работы, невозможны без учета
влияния климатических, горно-геологических и организационно-технических условий на экономическую эффективность работы горных предприятий.
2.
Теоретические основы технико-экономической оценки минерально-
сырьевых ресурсов и вопросы строительства при проектировании карьеров в условиях плановой модели экономики и бюджетного финансирования проектов
достаточно
полно
отражены
в
технической
литературе
и
научно-
исследовательских работах. Однако, современные экономические условия работы
горных предприятий не позволяют использовать многие организационные технические и технологические решения в прежнем виде. Требуются новые решения по
организации строительства крупных месторождений, которые позволят в условиях ограниченных финансовых ресурсов повысить эффективность инвестиционных
проектов и их инвестиционную привлекательность для потенциальных инвесторов.
3.
Для выбора оптимального технического и организационного решения
необходимо проводить экономическую оценку различных вариантов строительства и отработки месторождений на основе таких технико-экономических критериев как чистый дисконтированный доход, индекс доходности, внутренняя норма
доходности, срок окупаемости.
42
ГЛАВА 2 АНАЛИЗ ИСХОДНЫХ ДАННЫХ ДЛЯ ОРГАНИЗАЦИИ
ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ ПРИ
ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ
Для решения организационных проблем, влияющих на эффективность проведения начального этапа разработки месторождения необходимо, в первую очередь, провести обширный анализ исходных данных, от изучения состояния Мирового рынка
данного вида минеральных ресурсов, до
исследования горно-
технических особенностей каждого конкретного месторождения. В данной работе
приведен анализ рынков угольной и железорудной промышленности России, так
как они являются характерными примерами крупных площадных месторождений,
отработку которых можно успешно организовать группой карьеров.
2.1 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ УГЛЕДОБЫВАЮЩЕЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ РОССИИ
Российская угольная промышленность с момента ее образования обеспечивала экономику и население страны высококалорийным топливом, оставаясь одной из важнейших составляющих народного хозяйства. Уголь является источником производства электрической и тепловой энергии, в том числе для коммунально-бытовых нужд, незаменимым технологическим сырьем для металлургической,
химической и других отраслей промышленности. В отдельных крупных регионах
страны, таких как Сибирь и Дальний Восток, роль угля в жизнеобеспечении является решающей. Его доля в региональном топливном балансе достигает 80  90%.
Экономическая безопасность и независимость России в определенной степени строится на развитии и повышении эффективности работы топливноэнергетического комплекса, составной частью которого является угольная отрасль, представляющая собой сложный многоотраслевой производственнотехнологический комплекс, осуществляющий добычу, переработку, реализацию
угля, шахтное строительство, геологоразведочные работы, производство горношахтного оборудования.
На долю России приходится 5,5% от общих мировых запасов угля. Обеспеченность подтвержденными запасами при современном объеме добычи угля в ми-
43
ре составляет 200 лет. Крупнейшие месторождения угля находятся в Кузнецком
(43% от российских запасов) и Канско-Ачинском (21%) бассейнах. Запасы этих
двух бассейнов обеспечивают 60% добычи угля в России. Объем добычи угля в
России в 2012 году снизился на 28% относительно 2000 года. Наибольший объем
угля добывается в Кузнецком (52% от общей добычи), Канско-Ачинском (12,9%),
Печорском (5%) и Донецком (3,3%) бассейнах.
Крупнейшими угольными компаниями России являются Сибирская угольная энергетическая компания (ОАО "СУЭК"), ОАО "Кузбасразрезуголь", ОАО
"Южкузбассуголь", ОАО "Якутуголь". Первое место по объему реализации угля
на российском рынке занимает ОАО "СУЭК".
Объемы запасов угля по степени готовности к выемке, по большинству разрезов, значительно меньше нормативных, что приводит к снижению уровня надежности работы системы разрез-производитель энергии.
Уголь в России в основном используется для производства тепло- и электроэнергии. Электростанции России потребляют от 43 до 51% объема добытого
угля. Цена угля производителя и стоимость угля для потребителя на российском
рынке имеют тенденцию к росту.
Отмечается резкое колебание цены угля по угольным бассейнам. Наиболее
дорогим был уголь Донецкого бассейна, а наиболее дешевым - Канско-Ачинского
бассейна. При этом цена угля российских производителей значительно ниже мировой цены.
Основными угледобывающими странами являются Китай, США, Индия,
Австралия, Россия, ЮАР, Германия и Польша. Уголь в основном используется
для производства тепло- и электроэнергии (62% от общего потребления). Среди
других сфер экономической деятельности по объему потребления угля выделяется металлургическое производство (16%).
В структуре мирового потребления первичных топливно-энергетических
ресурсов уголь занимает второе место после нефти. На его долю приходится более 20% всех потребляемых в мире первичных энергоресурсов. На долю угля в
44
России приходится 19% потребления первичных энергоресурсов (на Украине – 31%,
в Германии – 26%, в США – 24%, в Японии – 21%).
Основу топливно-энергетического баланса России составляет природный
газ. На его долю приходится более 50% потребляемых в стране первичных энергоносителей. Энергетическая стратегия России, основанная на «газовой паузе», в
силу объективного истощения запасов газа действующих месторождений может
продлится не более 68 лет, так как на 80% обеспечивается на месторождениях,
характеризующихся снижением объемов добычи. Традиционное его использование в качестве топлива для электростанций, потребляющих около 130 млрд. м3 в
год, становится проблематичным.
Применение угольного топлива имеет объективные преимущества, в первую очередь, связанные с более надежной минерально-сырьевой базой.
Приведенные выше данные свидетельствуют о том, что Россия не может
обходиться без собственного угля. При этом спрос внутреннего рынка растет, и
растет гораздо более быстрыми темпами, чем развитие самой отрасли.
Согласно федеральной целевой программе "Энергоэффективная экономика"
на 200122015 годы и на перспективу до 2020 года проводится реализация мероприятия по дальнейшему развитию добычи угля и углеобогащению, комплексной
переработке угольного сырья, снижению затрат и повышению качества угольной
продукции, а также завершению реструктуризации угольной отрасли с целью
улучшения финансового состояния организаций и оздоровления природной среды
угольных регионов.
Существенная часть имеющегося оборудования, машин и механизмов эксплуатировалась значительно дольше нормативных сроков. Финансовое положение
предприятий не может обеспечить их своевременное обновление. Среднегодовая
добыча угля, приходящаяся на один разрез (производственную единицу) в системе
Минэнерго России, уменьшилась в 1,6 раза и составила 1383 тыс. т.
Потери трудового ресурса угольной отрасли подразделяются на две основные группы: потери трудового ресурса, вовлеченного и не вовлеченного в процесс
производства.
45
Однако, использование трудового ресурса осуществлялось с большими экономическими потерями из-за низкого уровня организации труда, низкого уровня
образования, квалификации и профессионализма. Значительными оказались экономические потери от болезней, травматизма, инвалидности. Все это нашло отражение в производительности труда. Экономические потери по производительности труда составляют более 40%.
Финансовые ресурсы угольной промышленности состоят из собственных,
привлеченных и заемных финансовых средств. Источниками собственных финансовых ресурсов являются: прибыль, амортизационные отчисления; средства, полученные от продажи ценных бумаг. Привлеченные средства составляют доходы
от размещения вторичных эмиссий акций; паевые и иные взносы юридических и
физических лиц; средства от реализации залогового имущества, страховые полисы, дотации и т.п. Заемные ресурсы формируются из коммерческих и государственных кредитов.
В настоящее время угольная отрасль испытывает серьезный дефицит в инвестиционных ресурсах. Такой их важный источник как собственная прибыль
предприятий практически не работает. Дело в том, что себестоимость добычи 1 т
угля постоянно растет, причем рост себестоимости опережает рост цен на угольную продукцию. При этом в ее структуре услуги производственного характера,
затраты на топливо и оплату труда увеличились в 1,4 раза, а отчисления на социальные нужды – в 1,65 раза, а сальдированный результат (прибыль минус убыток)
с 1997 года показывает отрицательные значения. Основная масса амортизационных отчислений также оказалась выключенной из процесса формирования финансового ресурса.
Минерально-сырьевой комплекс России формировался в условиях единой
централизованной системы управления экономикой страны. При этом отдельные
звенья единой технологической цепочки – подготовка запасов, добыча, первичная
переработка минерального сырья и получение конечного продукта – были пространственно разорваны. В результате проведенной экспертной переоценки активные разведанные запасы угля, учтенные государственным балансом запасов, сократились
46
почти на одну треть. Общие геологические ресурсы угля в России составляют около 36% от мировых. Почти 90% всех запасов сосредоточено на азиатской, 10% –
на европейской части Российской Федерации.
Одним из ключевых элементов устойчивости национальной экономической
безопасности является стабильность минерально-сырьевого обеспечения отрасли.
В последние годы усилилось отставание воспроизводства запасов топливноэнергетических ресурсов по отношению к их добыче, прирост разведанных запасов не компенсирует текущую добычу. Работы по геолого-промышленной оценке
сырьевой базы действующих угледобывающих предприятий и переоценке сырьевой базы практически свернуты. Эта проблема переросла ведомственные рамки,
перешла в разряд стратегической и общенациональной.
Ряд крупных разведанных угольных месторождений значительно удален от
сети железных дорог (например, Кангаласское – 800 км и Эльгинское – 360 км в
Якутии). В этой связи их промышленное освоение остается сложным. По этой
причине приоритет в проведении геологоразведочных работ должен принадлежать обеспечению эффективной угледобычи на действующих и строящихся шахтах и разрезах.
Развитие угледобывающей промышленности определяется системой мероприятий экономического, экологического, нормативно-правового, законодательного, социального, административно-правового характера, направленных на долговременное и устойчивое обеспечение спроса экономики в угольном сырье, повышение качества жизни населения за счет эффективного комплексного использования угольных ресурсов при целенаправленном снижении уровня негативного
воздействия на окружающую среду.
По современному состоянию угольной промышленности можно сделать заключение о необходимости проведения организационных мероприятий, направленных снижение затрат при добыче и обогащении угольного сырья и улучшение
качества угольной продукции.
Для углей обводненных месторождений эффективна комплексная технология приготовления, транспортирования, хранения и сжигания водоугольной сус-
47
пензии. В целях улучшения потребительских свойств угольной продукции на основе создания принципиально новых схем глубокого обогащения крупного и мелкого угля и повторного обогащения отсевов предусматривается снижение зольности угля в среднем в 1,52 раза, углеотходов при обогащении – в 1,21,5 раза, содержание серы в 1,15 раз, повышение теплотворной способности на 510% и повышение выпуска концентрата до 50% и более.
Для угольных месторождений, представленных группой сближенных пластов, необходимо обеспечить максимально эффективную отработку, позволяющую снизить коэффициенты переэкскавации, при отработке по бестранспортной
схеме вскрышных междупластий, а также процент потерь и разубоживания при
добычных работах.
Для получения высококалорийного твердого, жидкого и газообразного топлива, а также химических продуктов необходима разработка технологии термической переработки угля, освоение новых технологий по добыче метана из угольных пластов и расширение использования сопутствующих полезных ископаемых
(в том числе редких элементов) и отходов обогащения угля.
В настоящее время доля возобновляемых источников в российском топливно-энергетическом балансе составляет менее 0,1 %. С другой стороны, доля угля в
современном топливно-энергетическом балансе России снижена до опасного минимума. Одновременно усиливаются трудности по добыче природного газа на
уровне 530550 млрд.м3 в год и нефти – около 350 млн.т в год. В этой сложной
ситуации объективно неизбежен переход на новую стратегию развития топливноэнергетического комплекса России – с переходом от нефтегазового баланса к газо-угольной стратегии.
Необходима оптимизация топливно-энергетического баланса страны путем
значительного постепенного повышения в нем доли угля до 1820%, при увеличении абсолютных объемов его добычи до 450500 млн.т к 2020 г.
Интенсификации развития угольной промышленности в перспективе способствуют следующие обстоятельства:
48
1. наличие (в отличие от современной газодобывающей отрасли) значительных запасов высокорентабельных, с наиболее благоприятными условиями
разработки, высококачественных энергетических углей;
2. более низкие, по сравнению с газовой промышленностью, необходимые
удельные инвестиции на создание новых производственных мощностей;
3. экономическая целесообразность увеличения поставок природного газа в
химическую промышленность для производства высокоценной продукции, населению и на экспорт с соответствующим сокращением его использования в крупной энергетике.
Это относится к большинству месторождений Кузбасса и, в первую очередь,
крупнейшему Ерунаковскому месторождение каменных углей для энергетики (в
основном марки Г и Д), отдельные крупные каменноугольные месторождения
Восточной Сибири, уникальные по величине запасов и высокому качеству буроугольные месторождения Канско-Ачинского бассейна, а также отдельные высокорентабельные месторождения в Европейской части страны, например Кадамовское месторождение антрацитов с мощностью пластов до 2 м в Восточном Донбассе.
Высокотехнологичных запасов месторождений достаточно для обеспечения
годовой добычи угля, в объеме не менее чем 500 млн.т, на несколько сотен лет, в
то время, как обеспеченность запасами природного газа и нефти в России исчисляется всего несколькими десятилетиями. На наиболее рентабельных угольных
месторождениях может быть обеспечено крупномасштабное производство с себестоимостью 1 т угля на уровне 57 дол., в основном, при открытом способе разработки, а также подземным способом по высокопроизводительной технологии
“шахта-лава” (с одним действующим очистным забоем на шахте).
Для сравнения удельных инвестиций, можно привести данные по освоению
Ерунаковского месторождения, где для обеспечения добычи угля около 30 млн.т
условного топлива (у.т.) требуется, по крайней мере, в 5 раз меньше инвестиций,
чем на освоение новых газовых месторождений с добычей эквивалентного (в т
у.т.) объема природного газа. С учетом того, что на Ерунаковском месторождении
49
освоено 17 млн.т мощностей, для дополнительного ввода еще 1315 млн.т на
ближайшие 67 лет требуется всего 150200 млн.дол. В обустраивающемся Заполярном месторождении, где планируется добыча около 10 млрд.м3 газа в год (11,5
млн. т у.т. – первая очередь) необходимые затраты оцениваются в 450470 млрд.
дол.
Для обеспечения равномерного и пропорционального использования в гармоничном топливном балансе страны разных видов топлива, в первую очередь
взаимозаменяемых в энергетике угля и газа, необходимо обеспечить оптимальное
соотношение их цены – примерно 1 : 2.
Необходим также переход на экономически обоснованные, действительно
определяемые рыночной средой, железнодорожные тарифы на угольные грузы. В
настоящее время, в условиях отсутствия какой-либо конкуренции, тарифы этой
естественной монополии настолько высоки, что транспортная составляющая в
общей цене на уголь у потребителя превышает 30%, а на Канско-ачинские угли
достигает 5060%.
Одним из действенных способов создания конкурентной среды и снижения
этих тарифов в перспективе может стать сооружение нескольких протяженных
(23 тыс.км и более) угольных трубопроводов из Сибири на Урал и в Поволжье, а
также, возможно, в один из портов Черного моря и в строящийся угольный терминал Усть-Луга на Балтике – для экспорта водо-угольного топлива (с соотношением твердого к жидкому 0,6 : 0,4) в топливодефицитные страны: Турцию, Грецию, Италию, Германию, Данию и другие.
Поскольку энергостратегия “газовой паузы” близка к своему исчерпанию
(по оценке ОАО “Газпром” она продлится еще не более 67 лет в силу объективного истощения наиболее рентабельных запасов газа в России), заметное повышение роли угля в топливно-энергетическом балансе потребует широкого внедрения экологически чистых угольных технологий по всей производственной цепи, базирующееся на следующих принципах:
50
 освоение месторождений с наиболее экологичными углями (с небольшим
содержанием золы, серы и т.п.) и соответственно прекращение добычи чрезмерно
высокозольных и высокосернистых углей;
 добыча угля с помощью экологически приемлемых технологий с использованием комплексов КСМ для добычи угля и удаления вскрыши на разрезах, позволяющих полностью исключить взрывные работы и одновременно повысить
производительность труда и на 30 % снизить себестоимость угля;
 применение технологий глубокого обогащения и термохимической переработки углей (отдельные из них позволяют снизить содержание серы в углях более чем на 30 %, а содержание золы – на 65 %;
 экологичное транспортирование к крупным потребителям (например, углепроводным транспортом);
 сжигание на ТЭС с помощью наиболее экологичных и энергетически эффективных технологий (водоугольное топливо, комбинированный цикл, циркулирующий кипящий слой под давлением и в нормальных атмосферных условиях и
т.п.).
При реализации таких технологических решений существенное расширение
использования угля не будет сопровождаться ухудшением экологической обстановки.
Интенсивное развитие российской угольной промышленности в первое десятилетие ХХI века имеет базис в виде существенно обновленной угледобывающей отрасли в результате ее комплексной реструктуризации. К настоящему времени закрыто (или находится в стадии закрытия) около 170 убыточных шахт и
спроектировано и частично заложено 20 шахт и разрезов нового техникоэкономического уровня суммарной мощностью около 40 млн.т в год. К сожалению, программу по их строительству и вводу в эксплуатацию выполнить не удалось из-за отсутствия необходимых инвестиций. По этой причине к настоящему
времени многие пусковые объекты остановлены.
51
Наиболее эффективный открытый способ угледобычи расширен примерно
до 65 %. Наблюдается устойчивая тенденция роста доли открытого способа разработки угольных месторождений.
Существенное расширение объемов использования угля в российской энергетике во многом будет определяться практическим созданием комплекса благоприятных условий, а именно:
 применение новых организационно-технологических схем, позволяющих
снизить сроки ввода месторождения в эксплуатацию;
 привлечение дополнительных инвестиций либо реинвестирование предприятием собственных средств, полученных от реализации продукции, в строительство новых пусковых очередей;
 комплексное использование минерального сырья;
 снижение тарифов на перевозки угольных грузов;
 регулирование соотношения цен на энергоносители с выходом на мировой уровень;
 опережающее развитие обогащения и переработки углей – повышение качества и получение продукции с новыми потребительскими свойствами;
 промышленное освоение экологически чистых угольных технологий от
добычи до потребления угля;

энергетическое, экологически чистое использование горючих отходов
угольного производства.
52
2.2 АНАЛИЗ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ ЖЕЛЕЗОРУДНОЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ РОССИИ
Железные руды - одно из наиболее широко распространенных полезных ископаемых. Только угли и строительные материалы извлекаются из недр в больших объемах. Сегодня более 98% добытых железных руд потребляется в черной
металлургии для производства чугуна и стали. На сегодняшний день месторождения железной руды разного качества выявлены в 98 странах мира. Общие запасы
железных руд приравниваются к 464 млрд.т, подтвержденными из них на данный
момент являются около 200 млрд. т [135]. Мировые запасы составляют железные
руды низкого и среднего качества (более 87% от разведанных запасов), содержание железа в которых колеблется от 16 до 40%. К примеру, в России, одной из пяти стран-лидеров по добыче руды, только чуть более 12% от общего объёма добычи руда высокого качества (в которой содержание железа не меньше 60%). В
производстве (для выплавки в доменных печах) может применяться только руда,
содержащая не меньше 55% железа. В противном случае требуется дополнительное обогащение.
Железная руда сегодня добывается в более чем пятидесяти странах мира,
при этом основная часть (до 78%) - в пяти странах-лидерах: Китае, Бразилии, России, Австралии и Индии [136]. Общая ситуация на мировом рынке железорудного
сырья (ЖРС) в настоящее время определяется:
- увеличением производства и отгрузок ЖРС на фоне сбалансированности
спроса и предложения на него, что определяет снижение уровня цен к концу первого квартала 2014 г. по сравнению с 2011-2013 гг.;
- дальнейшим усилением роли Китая на рынке ЖРС как крупнейшего его
потребителя;
- сохранением и укреплением ведущими мировыми горнорудными компаниями своих позиций на мировом рынке за счет реализации крупных инвестиционных проектов. Фактически три компании контролируют свыше 70 % мирового
рынка ЖРС;
- значительными инвестициями горнорудных и металлургических компаний
53
в модернизацию и реконструкцию железорудных предприятий, расширением
мощностей по добыче и переработке железной руды, увеличением выпуска окатышей, реализацией новых железорудных проектов;
- активной позицией китайских металлургических компаний на мировом
рынке ЖРС – создание совместных предприятий, инвестирование средств в проекты за рубежом, в том числе железорудные;
- введением или планированием введения ограничительных мер по экспорту
ЖРС (Индонезия, Индия);
- стремлением крупных металлургических компаний обеспечить себя железной рудой за счет участия в железорудных проектах за рубежом, а также за
счет приобретения уже имеющихся железорудных активов [137].
Российская сырьевая база железных руд включает 203 месторождения;
включая одно техногенное месторождение в Мурманской области. В распределенном фонде недр находится 84 месторождения, из них одно – Парнокское в
Республике Коми – имеет только забалансовые запасы. Качество руд объектов нераспределенного фонда в среднем ниже, чем разрабатываемых месторождений. В
недрах России заключен почти 101 млрд. т железных руд; по количеству запасов
страна опережает ведущих мировых продуцентов железорудного сырья – Китай,
Австралию и Бразилию. Значительные ресурсы категории Р1, наиболее достоверные из прогнозных ресурсов, оцениваемые в России в 95,2 млрд. т, позволяют ей
входить в пятерку главных стран-ресурсодержателей.
По данным Минэкономразвития РФ производство товарной железной руды
в России в 2013 году составило 72,6 млн. т, что на 2% выше, чем в 2012 г. (71,2
млн. т). Производство железорудного концентрата в 2013 году составило 102,0
млн. т или 98,1% к 2012 году, окатышей железорудных – 39,4 млн. т или 101,1%
соответственно. На рисунке 2.1 представлен ресурсный потенциал железорудных
провинций и рудных районов и площадей России. Данные по основным месторождениям железных руд России представлены в таблице 2.1.
54
Рисунок 2.1 – Ресурсный потенциал железорудных провинций и рудных
районов и площадей РФ, млрд. т
Таблица 2.1 – Данные по основным месторождениям железных руд России
Запасы, млн. т
Недропользователь,
месторождение
Геологопромышленный тип
А+В+С1
С2
Доля в баСодержание Добыча
лансовых
Fe в рув 2012,
запасах
дах,%
млн. т
РФ, %
ОАО "Михайловский ГОК"
гематитМихайловское (Кур- магнетитовый в же- 8 235
4 770
ская обл.)
лезистых кварцитах
ОАО "Стойленский ГОК"
гематитСтойленское (Белго- магнетитовый в же- 5 315
2 194
родская обл.)
лезистых кварцитах
ОАО "Комбинат КМАруда"
Коробковское (Бел- магнетитовый в же2 526
626,7
городская обл.)
лезистых кварцитах
ОАО "Лебединский ГОК"
Стойло-Лебединское
2 228
109
(Белгородская обл.)
магнетитовый в жеЛебединское (Белго- лезистых кварцитах
3 678
1 793
родская обл.)
12,9
39,5
98,85
7,5
35,0
29,9
3,1
32,4
4,7
2,3
35,0
22,0
5,4
34,6
27,0
55
Продолжение таблицы 2.1
ОАО "Магнитогорский металлургический комбинат"
Приоскольское (Бел- магнетитовый в же1 560
678
2,2
городская обл.)
лезистых кварцитах
ОАО "Металл-Групп"
Яковлевское (Белго- гематит-сидерит1 863
7 740
9,5
родская обл.)
мартитовый
ОАО "Ковдорский ГОК"
Ковдорское (Мур- бадделеит-апатит267
219,7
0,5
манская обл.)
магнетитовый
ОАО "Карельский окатыш"
Костомукшское
магнетитовый в же755,8
82,4
0,8
(Респ.Карелия)
лезистых кварцитах
ОАО "Качканарский ГОК "Ванадий"
Гусевогорское
2 543
2 410
4,9
(Свердловская обл.)
ванадиевоСобственно Качкатитаномагнетитовый
нарское (Свердлов3 603
3 270
6,8
ская обл.)
ОАО "Евразруда"
Шерегешское (Ке143,4
14,5
0,2
меровская обл.)
магнетитовый
в
Таштагольское (Ке- скарнах
413
296,4
0,7
меровская обл.)
ОАО "Коршуновский ГОК"
Рудногорское (Ир- магнетитовый
в
213,5
37,5
0,2
кутская обл.)
скарнах
ОАО ГМП "Забайкалстальинвест"
Чинейское (Забайтитаномагнетитовый
464
472
0,9
кальский край)
ООО "Энерготехмаш XXI век"
Гостищевское (Бел- гематит-сидерит2 596
7 559
10,1
городская обл.)
мартитовый
ОАО "ГМК "Тимир"
Таррынахское
1 093
212
1,3
(Респ.Саха (Якутия)) магнетитовый в железистых кварцитах
Горкитское
971
942
1,9
(Респ.Саха (Якутия))
ОАО "Гагаринский горно-металлургический комбинат"
Гаринское
(Амур- магнетитовый
в
211,4
177,3
0,4
ская обл.)
скарнах
ООО "Кимкано-Сутарский ГОК"
Кимканское (Еврей- магнетитовый в же189,4
32,3
0,2
ский АО)
лезистых кварцитах
Нераспределённый фонд
Висловское (Белго- гематит-сидерит1 453
2 500
3,9
родская обл.)
мартитовый
37,1
0,0
60,5
1,1
27,0
17,7
32,1
20,3
16,6
54,6
16,6
0,0
36,0
1,3
45,5
1,4
32,0
5,2
33,5
0
61,6
0
28,3
0
28,3
0
41,7
0
35,6
0,012
60,7
По данным Минэкономразвития РФ производство товарной железной руды
56
в России в 2013 году составило 72,6 млн. т, что на 2% выше, чем в 2012 г. (71,2
млн. т). Производство железорудного концентрата в 2013 году составило 102,0
млн. т или 98,1% к 2012 году, окатышей железорудных – 39,4 млн. т или 101,1%
соответственно.
Более половины железорудного сырья добывается в Центральном регионе,
на предприятиях Курской магнитной аномалии, 19% – на месторождениях северозападной части страны и 20% – на Урале. Рудники Сибири обеспечивают около
6% российской добычи. В последние годы идет активное освоение месторождений Дальнего Востока, однако доля этого региона в российском производстве железных руд пока незначительна.
Более 75% добычи железных руд и почти 80% производства товарной железорудной продукции в стране сконцентрировано в руках четырех вертикально интегрированных холдингов: ХК «Металлоинвест», «ЕвразГруп С.А.»,ОАО «Северсталь» и ОАО «Новолипецкий металлургический комбинат» (ОАО «НЛМК»).
Ведущий российский продуцент железорудного сырья ХК «Металлоинвест»
эксплуатирует три крупнейших в мире месторождения в пределах КМА – Михайловское, Лебединское и Стойло-Лебединское, которые заключают почти треть
(31%) запасов железных руд распределенного фонда. В 2013 г. «Металлоинвест»
снизил выпуск железорудной продукции до 38,4 млн. т против 39,8 млн. т годом
ранее; его доля в российском производстве товарных железных руд составила более 36%. При этом компания серьезно сократила поставки за рубеж, в частности в
Китай, перенаправив продукцию на внутренний рынок. Тем не менее «Металлоинвест» остается пятым в мире продуцентом товарной железной руды и третьим в
мире производителем окатышей [138].
Холдинг «ЕвразГруп С.А.» более чем в два раза уступает ХК «Металлоинвест» по уровню производства железорудного сырья. Холдинг имеет в своем активе одно из крупнейших в мире Гусевогорское месторождение в Свердловской
области, а также ряд небольших месторождений на Урале и в Сибири. В 2013 г.
холдинг сократил производство железорудной продукции относительно уровня
предыдущего года на 6%, до 15,4 млн. т; его доля в российском производстве со-
57
ставила около 14,5%.
ОАО «Северсталь» по сравнению с предыдущим годом несколько сократило производство товарной железорудной продукции (15,1 млн. т в 2013 г.). В состав ОАО «Северсталь» входят два комплекса: «Карельский окатыш» (добыча
железной руды и производство окатышей) и «Олкон» (добыча руды и производство железорудного концентрата), работающие в Республике Карелия и Мурманской области соответственно. В 2013 г. выпуск окатышей компанией ОАО «Северсталь» составил 10,5 млн. т (20% всего производства окатышей России), концентрата – 4,6 млн. т; в итоге ОАО «Северсталь» произведено около 14,3% российского ЖРС. Географическое положение позволяет компании выгодно реализовывать часть своей продукции на внешнем рынке.
Компания ОАО «Новолипецкий МК», разрабатывающая Стойленское месторождение в Белгородской области, в 2013 г. также сократила производство товарной железорудной продукции (14,8 млн. т) на 2,6% по сравнению с 2012 г.
Около 75% продукции направляются на основную производственную площадку в
Липецке; остальной объем распределяется между другими предприятиями металлургического сектора и зарубежными потребителями. Доля ОАО «НЛМК» в производстве российского железорудного сырья - 14%.
Добычу и переработку железных руд в России в 2013 г. осуществляли также
компания ОАО «Мечел», владеющая Коршуновским ГОКом в Иркутской области, ОАО «Магнитогорский металлургический комбинат» (ОАО «ММК»), разрабатывающее небольшие месторождения Гора Малый Куйбас и Подотвальное в Челябинской области, ОАО МХК «Еврохим», УК «Промышленно-металлургический
холдинг» и рядом мелких горнорудных предприятий на Урале и в Сибири. Совместно они обеспечили 20,8% производства товарных железных руд в России.
Россия является крупным экспортером товарных железных руд. По данным
Росстата, физический объем российского экспорта железной руды и концентратов
в январе – ноябре 2013 г. составил 23,2 млн. т или 100,3% к соответствующему
периоду прошлого года. Поставки железной руды и концентратов (85,6% в натуральном выражении) преимущественно осуществлялись в страны дальнего зару-
58
бежья. Основным импортером российской железной руды и концентратов является Китай – 12,4 млн. т (53,4% от общего объема поставок) или 93,1% к соответствующему периоду прошлого года. В рассматриваемом периоде темп роста поставок в страны дальнего зарубежья составил 94,5%, а в СНГ – 159,5 процентов.
Среднеконтрактная экспортная цена за январь-ноябрь 2013 г. составляет 92,4
долл. США/т против января-ноября 2012 г. – 99,6 долл. США/т, в том числе в Китай – 95,3 долл. США/т (98,5 долл. США/т), темп роста составил 92,8% и 96,8%
соответственно.
Экспорт железорудной продукции ХК «Металлоинвест», крупнейшего российского экспортера, уменьшился на 22,5%, или на 3,2 млн. т, до 11,1 млн. т. Экспорт в Китай сократился на 57,7%, до 2,2 млн. т, в страны Восточной Европы – на
23,2%, в страны СНГ – на 57,2%. Увеличились поставки в азиатские страны (кроме Китая) – на 53,2%; в страны Ближнего Востока и Северной Африки – на 25,5%,
однако данный уровень (729 тыс. т) на 36% ниже уровня 2011 года (1 140 тыс .т).
ОАО «Ковдорский ГОК», входящий в состав ОАО МХК «Еврохим», экспортировал в Китай 3,9 млн. т железорудного концентрата. Компания ОАО «Северсталь» отправила на экспорт с предприятия ОАО «Карельский окатыш» около
3,6 млн. т окатышей, в основном Европу и Украину. Примерно такую же долю в
российском экспорте (10%) занимает продукция ОАО «НЛМК». Остальной объем
экспорта приходится на более мелких продуцентов.
Импорт руды и железорудного концентрата по данным Росстата в январеноябре 2013 г. составил 6,9 млн. т. или 91,8% к соответствующему периоду 2012
г. Практически весь импорт поставляется из Казахстана (98,7% в натуральном выражении) – 6,8 млн. т. или 92,6% к январю-ноябрю 2012 г., что обусловлено поставками железорудного сырья на ОАО «Магнитогорский металлургический комбинат» (заключен долгосрочный контракт с компанией ENRC - Евразийская Корпорация Природных Ресурсов, основные активы находятся в Республике Казахстан). Среднеконтрактная импортная цена за январь-ноябрь 2013 г. составляет
103,7 долл. США/т против января-ноября 2012 г. – 102,1 долл. США/т, в том числе из Казахстана – 104,1 долл. США/т (102,8 долл. США/т), темп роста составил
59
101,5% и 101,3% соответственно.
По данным Минэкономразвития РФ производство товарной железной руды
в России в 2013 году составило 72,6 млн. т, что на 2% выше, чем в 2012 г. (71,2
млн. т). Производство стали снизилось относительно 2012 г. на 2,1%, до 68,9 млн.
т, а выпуск чугуна остался на уровне 2012 г. (50 млн. т).
Основные российские продуценты железорудного сырья производят и
большую часть сталелитейной продукции, рисунок 2.2. В 2013 г. шесть компаний
обеспечили 83,5% выпуска стали в стране. Ведущие сталелитейные предприятия
расположены на Урале, в Вологодской и Липецкой областях, а также в Западной
Сибири. Более половины стали в стране выплавляют компании «НЛМК», ОАО
«ММК» и «ЕвразГруп С.А.» с объемами производства 11-14 млн. т стали в год.
Рисунок 2.2 – Производство стали российскими компаниями, млн. т
Чугун в России производится, прежде всего, на металлургических предприятиях полного цикла. Основными его продуцентами в 2013 г. были ОАО «НЛМК»
(11,8 млн. т), «ЕвразГруп С.А.» (10,9 млн. т), ОАО «ММК» (9,6 млн. т), ОАО «Северсталь» (8,8 млн. т), ОАО «Мечел» (3,7 млн. т), ХК «Металлоинвест» (2,2 млн.
т). Совокупно эти компании выплавляют более 90% российского чугуна.
60
Чугун в России производится, прежде всего, на металлургических предприятиях полного цикла. Основными его продуцентами в 2013 г. были ОАО «НЛМК»
(11,8 млн. т), «ЕвразГруп С.А.» (10,9 млн. т), ОАО «ММК» (9,6 млн. т), ОАО «Северсталь» (8,8 млн. т), ОАО «Мечел» (3,7 млн. т), ХК «Металлоинвест» (2,2 млн.
т). Совокупно эти компании выплавляют более 90% российского чугуна.
По объемам экспорта стальной продукции Россия занимает пятое место в
мире после Китая, Японии, Украины и Германии. Значительная часть стальной
продукции (в виде слябов и заготовок) экспортируется в Европу, страны Ближнего и Среднего Востока, КНР и Турцию. Россия, наряду с Бразилией, является также ведущим поставщиком чугуна на мировой рынок.
Россия обладает значительной сырьевой базой железных руд, однако большая ее часть сосредоточена и эксплуатируется в европейской части страны, а
также на Урале. Месторождения железных руд имеются и в регионах Сибири и
Дальнего Востока, в том числе с рудами неплохого качества. Проектирование новых предприятий в этих регионах закладывает фундамент для создания на Востоке страны крупного сталелитейного производства со всей энергетической, транспортной и социальной инфраструктурой.
61
2.3 ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ИНВЕСТИРОВАНИЯ ОТКРЫТОЙ
РАЗРАБОТКИ СЛОЖНОСТРУКТУРНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
При строительстве нового горно-добывающего предприятия, либо реконструкции уже существующего и эксплуатируемого, большинству обладателей лицензий на отработку месторождения приходится прибегать к привлечению внешний заемных средств, на период до выхода производства на самоокупаемость.
Данный раздел посвящен оценки эффективности инвестирования открытой разработки для сложноструктурных месторождений.
Инвестиционная привлекательность реализации проекта горнодобывающего предприятия основывается на эффективном менеджменте, стратегическом планировании развития, в рамках которого реализуется инвестиционный проект.
Наибольшая эффективность инвестиций обеспечивается при их вложениях в направления, связанные с улучшением технологических показателей, диверсификацией производства, с эффективным использованием инфраструктуры предприятия. Реализация проектов, направленных на техническое перевооружение, имеет
высокую стоимость и обеспечивает средний уровень эффективности инвестиций.
Наименьшую эффективность обеспечивают проекты по экстенсивному расширению производства.
Основой динамического метода оценки инвестиций в реализацию проектов
карьеров является определение следующих основных показателей: Чистая текущая стоимость (NPV), реализуемых на рынке минерального сырья за весь срок
отработки месторождения добытых полезных ископаемых или извлеченных полезных компонентов; внутренняя норма рентабельности (IRR); период окупаемости капитальных вложений (РВР) 73.
В текущих показателях учитывается тот факт, что будущие поступления
стоят меньше, чем текущие, так как на текущие поступления может быть получен
доход в виде процента. С другой стороны, будущие расходы менее обременительны по сравнению с расходами текущими, так как на средства, зарезервированные
для будущих платежей, можно получать процент. Соответственно будущие поступления и платежи проводятся к их настоящей оценке путем учета дисконти-
62
рующих факторов и принимая во внимание величину дохода в виде процента за
соответствующее количество лет, которые должны пройти до времени платежа
или поступления 73, 87.
Чистая текущая стоимость представляет собой экономическую стоимость
реализации проекта, рассчитанную путем суммирования его издержек и доходов,
которые его реализация будет приносить в течение времени отработки месторождения, и вычитания первой суммы из последней. Таким образом, если в результате расчетов чистая текущая стоимость оказывается положительной, проект карьера может быть признан прибыльным. Будущие доходы и издержки должны дисконтироваться по соответствующей процентной ставке.
Норма прибыли IRR (внутренняя ставка дохода) дисконтирует чистую текущую стоимость (NPV) до нуля. Норма прибыли (IRR) в сочетании с DCF используется для того, чтобы исходя из поступления средств от реализации проекта
карьера, определить норму прибыли на инвестиционные затраты. Если внутренняя ставка дохода превышает рыночную процентную ставку, то проект можно
считать прибыльным.
Внутреннюю ставку дохода следует считать менее надежным показателем,
чем действительную чистую текущую стоимость реализации проекта. Это объясняется тем, что доходы от разработки карьера в различные периоды эксплуатации
колеблются и могут быть как положительной величиной, так и отрицательной.
Следовательно, получить единую внутреннюю ставку не представляется
возможным. Кроме того, обычно показатели внутренней ставки выше для проектов карьеров, более прибыльных в начальный период эксплуатации, даже если их
чистая текущая стоимость мала.
Учет изменения ценности инвестиций во времени осуществляется при помощи дисконтирующего фактора (q-n), служащего для приведения разновременных экономических показателей к одному моменту времени [104, 105, 107]
q  n  1  i  ,
n
где i – процентная ставка;
(2.1)
63
n – порядковый номер года оценки.
Для определения чистой текущей стоимости (NPV) реализуемых на рынке
сырья за весь срок отработки месторождения добытых полезных ископаемых,
или извлеченных полезных компонентов, чистая текущая прибыль - чистое движение наличности (NC - net cash flow) дисконтируется с учетом процентной ставки (интереса i), а суммарные инвестиции (I) вычитаются из суммы дисконтированной чистой текущей прибыли.
При разработке сложноструктурных месторождений чистая текущая стоимость
d
r
N
d
r
NИ
NPVсл  ∑∑∑( NC jfz q jfz ) - ∑∑∑( Izf qzf
n
z 1 f 1 j 1
z 1 f 1  1
n
) , (2.2)
f  k1 , z  k2 , j  k3 ,   k4 ,
k1 = {1,2,3,...,r}, k2 = {1,2,3,...,d}, k3 = {1,2,3,...,N}, k4 = {1,2,3,...,NИ},
где k1 = {1,2,3,...,r} – количество видов полезных ископаемых, добываемых в
карьере;
k2 = {1,2,3,...,d} – количество полезных компонентов, извлекаемых из одного
вида полезного ископаемого добываемого в карьере;
k3 = {1,2,3,...,N} – продолжительность работы карьера, лет;
k4 = {1,2,3,...,NИ} – продолжительность инвестирования, лет;
NCjfz – чистая текущая прибыль от реализации z-го полезного компонента,
извлеченного из f-го вида полезного ископаемого, добытого в карьере в j-й год;
q-njfz = (1 + i)n – дисконтирующий фактор чистой текущей прибыли получения z-го полезного компонента, извлеченного из f-го вида полезного ископаемого
добытого в карьере в j-й год;
q-nfz = (1 + i)n – дисконтирующий фактор инвестиций в -й год в получение
z-го полезного компонента, извлеченного из f-го вида руды добытой в карьере;
i – процентная ставка (норма дисконта);
Ifz – величина инвестиций в проектирование, строительство и эксплуатацию карьера в -й год для получения z-го полезного компонента,
извлеченного
64
из f -го вида руды;
n –порядковый номер года оценки.
Повышение достоверности принимаемых решений возможно при уменьшении инвестиционного риска. Процентная ставка реинвестирования
R = IRRпр - iR .
(2.3)
Процентная ставка реинвестирования (R) характеризуется разностью между
внутренней нормой рентабельности проекта (IRRпр) и нормой рентабельности (iR),
определяемой из равенства (2.4)
d
r
N
∑∑∑[ NC
d
jfz
r
N ОК
(1  iR ) ] - ∑∑∑[ NCfz (1  iR ) n ] 
z 1 f 1  1
z 1 f 1 j 1
d
r
n
NИ
 ∑∑∑[ I fz (1  iR ) n ] ,
(2.4)
z 1 f 1  1
где NОК – период окупаемости капитальных вложений по ставке I, лет;
NИ – период инвестирования, лет.
Показателем оценки эффективности инвестиций с учетом процентного выигрыша без риска потери капитала является чистая текущая стоимость реализации
с учетом реинвестиционного эффекта.
Чистая текущая стоимость с учетом приращения дохода с момента его появления по процентной ставке реинвестирования
d
r
N
NPV реинв  ∑∑∑( NC jfz
z 1 f 1 j 1
d
r
И
(1  R )n  N И
n
) ∑∑∑( Ifz qfz ) , (2.5)
n
(1  q jfz )
z 1 f 1  1
N
где R – процентная ставка реинвестирования.
Максимум чистой текущей стоимости, с учетом приращения дохода с момента его появления по процентной ставке реинвестирования, целесообразно использовать в качестве критерия оценки инвестиций, показателей и параметров от-
65
крытой разработки месторождений в проектах, длительность которых превышает
срок окупаемости капитальных вложений.
Чистая текущая стоимость (NPV) служит непротиворечивым показателем,
позволяющим осуществить надежную оценку альтернативных вариантов проекта
в соответствии с задачей максимизации прибыли от капиталовложений. При ограниченности инвестиционных ресурсов индекс прибыльности позволяет подобрать наиболее эффективную форму инвестиционных проектов. При анализе и
сравнении взаимоисключающих проектов, требующих различных объемов дисконтированных капитальных вложений, могут возникнуть конфликты при оценке
принимаемых решений по различным критериям.
Когда дополнительные капиталовложения оцениваются положительно по
основным критериям, то оптимальное решение может быть принято при условии,
что эти капиталовложения не могут быть вложены в другие проекты, дающие
большую величину NPV.
При высоком уровне процентной ставки отдельные платежи оказывают малое влияние на NPV. В силу этого различные по продолжительности периодов
окупаемости варианты могут оказаться практически равноценными по конечному
экономическому эффекту. При всех прочих равных условиях вариант с более длительным периодом поступлений доходов является предпочтительней. При оценке
взаимоисключающих вариантов, имеющих несоответствие денежных потоков во
времени, также могут возникнуть конфликты в оценке между показателями NPV
и IRR из-за неопределенностей в определении величины процентной ставки, по
которой реинвестируются промежуточные денежные поступления.
Таким образом, показатель IRR отдает предпочтение проектам, реализация
которых создает крупные денежные поступления в первые годы разработки месторождения (такие поступления значительно увеличивают внутреннюю норму
доходности, т.к. они могут быть реинвестированы по высокой процентной ставке). Критерий NPV предполагает, что процентная ставка реинвестирования равна
затратам горнодобывающего предприятия на капитал и не рассматривает значительные денежные поступления в конце реализации проекта как недостаток. По-
66
этому, если денежные поступления могут быть реинвестированы по процентной
ставке, превышающей затраты на капитал, то критерий NPV занижает прибыльность инвестиций, а если ставка реинвестирования меньше внутренней нормы
рентабельности, то критерий IRR завышает истинную норму доходности.
Срок окупаемости – это ожидаемый период возмещения первоначальных
вложений из чистых поступлений, где чистые поступления представляют собой
денежные поступления за вычетом расходов. Таким образом определяется время,
за которое поступления от оперативной деятельности предприятия покроют затраты на инвестиции.
Когда ежегодные денежные поступления различны по величине, то расчет
производится постепенно, при этом на каждом интервале планирования из общего
объема первоначальных затрат вычитаются амортизационные отчисления и чистая прибыль, пока результат не станет отрицательным.
Такой метод целесообразно использовать при нестабильном спросе. Он не
учитывает доходность от разработки месторождения за пределами срока окупаемости и не может применяться при сравнении вариантов с одинаковыми периодами окупаемости, но различными сроками реализации.
Точность расчетов в большей степени зависит от частоты разбиения срока
жизни проекта на интервалы планирования. Один из наиболее серьезных недостатков этого показателя – отсутствие учета изменения стоимости денег во времени. Срок окупаемости, должен служить не критерием выбора, а использоваться
лишь в виде ограничения при принятии решения.
На рисунке 2.3 представлен график изменения во времени инвестиций, чистой текущей прибыли и чистой текущей дисконтированной прибыли от разработки карьера.
Срок окупаемости ограничен, следовательно, его превышение исключает рассматриваемый вариант из возможных инвестиционных проектов.
67
500
I, млн.руб.
450
NC, млн.руб.
NC q-n, млн.руб.
400
I , NC ,
млн. руб.
350
I - инвестиции
300
250
200
NC - чистая текущая прибыль
150
100
NC q-n - чистая текущая дисконтир. прибыль
50
0
0
2
4
6
8
10
12
14
16
Продолжительность отработки месторождения Т , лет
Рисунок 2.3– График изменения во времени инвестиций, чистой текущей
прибыли и чистой текущей дисконтированной прибыли от разработки карьера
При сравнении двух равновероятных конкурирующих проектов реализовываться будет тот, у которого ставке дисконтирования, равной процентной ставке
реинвестирования промежуточных денежных поступлений, соответствует большее значение NPV.
68
2.4 МЕТОД ОПРЕДЕЛЕНИЯ ОПТИМАЛЬНОЙ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
ГРУППЫ КАРЬЕРОВ НА ОСНОВЕ АНАЛИЗА ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ СОВМЕСТНО ОТРАБАТЫВАЕМЫХ УЧАСТКОВ
Крупные месторождения, с большой протяженностью рудных тел в плане,
целесообразно отрабатывать отдельными участками. Сближенные месторождения
со сходными по качеству рудами также могут разрабатываться карьерами, входящими в общую группу. В этом случае обогатительная фабрика обслуживает несколько рудных залежей и, таким образом, обеспечиваются требования по усреднению руды. Рудные тела могут разрабатываться параллельно с целью обеспечения оптимальных результатов при измельчении и обогащении руд.
На основе анализа технико-экономических показателей отдельно отрабатываемых участков на базе кафедры Разработки месторождений полезных ископаемых Горного университета при участии автора данной работы была разработана и
предложена методика определения оптимальной производительности группы
карьеров [29]. Реализация предложенной методики была проведена на примере
железорудных карьеров Кольского полуострова при использовании линейной оптимизации с исходными данными приведёнными ниже:

Допустим, что по проекту реконструкции обогатительной фабрики Ко-
рельского окатыша предусматривается переработка разносортных руд нескольких
рудных тел участков Корпангского и Костомукшского месторождений, приуроченных к общей геологической структуре и объединенных по этому признаку в
группу карьеров, находящихся в единой административной системе – компании
Северсталь.

Открытым способом будет разрабатываться руда Корпангского место-
рождения (далее карьера № 1) с содержанием Feмаг – 22,39 %, и Костомукшского
месторождения (карьер № 2) со средним содержанием Feмаг – 25,16 %.

Проект реконструкции обогатительной фабрики предусматривает пере-
работку либо 22000 тыс.т./год руды получаемой с Корпангского месторождения
(карьер № 1), либо 30000 тыс.т/год руды, добываемой с Костомукшского месторождения (карьер № 2)
69

Проектная добыча руды установлена в пределах 5000 - 13000 тыс.т/год
в карьере Корпангского месторождения и 11000 - 16000 тыс.т/год с Костомукшского месторождения.

Цена 1 т товарных железорудных окатышей принята 3481,6 руб.
Необходимо определить оптимальные объемы добычи на участках месторождения, обогащаемые на общей обогатительной фабрике.
1. Наносим на диаграмму минимальные и максимальные значения объемов
добычи. Ордината (Qп) – годовая производительность карьера № 2, абсцисса (Qк)
– годовая производительность карьера № 1.
Колебания производительности по руде в процессе отработки месторождения: карьер № 1 – 13000 > Qк > 10000 тыс.т/год; в карьере № 2 – 16000 > Qп >
14000 тыс.т/год. Таким образом, максимальные и минимальные размеры добычи:
Qк min = 5000 тыс.т/год – минимальный объем добычи в карьере № 1;
Qк max = 13000 тыс.т/год – максимальный объем добычи в карьере № 1;
Qп min = 11000 тыс.т/год – минимальный объем добычи в карьере № 2;
Qп max = 16000 тыс.т/год – максимальный объем добычи в карьере № 2.
Четыре линии, соответствующие приведенным выше уравнениям, образуют
область АВСD, в пределах которой находятся все возможные варианты по горным возможностям соотношения объемов добычи в рассматриваемых карьерах,
(рисунок 2.4). Минимальная производительность определяется из условия амортизации горнотранспортного оборудования.
2. Определяем максимальную производственную мощность фабрики.
По проекту фабрика может переработать 22000 тыс.т/год руды добываемой
в карьере № 1 (Qк) или 30000 т/год руды добываемой в карьере № 2 (Qп). В случае размещения точек, соответствующих значениям Qк и Qп, получаем линию,
характеризующую все комбинации значений производительности, обеспечивающие максимально возможную производительность обогатительной фабрики. Все
точки ниже полученной линии характеризуют производительность фабрики ниже
максимально возможной.
70
Уравнение для максимально возможной производственной мощности фабрики имеет вид
Y  a  X  b,
где a  
22000
 0,73 , b = 22000.
30000
Таким образом,
Y  0,73  Х  22000 ;
(2.6)
Рисунок 2.4 – Диаграмма к определению возможных вариантов соотношения
объемов добычи руды группы карьеров
3. Рассмотрим оптимизацию производственной условно чистой прибыли от
добычи и обогащения. Валовая производственная прибыль РТ
PT  Qк  Pк  Qп  Pп ,
(2.7)
где Рк – удельная производственная прибыль за счет добычи руды на карьере
№ 1, руб./т;
71
Рп – удельная производственная прибыль за счет добычи руды в карьере
№ 2, руб./т.
Уравнение (2.7) – это уравнение с тремя неизвестными PT, Qк, Qп, если принять Рк , Рп как фиксированные величины. Тогда представим уравнение (2.7) в виде стандартного уравнения прямой линии
Qп 
Pк
P
 Qк  T ,
PП
PП
(2.8)
Таким образом, чем больше производительность Qк и Qп , тем больше
удельная производственная прибыль.
Рассмотрим многоугольник АВDЕF, включающий все возможные значений
производительности рудников и фабрики (рисунок 2.5).
Имеется три возможности для принятия решения об оптимуме для уравнения (2.9):
а) Откос – Pк / Рп более пологий, чем отрезок ЕF, т. е. меньше, чем – 0,73.
Линия, соответствующая максимуму прибыли, должна пересекать точку Е. Значение, соответствующее точке, дает оптимальную комбинацию производительности
карьеров;
b) откос – Pк / Рп более крутой, чем линия ЕF, т. е. больше, чем – 0,73. В
этом случае точка F дает оптимальное соотношение производительности карьеров;
с) откос – Pк / Рп совпадает с наклоном отрезка ЕF, т. е. равен – 0,73. Любые точки между Е и F на линии ЕF дают оптимальное соотношение производительности карьеров, при оптимальной прибыли.
Величины Рк и Рп представляют собой среднегодовую чистую прибыль (РТ)
от производственной деятельности
PT  Re v  З  ( Ц  С)  Q  П к  Н ,
где Rev – доходы от реализации продукции, руб.;
З – эксплуатационные затраты, руб.;
Ц – цена реализуемого концентрата, руб./т;
(2.9)
72
С – себестоимость концентрата, руб./т;
Q – объем реализованного концентрата, т/год;
П к – среднегодовая плата за кредит, руб.;
Н – налоги, отчисления и другие расходы из прибыли, руб.
Удельные доходы, приходящиеся на 1 т руды – это функция от качества, извлечения и цены. Необходимо провести вычисления производственной прибыли
Рк и Рп, для точек Е и F отдельно. Исходные данные для расчета производственной прибыли представлены в таблице 2.2.
Таблица 2.2. – Исходные данные для расчета производственной прибыли
Производительность
объекта
Производительность
объекта в точке E
Производительность
объекта в точке F
Добыча в карьере № 2, тыс.т/год
16000
12500
Добыча на карьере № 1, тыс.т/год
8300
13000
Производительность фабрики
(обогащение руды), тыс.т/год
24300
25500
Установим удельный доход на тонну руды при извлечении в процессе обогащения,  – 97,9 % (0,98)
Rev О      Ц , руб./т
(2.10)
где Revo – доход от 1 т руды;
 – содержание полезного компонента в руде (в относительных величинах)
 – извлечение полезного компонента в руде (в относительных величи-
нах);
Ц – рыночная цена на тонну товарной продукции (окатышей) руб./т.
Затраты на добычу и переработку руды приведены в таблице 2.3.
Определяем удельную производственную прибыль на тонну руды в точках
EиF
Р = Revк – Зк – 3п , руб. /т
где Revк – удельный доход от реализации 1 т руды, руб./т;
(2.11)
73
Зк – удельные эксплуатационные затраты карьера № 1и карьера №2 в точке Е или F, руб./т;
Зп – затраты на переработку руды в точке Е или F, руб./т.
Таблица 2.3 – Затраты на добычу и переработку руды
Затраты
В точке E
В точке F
Добыча в карьере № 1, т/год
5000
13000
Удельный доход, Revо (руб./ т)
Затраты на добычу
в карьере № 1, Зк1 (руб./т)
Затраты на переработку руды,
карьер № 1, Зп1 (руб./т)
Добыча в карьере № 2, т/год
763,9
184,37
120,92
210.15
210.15
11000
16000
Удельный доход, Revо (руб./ т)
Затраты на добычу
в карьере, Зк2 № 2, руб./т
Затраты на переработку руды,
карьер № 2, Зп2 (руб./т)
Производительность
фабрики, тыс.т /год
858,5
140,7
138,4
197.45
197.45
24300
25500
Результаты расчета удельной производственной прибыли в точках E и F
представлены в таблице 2.4.
Точка Е: Рк1 = Revк – Зк – 3п = 763,9 - 184,37 - 210.15 = 369,45 руб./т.
Рп2 = Revп - Зк – 3п = 858,5 - 140,7 - 197.45 = 520,35 руб./т.
Точка F: Рк1 = 763,9 - 120,92- 210.15= 432,83 руб./т.
Рп2 = 858,5 - 138,4- 197.45 = 522,65 руб./т.
Уравнение оптимальной производительности карьеров № 1 и № 2, по формуле (2.8)
Точка E:
Qп  
Pк
P
PT
415,52
 Qк  T  
 Qк 
;
PП
PП
520,35
520,35
74
Точка F:
Qп  
PT
432,83
 Qк 
;
522,65
522,65
Таблица 2.4 – Результаты расчета удельной производственной прибыли в точках
EиF
Производственная
прибыль
Рк – удельная производственная
прибыль карьера № 1, руб./т;
Рп – удельная производственная
прибыль за счет добычи руды
карьера № 2, руб./т
В точке E
В точке F
369,45
432,83
520,35
522,65
Определение углов наклона графиков функций с линией EF.
Для линии EF: - 22000/ 30000 = - 0,73.
Для точки Е:
- 369,45/ 520,35 = - 0,71.
Для точки F:
- 432,83 / 522,65 = - 0,83.
Таким образом, для линии, проходящей через точку E наклон наименьший.
Следовательно, в точке E прибыль будет максимальной и ей отвечает уровень добычи в карьере № 1 – 8300 тыс.т/год и в карьере № 2 – 16000 тыс.т/год.
Общая производственная прибыль
PT  Qк  Pк  Qп  Pп ,
РТ  8300  369,45  16000  520,35  11,4 109 руб./год
Нанесем линию тренда Qп  a  Qк  b (рисунок 2.4)
a)
Через точку E (- 97546/573747), графически получаем Qп = 83000 т/год,
то есть b = 83000 т/год.
b)
Аналогичные расчеты проводим для точки F: PТ = 33 ∙ 109 руб./год.
Таким образом, при разработке месторождения группой карьеров, при общей обогатительной фабрике, обслуживающей несколько рудных залежей для
обеспечения требований по усреднению руды, определение оптимальной производительности горнодобывающих предприятий целесообразно проводить с использованием линейной оптимизации по симплекс алгоритму.
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2
1. Одним из ключевых элементов устойчивости национальной экономической безопасности является стабильность минерально-сырьевого обеспечения отрасли, в этом, в определенной степени, заключается экономическая безопасность
и независимость России.
2. В настоящее время угольная отрасль испытывает серьезный дефицит в
инвестиционных ресурсах. Такой их важный источник как собственная прибыль
предприятий практически не работает. По современному состоянию угольной
промышленности можно сделать заключение о необходимости проведения организационных мероприятий, направленных на снижение затрат при добыче и обогащении угольного сырья и улучшение качества угольной продукции, с целью повысить инвестиционную привлекательность проектов строительства и реконструкции предприятий угледобычи.
3. Россия обладает значительной сырьевой базой железных руд, однако
большая ее часть сосредоточена и эксплуатируется в европейской части страны, а
также на Урале. Необходимо развивать сталелитейную промышленность в регионах Сибири и Дальнего Востока со всей энергетической, транспортной и социальной инфраструктурой.
4. Эффективность инвестиций обеспечивается при их вложениях в улучшение технологических показателей, диверсификацию производства. В качестве
критерия оценки инвестиций, показателей и параметров открытой разработки месторождений в проектах, длительность которых превышает срок окупаемости капитальных вложений целесообразно использовать максимум чистой текущей
стоимости, с учетом приращения дохода с момента его появления по процентной
ставке реинвестирования.
5. При разработке месторождения группой карьеров, при общей обогатительной фабрике, обслуживающей несколько рудных залежей для обеспечения
требований по усреднению руды, определение оптимальной производительности
горнодобывающих предприятий целесообразно проводить с использованием линейной оптимизации по симплекс алгоритму.
76
ГЛАВА 3 ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОРГАНИЗАЦИОННОТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ВЕДЕНИЯ ГОРНО-КАПИТАЛЬНЫХ РАБОТ НА
КАРЬЕРАХ
3.1 ОРГАНИЗАЦИЯ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ
Принятие оптимальных решений на различных стадиях планирования работы группы карьеров в составе единой горнотехнической системы (горнообогатительного комбината или другого административно объединенного образования) является сложной и актуальной задачей. Решение этой задачи должно
учитывать совместное влияние различных факторов: геологического, горнотехнического, технологического, финансово-экономического, рыночного.
К основным факторам можно отнести: запасы полезных ископаемых месторождения или группы месторождений и зависящие от них сроки отработки, параметры системы разработки, производительность карьеров, содержание полезных
компонентов в рудах, инвестиции в разработку месторождений, пропускная и
провозная способность въездных траншей, форма залегания руд и вскрышных пород, себестоимость руды, цена на рынке рассматриваемого вида минерального
сырья.
В зависимости от геологического строения месторождения, мощности полезного ископаемого, покрывающих и вмещающих пород, а также от последовательности отработки карьерного поля или группы залежей каждым карьером,
входящим в группу, будут добываться и извлекаться различные во времени объемы полезных ископаемых и вскрыши. Следовательно, себестоимость полезных
ископаемых будет различаться по карьерам.
Качество добываемых в карьерах полезных ископаемых варьируется по месторождению, поэтому для получения конечной продукции заданного качества
необходимо добыть из каждого карьера и переработать на обогатительной фабрике неодинаковые объемы полезных ископаемых.
Различие в расстояниях транспортирования полезных ископаемых от карьеров до мест переработки приводит к неодинаковым затратам на транспортирование.
77
К сырьевой базе административно объединенной группы карьеров в составе единой горнотехнической системы предъявляются следующие основные требования 94:

объем добычи полезных ископаемых должен обеспечивать производ-
ственную мощность дробильно-сортировочной и обогатительной фабрик;

качество и количество добываемых объемов руды на карьерах должно
обеспечивать получение конечной продукции, отвечающей техническим требованиям и спросу;

добыча полезных ископаемых из недр и извлечение полезных ком-
понентов в концентраты должно быть максимально возможным и экономически
целесообразным;

следует обеспечить
рентабельность и экономическую
целесообраз-
ность разработки группы карьеров;

очередность отработки карьеров и календарный план их совместной
разработки должны быть увязаны с моментом ввода в эксплуатацию горнодобывающего предприятия и сроком его эксплуатации.
Определением группы месторождений, подлежащих первоочередной разработке и оптимизацией календарного плана совместной работы группы карьеров
занимались многие ученые, среди которых можно выделить А.К. Полищука, А.М.
Михайлова [76], В.С. Хохрякова [115], Б.П. Юматова
[131] и другие. Однако,
эти исследования основывались на экономических критериях и экономикоматематических моделях присущих централизованной плановой экономике.
Разработка месторождений группой карьеров, образующих единую горнотехническую систему, имеет ряд отличительных особенностей. До последнего
времени в научно-технической литературе не получило достаточно четкого определения понятие "разработка группой карьеров".
Отличительными, определяющими и необходимыми чертами разработки
административно объединенной группой карьеров месторождения (месторождений) являются:
1. Принадлежность к общей производственной структуре – единой горно-
78
технической системе (угольная компания, горно-обогатительный комбинат, карьеро-управление, акционерное общество и тому подобное), выполняющей функцию соединения, управления, контроля, финансирования, обеспечения, планирования и реализации товарной продукции на рынках минерального сырья.
2. Общая сырьевая база, характеризующая принадлежность карьеров к од-
ному
месторождению (группе месторождений, геологическому району), обес-
печивающая добычу полезных ископаемых в объемах и с качеством, соответствующим производственной мощности обогатительной фабрики, техническим
требованиям к конечной продукции и спросу на длительный период времени.
3. Распределение качества полезного ископаемого в контурах карьеров
обеспечивает удовлетворение требований обогатительных фабриках [106].
Для оценки технико-экономической целесообразности отработки месторождений административно объединенной группой карьеров в составе единой
горнотехнической системы необходимо также проводить предварительный анализ экономической, финансовой ситуации и тенденции на рынке добываемого
вида минерального сырья.
Для проведения анализа целесообразным является рассмотрение и учет
следующих технико-экономических показателей:
1. Распределение рыночной цены на рассматриваемый вид минерального
сырья.
2. Уровень инфляции в рассматриваемый период времени оценки.
3. Производственная мощность карьеров и календарный план их совместной разработки, текущие и среднеэксплуатационные коэффициенты добычи
(вскрыши).
4. Себестоимость добычи и конечной продукции, их калькуляция.
5. Уровень цен на перегрузку и транспортирование конечной продукции до
мест потребления.
6. Величины капитальных вложений, инвестиций в разведку, оценку, проектирование, строительство и эксплуатацию карьеров.
7. Распределение капитальных вложений и инвестиций во времени оцен-
79
ки.
8. Уровень налогов, изменение его во времени, особенности налогового законодательства.
9. Распределение во времени и котировки курсов валюты.
10. Качество конечной продукции (концентрата), величина потерь и разубоживания руды на карьерах.
11. Факторы, учитывающие неопределенность исходных данных и их распределения.
В качестве исходной информации могут быть использованы данные по
действующим, проектируемым карьерам рассматриваемого месторождения или
по карьерам и месторождениям-аналогам.
При планировании работы карьеров важным вопросом является
ус-
тановление порядка строительства и отработки группы карьеров для их совместной работы в общей системе, календарное планирование совместной работы
группы карьеров. Вариант, эффективность которого будет наиболее близка к
максимально возможной в данных условиях, является оптимальным. Для этого
нужно оценить каждый из возможных вариантов и сформировать критерий оценки. Критерий оценки вариантов как признак сравнения должен быть единственным, в противном случае выбор варианта будет неоднозначным. В общем случае критерий должен отражать степень соответствия результатов оценки, характеризующихся совокупностью значений нескольких показателей [13].
Календарный план совместной работы группы карьеров в системе горнодобывающего предприятия является документом, на основании которого осуществляется управление совместной работы группы карьеров, выполняются технологические процессы на каждом карьере, и оценивается деятельность всей сырьевой базы.
Конечным результатом календарного плана, в общем случае, является определение суммарных объемов добычи и вскрыши, распределение качества и
среднего по сырьевой базе эксплуатационного коэффициента вскрыши. Календарный план по годам эксплуатации группы карьеров составляется на период 5 -
80
15 лет.
Этот план является основой для составления календарных планов горных
работ каждого карьера данной группы, а также для текущего и оперативного планирования горных работ карьеров.
Выбранный критерий для оптимизации календарного плана работы группы
карьеров должен учитывать особенности технологических процессов добычи и
переработки, а также отражать экономические аспекты работы всей единой горнотехнической системы.
В данном случае за критерий оценки предлагается принять динамический
критерий – максимум чистой текущей стоимости (NPV) полезного ископаемого
или конечного продукта единой горнотехнической системы, реализуемого за
весь срок отработки группы карьеров на рынках минерального сырья. Математическая формализация задачи заключается в установлении неизвестных величин, разработке целевой функции, на основе которой происходит оптимизация и
формулируются условия, в пределах которых находятся исходные параметры
[124].
Решение задачи оптимизации календарного плана группы карьеров в составе единой горнотехнической системы с учетом качественных и технологических особенностей может быть представлено в виде следующей модели:
Целевая функция для варианта совместной открытой разработки группы
однородных месторождений
N
m

NPVОДН   NCgj  qgj
j 1 g 1
n
 I
gj
 qgj
n
  max ,
(3.1)
j  k1 , g  k2 , k1 = {1,2,3,...,n }, k2 = {1,2,3,...,m },
где k1 = { 1,2,3,...,N } – продолжительность разработки карьера, лет;
k2 = { 1,2,3,...,m } – количество карьеров входящих в группу;
NCgj – текущая прибыль от разработки g-го карьера в j-й год после учета
процентной ставки и налогов - чистая текущая прибыль;
qgj -n – дисконтирующий фактор чистой текущей прибыли и инвестиций
g-го карьера в j-й год;
81
i – процентная ставка (интерес);
Igj – величина инвестиций в проектирование, строительство и эксплуатацию g-го карьера в j-й год.
Целевая функция для варианта совместной открытой разработки группы
комплексных месторождений


NPVКОМП   NCgjzf  q n gjzf 
r
d
N
m
f 1 z 1 j 1 g 1
r

   I gzf   q  n gzf   max ,
d
NИ
m
f 1 z 1  1 g 1
(3.2)
f  k1 , z  k2 , j  k3 , g  k4 ,   k5 ,
k1 = {1,2,3,...,r}, k2 = {1,2,3,...,d}, k3 = {1,2,3,...,N},
k4 = {1,2,3,...,m}, k5 = {1,2,3,...,NИ},
где k1 = {1,2,3,...,r} - количество видов полезных ископаемых, добываемых в
карьере;
k2 = {1,2,3,...,d} - количество полезных компонентов, извлекаемых из одного
вида полезного ископаемого, добываемого в карьере;
k3 = {1,2,3,..., N} - продолжительность работы карьера, лет;
k4 = {1,2,3,..., m} - количество карьеров входящих в группу;
k5 = {1,2,3,...,NИ} - продолжительность инвестирования, лет;
NCgjzf – чистая текущая прибыль от реализации z-го полезного компонента,
извлеченного из f-го вида полезного ископаемого, добытого на g-м карьере в j-й
год;
q-ngjzf = (1+i)-n – дисконтирующий фактор чистой текущей прибыли в получение z-го полезного компонента, извлеченного из f-го вида полезного ископаемого добытого на g-м карьере в j-й год;
i – процентная ставка (интерес);
Igzf – величина инвестиций в проектирование, строительство и эксплуатацию g-го карьера в -й год для получения z-го полезного компонента, извлеченного из f-го вида полезного ископаемого;
q-ngzf = (1+i)-n – дисконтирующий фактор инвестиций в -й год в получение
82
z-го полезного компонента, извлеченного из f-го вида полезного ископаемого,
добытого в g-ом карьере;
n - порядковый номер года оценки.
Требования, предъявляемые при максимизации целевой функции:
1. Суммарная годовая производительность группы карьеров по добыче не
должна превышать возможной годовой производительности перерабатывающего
или обогатительного комплекса горнодобывающего предприятия
m
 A pg  A док
,
(3.3)
g 1
где Apg – годовая производительность g-го карьера по полезному ископаемому,
т/год;
Адок – годовая возможная производительность обогатительного комплекса
по полезному ископаемому, т/год.
2. Разрабатываемая группа карьеров должна обеспечивать потребности
комплекса в сырье, с учетом качественной характеристики полезного ископаемого и показателей его переработки.
3. Необходимо, чтобы проектная мощность комплекса, годовая производительность комплекса по конечной продукции и суммарная годовая производительность карьеров соответствовала спросу на рынке данного вида минерального
сырья
m
 A pg  D к
,
(3.4)
g 1
Ак  D p
,
где Dк – прогнозируемая величина спроса на концентрат данного комплекса на
рынке минерального сырья, т/год;
Aк – проектная мощность комплекса по конечному продукту, т/ год.
Dp – прогнозируемая величина спроса на сырую руду на рынке данного вида
минерального сырья, т/год.
4. Суммарный проектный объем добычи по группе карьеров не должен
83
превышать промышленных запасов месторождения, отрабатываемого этой группой
N
m
  A pgj  G п ,
(3.5)
j1 g 1
где Apgj – производительность g-го карьера по полезному ископаемому в j-год,
т/год;
Gп – промышленные запасы месторождения, т.
5. Следует учитывать объективные ограничения производительности карьеров, входящих в группу
A gc min  A pg  A gjmax ,
(3.6)
где A gjmax – возможная по горнотехническим факторам производительность gго карьера в j-й год, т/год;
A gc min – производительность g-го карьера, соответствующая граничной ры-
ночной цене, т/год.
Граничная рыночная цена на продукцию данного карьера равна себестоимости. При себестоимости выше рыночной цены производственная деятельность карьера прекращается после 4 - 6 месяцев от момента достижения граничной цены, если за этот срок не изменится рыночная ситуация в лучшую сторону.
6. На каждом карьере, входящем в группу в системе комплекса, необходимо обеспечить формирование рабочей зоны карьера, обеспечивающей соблюдение закономерностей формирования рабочей зоны карьеров [9, 11]
N m
  Vgj  Vo ,
(3.7)
j1 g 1
где Vgj – объем вскрышных пород, извлекаемых на g-м карьере в j-й год, м3/год;
Vо – суммарный объем вскрышных пород группы карьеров, удаление которого обеспечивает формирование рабочей зоны карьеров, отвечающее закономерностям формирования выработанного пространства.
7. Необходимо, чтобы количество имеющихся в карьере экскаваторов
84
обеспечивало проектную производительность карьера по горной массе


Q эg min n gj  A gj 1  k тgj  Q эg max n gj ,
где
(3.8)
Q эg min – минимально допустимая эксплуатационная производительность
экскаваторов на g-м карьере, м3 / год;
n gj – количество экскаваторов на g-м карьере в j-й год;
Q эg max – максимально возможная по горнотехническим условиям эксплуата-
ционная производительность экскаваторов на g-м карьере, м3/год;
kтgj – текущий коэффициент вскрыши в g-м карьере в j-й год, м3/т.
Совокупность физических и химических свойств, оказывающих влияние на
технологический процесс добычи и переработки – качество, определяется такими
свойствами, как содержание полезных и вредных компонентов, крепость, влажность, текстурные свойства и некоторые другие.
Когда известен закон распределения, среднеквадратическое отклонение является удобной характеристикой для оценки изменчивости качественного состава, так как его величина дает представление не только об амплитуде колебаний,
но и о вероятности отклонений показателя от среднего значения.
Для любого показателя качества полезного ископаемого, его размещение по
месторождению может быть выражено в виде функции координат. Аналитический или геометрический вид этой функции, установленный по геологоразведочным данным, является ее реализацией. Совокупность случайных величин, зависящих от неслучайного параметра, в теории вероятностей называют случайной
функцией. Для описания особенностей случайных функций недостаточно математического ожидания и дисперсии. Основной ее характеристикой является корреляционная или ковариационная функция. Она позволяет выявить характер
изменения зависимости между реализациями с изменением расстояний, вид этой
связи, скорость ее изменения и прочие зависимости.
8. Производительность карьеров по полезному ископаемому имеет ограничения, связанные с числом добычных единиц на карьерах, вместимостью
складов,
которые характеризуют соотношения между производительностями
85
группы карьеров и перерабатывающего предприятия
0  Vc  Vc max ,
(3.9)
n m
  A pgj  A T ,
(3.10)
j1g 1
где Vc – вместимость усреднительного ( буферно-усреднительного ) склада, м3 ;
AT – производительность группы карьеров по сырой руде, соответствующая
объему товарной продукции комплекса Dp ;
Vcmax – максимальная вместимость склада по техническим возможностям.
При этом весь объем добываемой карьерами руды может быть переработан на перерабатывающем предприятии, которое имеет резерв производительности по сырой руде
A p  A ф  А т ,
(3.11)
и по товарной продукции
D p  D п  D p
,
(3. 12)
где Dп – производительность комплекса по товарной продукции, т / год ;
Dp – прогнозируемая величина спроса на сырую руду на рынке данного
вида минерального сырья, т/год.
При постоянном числе добычных единиц на карьерах группы, повышение
уровня однородности добываемой руды на входе в перерабатывающее предприятие можно осуществить при помощи усреднительного склада, за счет увеличения его объема, а также за счет изменения направления движения забоев.
Объем перерабатываемой руды может быть ограничен мощностью перерабатывающего предприятия,
транспортными возможностями
и некоторыми
другими условиями. В этом случае производственная мощность группы карьеров
полностью не используется. Число добычных единиц и направление движения
забоев может изменяться в определенных пределах.
86
3.2 ОБОСНОВАНИЕ СХЕМ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-КАПИТАЛЬНЫХ
РАБОТ ПРИ ВВОДЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ В ЭКСПЛУАТАЦИЮ ОЧЕРЕДЯМИ
В последнее время на рынке минеральных ресурсов России наблюдается
тенденция к снижению инвестиционной активности, причинами которого являются высокий инвестиционный риск и отсутствие организационных структур участников инвестиционного процесса, близких к международной практике. В горнодобывающей промышленности в сложившейся за последнее десятилетие экономической ситуации на первый план выходит задача повышения потенциальной
привлекательности инвестиционных проектов для возможных участников. Возможность привлечения инвестиций в конкретный проект определяется уровнем
его инвестиционного потенциала.
Согласно исследованиям [79], общепринятой нормой соответствия высокому уровню инвестиционного потенциалу проекта разработки месторождения,
способствующей интенсивному привлечению инвестиций от внутренних и внешних источников, являются внутренняя норма доходности (в валюте) более 18 % и
не превышающий 3 лет срок окупаемости инвестиций, в то время как 56 летний
срок окупаемости уже характеризует бизнес-проекты, как средние по уровню инвестиционного потенциала.
На практике для подготовки месторождения к отработке как правило требуется длительный период времени, так проектные сроки строительства разрезов
Канско-Ачинского бассейна составляли 911 лет, при сроке строительства 1-й
очереди до 7 лет. Темпы строительства крупных горнодобывающих предприятий
не позволяют обеспечить своевременный возврат инвестиций. Для реализации
проектов строительства крупных площадных месторождений, сокращение времени, за которое предприятие выходит на самоокупаемость, становиться наиболее
актуальной задачей, даже если ее выполнение повлечет за собой сокращение чистого дисконтированного дохода (ЧДД) за весь срок отработки запасов.
Строительство разреза должно быть подчинено в первую очередь основной
цели – получению в кратчайшие сроки доступа к залежи полезного ископаемого и
созданию условий для обеспечивания заданных объемах добычных и вскрышных
87
работ. В условиях дефицита инвестиций в период строительства необходимо
минимизировать капвложения и время на организацию и проведение подготовительных работ (подготовки поверхности карьерного поля, организацию системы
дренирования месторождения, обеспечения транспортной связи, строительства
монтажных площадок, ЛЭП, жилых домов и построек для нужд персонала, электроподстанций, складов, и прочих объектов инфраструктуры).
В слабо-развитых регионах страны объем вложений в организацию инфраструктуры горного предприятия может достигать 50 % от общих капитальных затрат на строительство предприятий. Основной причиной задержки сдачи карьеров в эксплуатацию остается отставание и неподготовленность фронта горных работ, поэтому приоритетом при определении очередности возведения объектов
инфраструктуры является их влияние на создание и развитие фронта горных работ.
В общем случае обоснование выбора очередности ввода эксплуатационных
участков в отработку осуществляется на основе анализа горно-геологических и
горнотехнических условий, однако относительно совершенствования вопросов
организации производства необходимо также учитывать месторасположения участков отработки по отношению к внешним транспортным и энергетическим коммуникациям.
Обустройство инфраструктуры должно осуществляться поэтапно с переносом по возможности наиболее капиталоемких работ на период эксплуатации
карьера, когда будут созданы соответствующие экономические условия для реинвестирования из прибыли предприятия.
Несмотря на важность подготовительного периода принципиальным вопросом в решении проблемы повышения инвестиционной привлекательности проектов строительства новых карьеров является повышение эффективности капитальных затрат при проведении непосредственно горно-строительных работ. Эта проблема может быть решена в основном за счет применения более эффективных
форм организации строительства
карьера, минимизации объемов горно-
капитальных работ и сроков их проведения, выбора оптимального комплекса
88
строительного горно-транспортного оборудования и технологических схем производства горно-капитальных работ в соответствии с объемами и заданными сроками строительства и с учетом развития инфраструктуры предприятия в этот период.
При строительстве крупных карьеров на практике широко применялась эффективная форма организации - поэтапный, поочередной ввод мощностей. Такая
форма позволяет за счет концентрации денежных, материальных и трудовых ресурсов на первоочередном участке (блоке) обеспечить быстрый ввод его в эксплуатацию. Строительство последующих эксплуатационных участков может вестись за счет реинвестирования прибыли от реализации угля, добываемого на предыдущих участках. В случае дефицита собственных средств могут быть привлечены дополнительные инвестиции из внешних источников.
Так, на разрезе "Черниговский" в Кузбассе к моменту окончания его строительства была получена прибыль в размере 50% его сметной стоимости. Затраты
на строительство первоочередного участка окупились еще за три года до завершения всех объемов строительно-монтажных работ [49].
В результате анализа проектов действующих карьеров, можно сделать вывод, что в настоящее время деление карьерного поля на очереди отработки несет
зачастую условный характер и является последовательным переходом к отработке
новых не задействованных ранее запасов. Ограниченное количество очередей
ввода мощностей (обычно не более 23) и значительный срок выполнения горностроительных работ в пределах границ каждой из них (57 лет) свидетельствует о
нерациональной организации горных работ, ведущей к дестабилизации денежных
потоков и неравномерному получению доходов. При таком способе вовлечения
новых мощностей в отработку создаваемый фронт горных работ длительное время находится в пассивном состоянии и не вовлекается в эксплуатацию.
Количество очередей обычно соответствовало количеству вводимых в эксплуатацию комплексов основного оборудования. При строительстве мощных разрезов КАТЭКа стремление совмещения технологических процессов, достигаемое
при использовании полностью агрегированных мощных комплексов оборудова-
89
ния (роторных экскаваторов и консольных отвалообразователей), как наиболее
эффективных в период эксплуатации разреза, требовало создание большого фронта работ для каждого комплекса (около 3 км), широких рабочих площадок (более
100 м) и опережения продвигания фронта работ (до 200300 м) в целях создания
нормативных вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов, необходимой приемной способности выработанного пространства для размещения
вскрышных пород от первых заходок экскаваторов. При таких значительных линейных и соответственно объемных параметрах разреза на период окончания его
строительства основные объемы горно-капитальной вскрыши перемещаются, как
правило, колесным транспортом на большие расстояния или многократно (до 5
раз) переэкскавируются драглайнами при использовании бестранспортных систем
разработки.
В настоящее время в практике строительства новых карьеров повсеместно
принято использование основного горно-транспортного оборудования, что при
производстве горно-капитальных работ неэффективно из-за низкого коэффициента использования во времени, так как оно не приспособлено для работы в стесненных условиях-при траншейных работах и тупиковом забое. Для использования
мощного оборудования необходимо подведение силовых сетей и строительства
подстанций уже на начальном этапе строительства карьера, его изготовление и
монтаж связаны с большими затратами времени, особенно в современных условиях, а его приобретение требует больших капитальных вложений. Это влечет за собой рост капитальных затрат и срок их окупаемости, в связи с чем возрастает потребность в поиске и внедрении новых решений в технологии, механизации и организации горно-капитальных и строительных работ, позволяющих снизить зависимость горнодобывающих предприятий от привлеченных извне средств.
Для горнодобывающих предприятий, осуществляющих свою деятельность в
современных экономических условиях, автором работы были выработаны требования и предварительные рекомендации к ведению горно-капитальных и строительных работ, основанные на анализе результатов научных исследований, изучении и систематизации проектной документации карьеров добывающих твердые
90
полезные ископаемые, а также опыта строительства карьеров, с учетом особенностей инвестирования проектов:
1. Строительство мощных карьеров должно вестись этапами при рациональном совмещении горно-капитальных работ с эксплуатационными, что позволит реинвестировать часть капитальных затрат за счет прибыли от реализации полезного ископаемого, добываемого в период строительства карьера.
2. В технологическом аспекте поле карьера следует отрабатывать отдельными смежными блоками (участками, полосами, картами и т.п.) с созданием единого фронта горных работ и формированием общей схемы вскрытия рабочих горизонтов. Эксплуатационная добыча угля начинается после сдачи карьера первой
очереди и дальнейшее наращивание производственной мощности до проектной
величины ведется постепенно за счет поэтапного ввода в эксплуатацию вновь отстраиваемых смежных эксплуатационных блоков (участков) карьера. Причем
объем карьера первой очереди должен быть минимальным.
3. Карьер первой очереди и первые эксплуатационные блоки целесообразно
располагать на участке карьерного поля с наиболее благоприятными горногеологическими условиями при максимальном приближении к внешним транспортным и энергетическим сетям. Это позволит снизить расходы на строительство, потребность в инвестициях и способствует обеспечению рентабельной работы
карьера уже в первые годы эксплуатации.
4. Строительство и ввод в эксплуатацию новых эксплуатационных блоков
или участков должно максимально производиться за счет реинвестирования прибыли, получаемой при эксплуатации предшествующих блоков.
5. Каждому этапу развития горных работ должен соответствовать наиболее
эффективный комплекс оборудования. При строительстве первоочередных блоков
может быть задействовано также основное оборудование смежных блоков или
вводится дополнительное оборудование, что ускорит ввод в эксплуатацию этих
блоков.
6. С целью сокращения сроков строительства карьера первой очереди для
выполнения горно-строительных работ может быть в определенных условиях эф-
91
фективным использование оперативно монтируемого мобильного оборудования,
в том числе с дизельным приводом. Это позволит начать строительство до подвода силовых коммуникаций и монтажа основного горного оборудования. В последующем этим оборудованием может быть оснащен постоянно действующий
строительный участок, обеспечивающий опережающее строительство эксплуатационных блоков.
Данные рекомендации следует применять на стадии проектирования для организации строительства крупных карьеров и в период эксплуатации обеспечит
повышение инвестиционной привлекательности проектов в современных экономических условиях и эффективности открытых горных работ в целом.
Рассмотрим данный вопрос в применении к мощным угольным месторождениям. В соответствии с нормами технологического проектирования [94] строительство угольных разрезов небольшой производственной мощности осуществляется без разделения на очереди, а при большой мощности строительство ведется
очередями. Причем производительность разреза первой очереди должна составлять не менее 60% от проектной мощности разреза. Такой порядок выполнения
горно-строительных работ требует значительных инвестиций в строительство и
приводит к увеличению срока их окупаемости.
Строительство новых участков разреза необходимо совмещать с эксплуатацией уже отстроенных участков, это позволит снизить потребность в привлечении
средств извне. При этом вся прибыль или ее часть от реализации добываемого угля может реинвестироваться в строительство, компенсируя часть затрат на эти работы. Потребность в инвестициях обратно-пропорциональна объему эксплуатационных работ, выполняемых в период строительства разреза, то есть при большей степени совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ издержки на выплаты кредитов будут стремиться к минимуму.
В численном выражении степень совмещения строительных и эксплуатационных работ можно оценить при помощи коэффициента совмещения [24], определяемого отношением объема эксплуатационной вскрыши, разрабатываемой за
92
период строительства разреза к объему всех вскрышных работ, выполненных за
этот же период. Он может выражаться как в долях единицы, так и в процентах.
Под совмещением работ на месторождениях, отрабатываемых группой
карьеров, подразумевается взаимоувязанное во времени параллельное ведение
процессов и операций, на отдельных карьерах группы, либо на смежных блоках
одного из карьеров группы.
При этом вскрытие новых участков будет финансироваться за счет прибыли, полученной с эксплуатируемых участков, следовательно, объем средств, выделяемых на вскрытие новых очередей отработки и интенсивность этих работ (I),
будет находиться в прямой зависимости от скорости подвигания добычных забоев
I п  f (vдоб( п1) ) .
(3.13)
Скорость добычных работ, согласно основному закону динамики ведения
горных работ, в свою очередь не может превышать скорость опережающего
вскрытия рассматриваемого участка, также как и работы по вскрытию месторождения зависят от своевременного проведения горно-капитальных работ на вновьвводимом в эксплуатацию месторождении, следовательно, интенсивность ведения
работ по вскрытию на новых участках будет тем больше, чем больше будет скорость ведения горно-капитальных работ на первом участке
vдоб( n1)  vвскр ( n1)  f (vг к ) ( n2) .
(3.14)
Скорость вскрытия и подготовки блока к эксплуатации определяется множеством факторов. На этапе строительства нового карьера необходимо обеспечить район ведения горных работ соответствующей инфраструктурой, подготовить поверхность карьерного поля, провести мероприятия по осушению месторождения, подвести транспортные и энергетические коммуникаций, доставить и
осуществить монтаж основного горного оборудования, обеспечить персоналу
предприятия условия для безопасного труда и отдыха. Обустройство инфраструктуры должно осуществляться поэтапно с переносом по возможности наиболее капиталоемких работ на период эксплуатации, когда будут созданы соответствующие экономические условия для реинвестирования из прибыли предприятия.
93
Для организации эффективного совмещениия горно-строительных и эксплуатационных работ необходимо синхронизировать во времени эти процессы,
т.е. скорость эксплуатационных работ на блоке, приравнять к скорости подготовительных работ на следующем. Скорость вскрытия блока – есть первая производная по времени вскрытия ( t вскр ) от длинны вскрываемого блока ( Lф ). Если принять скорость подвигания добычного и вскрышного забоя равными, то
vдоб  vвск  lim
t 0
dLф
.
dt вск
(3.15)
При этом скорость горно-капитальных работ
vг к  f (t n ),
(3.16)
где t п - суммарное время, затрачиваемое на операции по подготовке нового эксплуатационного участка к вскрытию, зависит от объемов горно-капитальных работ, которые невозможно отнести на период эксплуатации карьера
t п  f (Vг к (const) ) .
(3.17)
Таким образом, соразмерность ведения горно-капитальных и эксплуатационных работ будет зависеть от организации работ, которая позволит уравнять
скорость ведения работ по подготовке участка к разработке со скоростью эксплуатации на блоке отрабатываемом смежно с рассматриваемым.
t доб  t вск  t п ,
 lim
t 0
dLф
dt вск
 f (Vг к ( const) ) .
(3.18)
Численное значение этого коэффициента, например, Кс = 0,5 означает, что
половина объема вскрышных работ, выполняемых в период строительства разреза, приходится на эксплуатационные работы.
При ведении горно-капитальных и горно-строительных работ одновременно
коэффициент совмещения
n
m
V
эij
К Гс 
n
m
V
i 1 j 1
эij
i 1 j 1
n
m
n
m
 VГcij  VГКРij
i 1 j 1
i 1 j 1
,
(3.19)
94
где Vэij – эксплуатационные объемы вскрыши, выполняемые в период строительства на i-ом этапе j-го участка, м3;
VГcij – горно-строительные объемы вскрыши, выполняемые на i-ом этапе
j-го участка, м3;
VГКРij – горно-капитальные объемы вскрыши, выполняемые на i-ом этапе
j-го участка, м3;
n – количество этапов строительства;
m – количество участков.
Горно-строительные и горно-капитальные работы в рассматриваемом случае отличаются способом их финансирования: горно-капитальные работы выполняются за счет инвестиций, привлеченных средств, рефинансирования, а горно-строительные – за счет основной деятельности из собственных средств предприятия, затраты на них учитываются как часть себестоимости.
Коэффициент совмещения может быть определен через отношение объемов
удаляемых вскрышных пород или объемов эксплуатационной и общей (включая
попутную) добычи угля. Проведенные расчеты показали, что в последнем случае
численное значение коэффициента получается несколько выше, но в целом относительная оценка степени совмещения этих работ остается практически без изменения. При оценке технологии и механизации горных работ на угольных разрезах
за структурную единицу разреза был принят эксплуатационный блок, в пределах
которого используется один комплекс оборудования по перевалке вскрышных
пород в выработанное пространство. Количество таких блоков на разрезе может
изменяться от одного до нескольких и определяется производственной мощностью разреза, горнотехническими и горно-геологическими условиями разработки.
Организация горно-капитальных работ, в первую очередь, будет определяться
последовательностью строительства блоков или их участков и порядком сдачи их
в эксплуатацию.
При рассмотрении параметров блоков выделялась их рациональная и минимальная длина. Это позволяет при выполнении горно-капитальных работ первоначально строить участок минимальной длины и после начала эксплуатационных
95
работ в этом блоке производить наращивание его длины до рациональной величины. Такой подход к выполнению горно-капитальных работ увеличивает количество возможных вариантов технологических схем ведения этих работ, совмещенных с эксплуатацией отдельных блоков.
Множество возможных вариантов схем строительства карьеров предлагается систематизировать по характеру совмещения горно-капитальных и эксплуатационных
работ.
Выделены
следующие
4
группы
организационно-
технологических схем строительства карьера:
I – схемы, не предусматривающие совмещение строительства карьера с эксплуатацией отдельных участков строящегося карьера;
II – схемы, предусматривающие совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ осуществляется в каждом из блоков карьера;
III – схемы, при которых совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ в смежных блоках карьера;
IV – комбинированные схемы, предусматривающие совмещение данных
видов работ как внутри блока, так и между смежными блоками карьера.
На рисунках 3.1 – 3.4 представлены принципиальные схемы для двух вариантов разработки, с одним и тремя эксплуатационными блоками. Каждая из этих
схем характеризуется количественно возможной степенью совмещения горнокапитальных и эксплуатационных работ (Кс). В индексе каждой технологической
схемы цифрой обозначено количество строящихся блоков, а буквой – характер
совмещения работ: О – без совмещения; Б – совмещение между блоками; В – совмещение внутри блока; БВ – совмещение внутри блоков и между блоками. Цифрами на схемах указана последовательность выполнения работ.
На схеме, представленной на рисунке 3.1, продемонстрирована организация
горно-строительных работ 1-О и 3-О, то есть без совмещения, эксплуатационные
работы на разрезе начинаются после полного завершения горно-капитальных
работ и в период строительства эксплуатационные работы не выполняются. Такие
схемы характерны для условий строительства разреза в неосвоенных районах,
96
когда на начало строительства отсутствует инфраструктура, не подведены
постоянные транспортные и энергетические коммуникации.
Схема 1-0, Кс=0
Блок 1
1
2
Схема 3-0, Кс=0
Блок 1
Блок 2
1
1
2
2
Блок 3
1
2
- горно-строительные работы
- эксплуатационые работы после окончания строительства
Рисунок 3.1 – Схемы организации строительства
предусматривающие
совмещения
горно-строительных
эксплуатационными
карьера,
работ
не
с
Так как совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ при
данных схемах отсутствует (Кс = 0), то финансирование строительства будет полностью вестись за счет инвестиций. Сущность схемы З-Б, представленной на рисунке 3.2, заключается в последовательном строительстве блоков на полную их
длину и введение каждого построенного блока в эксплуатацию после окончания
его строительства. Необходимым условием для реализации данной схемы является своевременный монтаж основного горного оборудования, ввод которого в работу должен быть осуществлен в каждом блоке после окончания строительства
предыдущего блока.
При работе по данной схеме в период выполнения горно-строительных работ в последующих блоках выполняются эксплуатационные работы в предыдущих блоках. Финансирование работ ведется за счет реализации полезного ископаемого добытого в процессе совмещения горно-капитальных работ с эксплуата-
97
ционными, таким образом, предприятие переходит на самофинансирование работ,
не привлекая при этом внешние средства инвестирования.
Блок 1 Блок 2 Блок 3
Схема 3-Б, Кс=0,5-0,6
3
4
2
3
4
1
2
3
4
- горно-строительные работы
- эксплуатационые работы в период строительства
- эксплуатационые работы после окончания строительства
Рисунок 3.2 – Схема организации строительства карьера, с совмещением
горно-строительных работ с эксплуатационными между смежными блоками
Коэффициент совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ
будет зависеть от количества строящихся блоков и, например, при трех блоках
изменяться в пределах 0,50,6. Схема позволяет сократить потребность в инвестициях в строительство за счет реинвестирования в строительство всей или части
прибыли от эксплуатационной добычи.
Добиться совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ при
одном блоке разреза возможно за счет первоначального строительства участка
минимальной длины, как показано на схеме 1-В на рисунке 3.3. После строительства участка минимальной длины он сдается в эксплуатацию и параллельно с эксплуатационными работами ведется наращивание фронта работ блока до рациональной длины. При таком порядке ведения работ величина коэффициента совмещения относительно небольшая и находится в пределах 0,20,4.
При использовании на горно-капитальных работах дополнительного оборудования оно может быть использовано и при наращивании фронта горных работ
до рациональной длины в период эксплуатации отстроенного участка.
98
Схема 1-В, Кс=0,2-0,4
3
2
1
3
3
2
- горно-строительные работы
- эксплуатационые работы в период строительства
- эксплуатационые работы после окончания строительства
Рисунок 3.3 – Схема организации строительства карьера, с совмещением
горно-строительных работ с эксплуатационными внутри одного блока
При выполнении горно-капитальных работ основным оборудованием и небольшой мощности вскрыши, когда работа в период эксплуатации ведется по системе разработки без переэкскавации, увеличение длины фронта работ может осуществляться постепенно в период эксплуатации с помощью драглайнов [56].
При большей мощности вскрышных работ и работе в период эксплуатации
двух драглайнов (система разработки с переэкскавацией вскрыши) они могут использоваться на строительстве блока минимальной длины. После этого один из
драглайнов ведет эксплуатационные работы в блоке минимальной длины. Второй
драглайн продолжает горно-капитальные работы до достижения фронта работ рациональной длины и сдачи этого блока в эксплуатацию. При использовании основного и дополнительного оборудования после строительства участка минимальной длины, основное оборудование переводится на эксплуатацию, а наращивание фронта работ участка до рациональной длины ведется дополнительным
специализированным строительным оборудованием.
Аналогичное развитие горных работ внутри каждого блока предусматривается при организации горно-капитальных работ на разрезе и при нескольких блоках, как показано на рисунке 3.4, иллюстрирующем схему 3-БВ. Введение в эксплуатацию участков (очередей) минимальной длины позволяет раньше начать
эксплуатационные работы на строящемся разрезе, увеличить объемы эксплуата-
99
ционных работ, выполняемые в период строительства. Коэффициент совмещения
горно-строительных и эксплуатационных работ при трех блоках может достигать
0,60,7.
Рисунок 3.4 – Схема организации строительства карьера, с совмещением
горно-строительных работ с эксплуатационными между блоками и внутри
каждого из них
В качестве иллюстрации совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ на рисунках 3.5 - 3.8 показан порядок разработки эксплуатационного
блока при использовании различного оборудования для выполнения строительных работ. Эксплуатационные вскрышные работы производятся в уже построенной части разреза с использованием драглайна, осуществляющего перевалку пород в выработанное пространство по простой или усложненной технологической
схеме. Приведенные схемы отличаются в основном используемым строительным
оборудованием, которое и определяет технологию работ.
100
Рисунок 3.5 – Порядок разработки эксплуатационного блока при использовании
экскаваторно-отвального комплекса при совмещении горно-капитальных и
эксплуатационных работ
101
На рисунке 3.6 для производства вскрышных работ на участке строительства используется экскаваторно-отвальный комплекс.
С учетом значительной площади сечения разрезной траншеи она проходится первоначально неполным сечением и в последующем расширяется до проектных размеров. Так как прибортовой отвал имеет ограниченную вместимость, то
работы зачастую ведутся с кратной перевалкой вскрыши.
Величина коэффициента переэкскавации определяется параметрами разрезной траншеи, мощностью вскрышных пород и рабочими параметрами драглайна,
используемого на строительстве. При работе по данной схеме на строительстве
могут работать 12 драглайна. Попутная добыча угля в строящемся блоке ведется
на участках вне зоны действия драглайнов.
При отсутствии драглайна для производства горно-капитальных работ или
невозможности отсыпки прибортовых отвалов на участке строительства могут
использоваться экскаваторно-транспортно-отвальные комплексы (ЭТО), в состав
которых входят механические лопаты и автосамосвалы. Порядок разработки эксплуатационного блока при совмещении горно-капитальных и эксплуатационных
работ при ЭТО комплексах приведен на рисунке 3.6.
На участке эксплуатации порядок проведения работ аналогичен ранее описанному. С учетом меньших рабочих параметров механических лопат по сравнению с драглайнами, проведение разрезной траншеи производится в несколько
слоев (на рисунке 3.6 в 2 слоя) сразу на всю ширину траншеи. Следом отдельным
уступом, с использованием экскаваторно-автомобильного комплекса, ведется попутная добыча угля.
При мощности вскрышных пород, превышающей глубину черпания драглайна, а также в целях интенсификации горно-капитальных работ целесообразно
применение комбинированных комплексов оборудования (рисунок 3.7).
102
Рисунок 3.6 – Порядок разработки эксплуатационного блока при использовании
экскаваторно-транспортно-отвальных комплексов при совмещении горнокапитальных и эксплуатационных работ
103
Рисунок 3.7 – Порядок разработки эксплуатационного блока при использовании
комбинированных комплексов оборудования при совмещении горно-капитальных
и эксплуатационных работ
104
В этом случае вскрышная толща разделяется по высоте на два слоя, верхний
из которых разрабатывается драглайном по усложненной технологической схеме
в соответствии с рисунком 3.6, а нижний с применением ЭТО комплекса по схеме, показанной на рисунке 3.7.
Аналогичная схема характерна для условий строительства разреза на участке с двумя угольными пластами. Покрывающая вскрышная толща будет разрабатываться по бестранспортной системе разработки драглайном, а породы междупластья, после выемки верхнего пласта ЭАО комплексом, с вывозкой вскрыши во
внешние отвалы. Подробнее данная технологическая схема рассмотрена в разделе
3.3 диссертации, где представлены результаты решения задачи организационной
оптимизации ведения вскрышных работ посредством минимизации коэффициента
переэкскавации.
В определенных горно-геологических
условиях возможно на участке
строительства эксплуатационного блока, при совмещении горно-капитальных и
эксплуатационных работ, использовать скреперно-отвальные комплексы оборудования, рисунке 3.8.
Покрывающая вскрышная толща, в зависимости от ее мощности, отрабатывается горизонтальными или наклонными слоями. Вскрышные породы размещаются во внешние отвалы. Попутная добыча угля, как правило, ведется ЭАР комплексом оборудования.
Представленные на рисунках 3.5 – 3.8 схемы имеют различные техникоэкономические показатели и условия их рационального использования, иллюстрируют возможность совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ
и порядок разработки эксплуатационного блока при таком совмещении.
Выделенные в работе принципиальные технологические схемы различаются
последовательностью ведения строительных и эксплуатационных работ в каждом
из выделенных блоков карьерного поля, а также характером и степенью совмещения горно-капитальных работ с эксплуатационными, интенсивностью строительства блоков и наращивания производственной мощности разреза.
105
Рисунок 3.8 – Порядок разработки эксплуатационного блока при использовании
скреперно-отвальных комплексов при совмещении горно-капитальных и
эксплуатационных работ
106
Наращивание производственной мощности разреза определяет сроки ввода
блоков или их участков в эксплуатацию, темпы роста объемов добычи и, следовательно, уровень дохода от реализации угля.
Нормативы и сроки освоения проектной производительности карьеров
представлены в таблице 3.1.
Таблица 3.1– Нормативы и сроки освоения проектной производительности карьеров
Производительность,
млн.т/год
До 5
5-15
15-30
30
Период
освоения,
мес.
Объем добычи, % производственной
мощности
9
15
18
24
1 год
2 год
3 год
85
70
65
60
100
99
98
90
100
100
00
Данные о мощности первой пусковой очереди представлены в таблице 3.2.
Таблица 3.2 – Пусковая мощность карьеров
Показатель
Проектная производительность по
полезному ископаемому
Пусковая мощность,
% от полной проектной
Ед.
измерен.
Значение показателя
млн.т/год
до 4
4-20
более 20
%
100
50
30
Такой характер наращивания производительности разреза может быть обеспечен в основном в условиях совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ за счет технических, технологических и организационных решений. К
техническим решениям относится увеличение суммарной мощности основного
оборудования, используемого на строительстве первоочередных участков (блоков). Такое увеличение может быть достигнуто за счет практически одновременного (или за короткий промежуток времени) ввода в эксплуатацию нескольких
комплексов основного оборудования, включая комплексы, предназначенные для
строительства и (или) эксплуатации соседних блоков.
107
В период строительства карьера протяженность фронта работ обычно незначительна и возможности ввода в действие большого количества горнотранспортного оборудования ограничены. Для ускоренного наращивания фронта
и ввода новых горизонтов горные работы должны производиться наиболее интенсивно за счет высокой концентрации экскаваторов и четкой организации работы
транспортных средств.
Экскаваторные блоки по длине максимально сокращаются. Особыми преимуществами в период строительства карьера отличается автомобильный транспорт. Он обеспечивает возможность многозабойной выемки верхних уступов и
междупластья, вскрываемых временными заездами, позволяет сосредоточить на
горизонтах большое количество экскаваторов и развить высокую интенсивность
работ.
108
3.3 АНАЛИЗ ДИНАМИКИ И СТРУКТУРЫ ПРОЦЕССА ДОБЫЧИ
В ПЕРИОД СТРОИТЕЛЬСТВА КАРЬЕРА
Начало эксплуатационной добычи при совмещении горно-капитальных и
эксплуатационных работ приходится на период строительства, когда будет подготовлен необходимый фронт работ, достаточный для безопасной и эффективной
работы горно-транспортного оборудования и обеспечивающий нормативный объем вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов. При совмещении данных видов работ между смежными эксплуатационными блоками, этот период
приходится на момент окончания вскрытия и строительства первоочередного
блока и подготовки запасов для выемки необходимого объема в пределах первой
заходки вскрышного экскаватора, с учетом безопасного ведения вскрышных и добычных работ. В случае применения комбинированных технологических комплексов для ведения вскрышных работ необходимо выполнить также работы по
разносу борта в целях создания транспортных горизонтов.
Продолжительность периода от начала ведения горно-капитальных работ до
момента перехода на эксплуатационную добычу зависит от суммарного объема
вышеперечисленных работ, производительности применяемых экскаваторов как
каждого в отдельности, так и в целом по строящемуся участку карьера. Последнее
определяется с учетом графика ввода основного оборудования в эксплуатацию.
Определенное влияние оказывают расстановка оборудования и организация работ
на уступах, технология вскрышных и добычных работ, характер совмещения работ по строительству вскрывающих выработок и разрезных траншей. Все эти
факторы учитываются на стадии проектирования при составлении графика строительства карьера. Для сравнительного анализа эффективности различных вариантов технологических схем ведения горно-капитальных работ в конкретных условиях разработки срок строительства первой очереди карьера
Т1 
Vг . к  Vпд
n
 Qэi
i 1
, мес.
(3.20)
109
где Vг.к – объем горно-капитальных работ, включая попутную добычу, при котором возможен переход к эксплуатационным работам в блоке или на его участке,
м3;
Vпд – суммарный объем попутной добычи при ведении горно-капитальных работ в границах первой очереди карьера, т.
n
 Q эi – суммарная производительность вскрышных и добычных экскаваторов,
i 1
задействованных на строительстве первой очереди карьера, м3/мес.
n
Величина  Q эi определяется как средневзвешенная с учетом графика ввода
i 1
экскаваторов в эксплуатацию.
Производственная мощность карьера с вводом в эксплуатацию первой очереди зависит от длины созданного на этот период фронта добычных работ и скорости его подвигания. Последний параметр соответствует скорости подвигания
верхнего вскрышного уступа, отработка которого ведется драглайнами по бестранспортной системе разработки. Этот уступ является ограничивающим.
Скорость годового подвигания фронта работ при системах разработки пластовых месторождений с непосредственной перевалкой пород в выработанное
пространство или с переэкскавацией
n
Vф.р 
 Q вi
i 1
H в L в (1  К п )
, м/год
(3.20)
n
где  Q вi – суммарная производительность вскрышных и отвальных экскаватоi 1
ров, используемых для отработки вскрышного (ограничивающего) уступа и переэкскавации пород, м3/год;
n – количество используемых вскрышных и отвальных экскаваторов;
Нв, Lв – соответственно высота и длина вскрышного (ограничивающего уступа, м;
Кп – коэффициент переэкскавации пород.
110
Годовой объем эксплуатационной добычи первой пусковой очереди карьера
Qэ1  m  Lф.д  Vф. р   К из,
год
(3.21)
где m – мощность разрабатываемого пласта, м;
Vф.р – скорость подвигания добычного фронта работ, м/год;
Lф.д – длина добычного фронта работ, м;
 – плотность полезного ископаемого, т/м3;
Киз – коэффициент извлечения из недр.
До окончания строительства и пуска первой очереди карьера ведется попутная добыча угля. Среднегодовой объем попутной добычи
Q п1 
12 VПД
Т1
, т/год
(3.22)
где Vпд – суммарный объем попутной добычи при ведении горно-капитальных
работ в границах первой очереди карьера, т.
С вводом в эксплуатацию первоочередного блока или его участка параллельно ведется строительство последующих очередей. При этом к объему эксплуатационной угледобычи добавляется объем попутной добычи со строящегося
участка
Qд 2  Qэ1  Qп 2 , т/год.
(3.23)
По окончанию строительства и ввода его в эксплуатацию соответственно
возрастает производственная мощность карьера до величины
Qд 2  Qэ1  Qэ 2 , т/год .
(3.24)
При этом наращивание мощности происходит дискретно. Методика расчета
объема для последующих этапов строительства является аналогичной.
Структура добычи на всех этапах строительства карьера и темпы наращивания производственной мощности предприятия, от которых зависит доходная и
111
расходная части денежного потока, зависят от технических, технологических и
организационных факторов.
Сравнительный анализ динамики и структуры добычи, денежного потока
между двумя схемами строительства карьера, принципиально отличающиеся организацией горно-капитальных работ показывает:

Для схемы, не предусматривающей совмещение горно-капитальных и
эксплуатационных работ, в период строительства ведется лишь попутная добыча,
объем которой для данного примера (Нв = 30 м; m = 15 м) составляет около 20%
производственной (проектной) мощности карьера.

При совмещении работ более интенсивно наращивается производствен-
ная мощность: на 2-ом году она составляет уже 40%, на 3-ем – 54%, на 4-ом –
86%, а на 5-ом последнем году строительства – 95% производственной мощности
карьера. Суммарный объем добываемого угля за период строительства возрос в 3
раза (с 9,9 до 30,0 млн. т) по сравнению с 1-ой схемой. Прирост достигнут за счет
эксплуатационной добычи, на долю которой приходится 20,1 млн. т или 67% от
общего объема добываемого полезного ископаемого.
Изменение объема добычи повлияло на доходную часть денежного потока.
Приток средств увеличился с 2370 до 6560 млн. руб., или 2,8 раза. При этом возрос и отток средств с 5762 до 8140 млн. руб., или в 1,4 раза.
Результаты расчетов показывают, что прирост дохода (4190 млн. руб.) превышает объем дополнительных затрат, необходимых для реализации схемы с совмещением работ, на 1627 млн. руб. Совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ позволяет для данного примера большую часть строительных
работ инвестировать за счет самофинансирования.
Наиболее интенсивный рост объемов добычи и минимальный срок строительства карьера достигается за счет максимального увеличения мощности строительного комплекса оборудования уже в первые годы строительства. Ввод в работу трех драглайнов на строительство первого из трех эксплуатационных блоков
позволяет уже в первые годы ведения горно-капитальных работ достичь практически половины производственной мощности карьера, причем в основном за счет
112
попутной добычи. Такое интенсивное строительство ускоряет ввод первого блока
в эксплуатацию.
При этом оставшиеся два комплекса оборудования переводятся на строительство смежного второго блока, ускоряя тем самым практически в два раза и
его срок строительства. Объем добываемого попутно полезного ископаемого совместно с эксплуатационной добычей первого блока составляет 7580% проектной мощности карьера. Последующее строительство третьего блока ведется относительно замедленными темпами, так как задействован лишь один комплекс оборудования, а первый и второй комплексы в это время ведут эксплуатационные работы на предыдущих блоках.
С уменьшением темпов строительства первых блоков изменяется характер
наращивания мощности карьера. В случае, если при организации строительства
карьера совмещение горно-строительных работ с эксплуатационными не производится, то есть работы ведутся по схемам 1-О и 3-О, представленным на рисунке
3.1, динамика и структура добычи в обобщенном виде, будут иметь характер моделей, приведенных на рисунках 3.9 и 3.10. (Статистические данные, использованные при создании данной модели, соответствуют усредненным показателям по
крупным угольным разрезам, анализ технико-экономических показателей которых был приведен в Главе 2 данной работы).
При совмещении горно-строительных и эксплуатационных работ, соответствующем схеме 3-БВ, представленной на рисунке 3.3, имеется техническая возможность в регулировании режима добычных работ в достаточно широких пределах, что нашло отражение в моделях представленных на рисунках 3.11 и 3.12.
Полученные результаты позволяют обосновано принимать решения по выбору рациональных технологических схем ведения горно-капитальных работ и их
параметров для конкретных условий.
113
Рисунок 3.9 – Динамика объема и структура добычи в период строительства
карьера без совмещения с эксплуатационными работами
Рисунок 3.10 – Динамика денежного потока при отсутствии совмещения
горно-строительных работ с эксплуатационными
114
Рисунок 3.11 – Динамика объема и структура добычи при совмещении
горно-строительных и эксплуатационных работ
Рисунок 3.12 – Динамика денежного потока при совмещении горностроительных и эксплуатационных работ внутри блока и между блоками
115
При разработке горизонтальных и наклонных залежей с использованием
экскаваторно-отвальных комплексов режим добычных работ находится в прямой
зависимости от режима вскрышных работ. Любой прирост добычи связан с обязательным выполнением определенного объема вскрышных работ. При эксплуатации месторождения эти объемы соотносятся через текущий коэффициент вскрыши и оцениваются через режим горных работ.
При совмещении горно-капитальных работ с эксплуатационными возможно
различное распределение во времени объемов вскрышных работ, включая горнокапитальную вскрышу и добычные работы. Кроме того в тот период может выполняться определенный объем работ по переэкскавации вскрышных пород, который зависит от геологических, горнотехнических условий.
Для оценки режима вскрышных работ предлагается расчеты текущего коэффициента вскрыши привести к одинаковым горнотехническим условиям и системе разработки. Это достигается за счет суммирования объемов работ по выемке
вскрышных пород из массива (Vэ) и их переэкскавации (Vпер) и отношения этого
суммарного объема к объему добываемого при этом полезного ископаемого (Q).
Таким образом, определяется коэффициент вскрыши с учетом переэкскавации
вскрышных пород.
Ввиду отличия производительности экскаваторов на этих видах работ вводится в расчетную формулу коэффициент приведения (Кпр), равный отношению
производительности экскаватора на выемке пород из массива к его производительности на переэкскавации
К в  (Vэ  К пр  Vпер ) / Q , м3/т .
(3.25)
Коэффициент вскрыши может быть определен как на каждом шаге расчета,
так и за весь период строительства или более продолжительный период разработки. В первом случае коэффициент вскрыши является текущим.
116
На рисунке 3.13 представлены графики изменения текущего коэффициента
вскрыши в процессе строительства карьера при использовании различных технологических схем горно-капитальных работ и интенсивности их ведения.
В результате исследований были выявлены следующие характерные закономерности режима горных работ в период строительства карьера:

практически для всех рассмотренных схем ведения горно-капитальных
работ графики режима горных работ имеют нестабильный характер, особенно в
первой половине периода строительства карьера, когда вводится большая часть
блоков и очередей в эксплуатацию;

максимальное превышение текущего коэффициента вскрышных работ в
период строительства карьера по отношению к среднему его значению на период
ввода блоков в эксплуатацию достигает для ряда схем 130150 %;

наиболее равномерный характер распределения объемов вскрышных
работ по годам строительства, включая переэкскавацию, и наименьшие их календарные объемы характерны вариантам, при которых достигается интенсивный
рост объемов добычи за счет ускоренного строительства первых блоков и максимально возможного совмещения горно-капитальных работ с эксплуатационными;

для традиционной технологии строительства карьера с последователь-
ным вводом блоков в эксплуатацию характерно весьма неравномерное во времени
распределение объемов вскрышных работ;

с увеличением степени совмещения горно-капитальных работ с экс-
плуатационными среднее за период строительства карьера значение коэффициента вскрыши уменьшается, что свидетельствует о тенденции снижения затрат в
этот период.
117
8
7
1
3
К т, м /т
6
5
3
4
2
3
2
1
2
3
4
5
6
7
8
Тс, лет
9
10
11
12
13
Рисунок 3.13 – Графики изменения текущего коэффициента вскрыши в процессе строительства карьера при использовании различных технологических схем
горно-капитальных работ и интенсивности их ведения
1 – при последовательном строительстве блоков и поочередном вводе их в
эксплуатацию (традиционная схема строительства карьера);
2 – интенсивных темпах строительства блоков и совмещении строительных
и эксплуатационных работ между блоками и внутри блоков;
3 – при средних темпах строительства блоков и совмещении строительных и
эксплуатационных работ между блоками.
Зависимость среднего за период строительства карьера значения коэффициента вскрыши от степени совмещения горно-капитальных и эксплуатационных
работ представлено на рисунке 3.14.
118
4,2
4,1
3,9
3
К в, м /т
4
3,8
3,7
3,6
3,5
0,5
0,55
0,6
Кс
0,65
0,7
Рисунок 3.14 – График зависимости коэффициента вскрыши в период
строительства карьера от степени совмещения
горно-капитальных и эксплуатационных работ
Установленные характерные режимы добычных и вскрышных работ для
различных принципиальных схем ведения горных работ в период строительства и
наращивания производственной мощности являются необходимым и важным исходным материалом для составления календарных планов горнодобывающих
предприятий.
Анализ графиков режима и структуры добычных работ, наращивания производственной мощности предприятия позволяет сделать следующие выводы:
 роль попутно добываемого полезного ископаемого в общем объеме добычи снижается по мере строительства карьера при всех схемах работ, предусматривающих совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ;
 попутная добыча может рассматриваться как внутренний источник получения дополнительного дохода для реинвестирования в условиях, когда приме-
119
няются схемы, не предусматривающие совмещения горно-капитальных с эксплуатационными (Кс = 0); в схемах с совмещением работ она играет главенствующую
роль только в период строительства первого блока;
 основной объем прироста добычи (до 8085 %) может быть достигнут
при совмещении горно-капитальных и эксплуатационных работ как между блоками, так и внутри каждого блока в отдельности;
 доля эксплуатационной добычи в приросте мощности строящегося карьера поэтапно увеличивается с вводом в эксплуатацию очередного блока или его
участка и с ростом коэффициента совмещения горно-капитальных и эксплуатационных работ (Кс).
Совмещение горно-капитальных и эксплуатационных работ в период строительства карьера и высокая интенсивность их производства обеспечивают наиболее благоприятный режим горных работ по сравнению с режимом, характерным
для традиционных технологий строительства – при последовательном строительстве и поочередном вводе эксплуатационных блоков (участков, очередей, пусковых комплексов и т.п.).
120
3.4 ОРГАНИЗАЦИЯ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ РАБОТ ПРИ ОТКРЫТОЙ
РАЗРАБОТКЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЯХ, ПРЕДСТАВЛЕННЫХ ГРУППОЙ
ПЛАСТОВ
При использовании открытого способа для разработки угольных месторождений в основном применяются различные схемы бестранспортной системы разработки без углубки карьера. Основным ее преимуществом (в сравнении с транспортной) является снижение величины транспортной составляющей в себестоимости добытого полезного ископаемого.
Это происходит благодаря тому, что вывозится только полезное ископаемое, а практически весь объем вскрыши (за исключением породы, уложенной во
внешние отвалы на стадии строительства разреза экскавируется в выработанное
пространство карьерного поля.
Существуют различные схемы бестранспортной системы разработки с непосредственной перевалкой пород во внутренние отвалы. Использование какойлибо из них определятся горно-геологическими условиями залегания месторождения (глубиной залегания полезного ископаемого, размерами карьерного поля)
[94].
В таблице 3.3 представлены данные по объемам вскрыши и коэффициентам
переэкскавации на ряде угольных разрезов [64].
Таблица 3.3 – Данные по объёмам переэкскавации при бестранспортной системе
разработки на угольных разрезах
Предприятие
МИНЭНЕРГО
КУЗНЕЦКИЙ БАССЕЙН
КАНСКО-АЧИНСКИЙ БАССЕЙН
ТУЛАУГОЛЬ
СИБИРСКИЙ АНТРАЦИТ
РОВЕР
р. ТАЙБИНСКИЙ
КУЗБАССРАЗРЕЗУГОЛЬ
р. КИСЕЛЕВСКИЙ
КеНоТЭК
р. ЧЕРНИГОВЕЦ
ЮЖНЫЙ КУЗБАСС
Объем
переэкскавации,
тыс.м3
220935
127425
6883
2766
309
8706
1950
81205
4038
3389
1065
18070
Коэффициент
переэкскавации
1,26
1,74
0,76
2,74
3,65
4,01
7,8
2,02
6,58
1
0,41
1,61
121
Продолжение таблицы 3.3
МЕЖДУРЕЧЬЕ
р. ОКТЯБРИНСКИЙ
р. ИТАТСКИЙ
р. КАЙЧАКСКИЙ
р. ЕВТИНСКИЙ
ПРОЧИЕ ПРЕДПР. КУЗБАССА
СУЭК (Красноярский Край)
СУЭК (Иркутская обл.)
СУЭК (Читинская обл.)
р. КАА-ХЕМСКИЙ
р. СТЕПНОЙ
СУЭК (Хакассия)
КРАСНОЯРСККРАЙУГОЛЬ
р. АЛАРСКИЙ
р. ХАРАНУТСКИЙ
ЯКУТУГОЛЬ
6680
525
1699
130
931
867
5900
45700
3850
1346
559
4923
754
994
228
117
1,47
1,08
7,9
1
0,95
0,42
1,01
1,02
1,01
0,79
0,29
1
0,26
4,61
0,98
0,36
Однако, при увеличении мощности вскрышных пород, когда рабочие параметры экскаваторов оказываются недостаточными для непосредственного размещения пород в отвалах, во избежание подваливания добычного уступа, успешно
применяются системы разработки с многократной перевалкой (с переэкскавацией) пород во внутренние отвалы.
Объемы переэкскавации возрастают с увеличением глубины разработки.
Одним из способов снижения затрат на вскрышные работы (в том числе переэкскавацию) является использование технологических схем, позволяющих снизить
затраты на переэкскавацию.
Показателем, позволяющим оценить эффективность выбранной технологической схемы отработки вскрышного уступа, является коэффициент переэкскавации – отношение объёма переэкскавируемой породы к объёму породы экскавированной из целика в разрыхленном состоянии. При оптимальных параметрах технологической схемы коэффициент переэкскавации меньше единицы. При небольших рабочих радиусах вскрышных экскаваторов и развитии оползней пород
отвала коэффициент кратности перевалки может быть больше 1 и достигать 4.
Экономически допустимый коэффициент переэкскавации
,
(3.26)
122
где Ст, Сб, Сп – затраты на 1 м3 вскрышных работ соответственно: при использовании транспортной технологической схемы, при первичной экскавации по
бестранспортной схеме и на переэкскавации.
Для экономически эффективной организации производства необходимо при
проектировании карьера выбирать технологические схемы отработки вскрышных
уступов, позволяющие снизить дополнительные затраты на переэкскавацию. Для
успешной решения данной задачи необходимо учитывать ряд рабочих параметров
и показателей при составлении технологической схемы:

коэффициент разрыхления вскрышных пород,

устойчивые углы откосов добычного и вскрышного уступов,

угол естественного откоса вскрышных пород в разрыхленном состоя-

результирующий угол устойчивого стояния внутреннего отвала,

рабочие параметры драглайна, отрабатывающего вскрышной уступ.
нии,
Предлагаемая технологическая схема разрабатывалась на основе горногеологических условий Участка № 4 месторождения каменного угля Изыхский
Красноярского края РФ (месторождение отрабатывается группой карьеров, пронумерованных от 1 до 4). Месторождение представлено группой пластов, мощностью до 5,8 м (угол наклона пластов с севера на юг от 70 до 90, с междупластиями
– до 4,7 м), падение с востока на запад. Проектная годовая производительность
по добыче составляет 2 млн.т/год. Покрывающие породы состоят преимущественно из аргелитов и известняков, мощностью от 44 м на начало разработки до
111 м на конец отработки месторождения.
На разрезе принята комбинированная система разработки: верхний
вскрышной уступ отрабатывается при помощи механических лопат, породы посредством ж/д транспорта вывозятся в выработанное пространство разреза этой
же группы карьеров, завершившего отработку; следующие несколько уступов отрабатываются по транспортной схеме с применением автотранспорта и разгрузкой во внешний отвал, последний надугольный уступ скальной вскрыши отрабатывается с применением бестранспортной схемы ведения работ.
123
Методика расчетов основных параметров технологической схемы отработки:
1. Имея принятую ширину заходки и заданную производительность карьера
по углю, можно рассчитать требуемую длину фронта работ, которая обеспечит
необходимый объем добычи.
2. По полученной длине фронта работ и площади вскрышного успупа в целике получим годовой объем удаляемой вскрыши, необходимый для вскрытия угля. Полученную производительность карьера по вскрыше необходимо разделить
на годовую производительность драглайна и с учетом инвентарного коэффициента. Полученное число драглайнов будет достаточным для обеспечения требуемой
производительности карьера по вскрыше.
3. Если пласты угля залегают на глубинах превышающих высоту вскрышного уступа драглайна, целесообразно применение транспортной схемы на верхних вскрышных уступах.
4. Необходимо определить высоту уступа, отрабатываемого по бестранспортной схеме, при условии максимального использования параметров драглайнов. Для этого требуется произвести ряд построений:

От почвы нижнего пласта полезного ископаемого под углом устойчи-
вого откоса отстраивается добычной уступ.

От верхней бровки уступа отстраивается берма безопасности.

Под углом устойчивого откоса вскрышного уступа формируется от-
кос, при этом высота уступа принимается равной глубине черпания драглайна –
Нглуб.черп., м.

С учётом параметров применяемого драглайна определяется ширина
заходки – А, м.

От нижней бровки добычного уступа, под углом устойчивого стояния
разрыхленной вскрыши, отстраивается откос нижнего яруса отвальной заходки,
до достижения им высоты равной максимальной глубине черпания драглайна,
формируется горизонтальная поверхность кровли яруса.
124

Отступив от верхней бровки нижнего яруса безопасное расстояние по
условиям работы драглайна (ЭШ-11.70 – 12 м, ЭШ-20.90 – 15 м), определяется
положение оси последнего прохода драглайна. От нее на высоте, равной максимальной высоте разгрузки драглайна и на расстоянии от оси, равному максимальному радиусу разгрузки, формируется конус верхнего яруса отвала, с углами при
основании, равными углам устойчивого стояния разрыхленной вскрыши.

От нижней бровки добычного уступа под результирующим углом ус-
тойчивого стояния отвала отстраивается линия до пересечения с осью конуса
верхнего яруса, который необходимо опустить до точки пересечения с этой линией.

Откладываем предыдущую отвальную заходку, дублируя контур по-
лученных ярусов на величину ширины заходки А по почве нижнего угольного
пласта в сторону выработанного пространства.

Имея контуры текущей и предыдущей заходки, определяем площадь
отвальной заходки в разрезе, поделив которую на коэффициент разрыхления
вскрышных пород, получаем площадь отвальной заходки в целике – Sцел.

По принятой ширине заходки драглайна А и полученной площади се-
чения вскрышной заходки в целике определяется высоту вскрышного уступа
Н вск.у. 
S цел
A
, м; 0  Н вск . у.  Н глуб.черп.
(3.27)
5. После определения высоты уступа отрабатываемого драглайном, следует
осуществить проверку на соответствие его годовой производительности необходимым объемам снятия вскрышных пород. Для этого рассчитывается объем
вскрышных пород отрабатываемых драглайном, слагающих уступ, удаляемых за
год для вскрытия угольного пласта
Vв.бл.   ф  Н  А, м 3
(3.28)
Полученную величину следует разделить на годовую производительность
драглайна и если частное от деления превышает 1 – вводятся дополнительные выемочные единицы.
125
6. Определив площадь отвальной заходки, отстраиваем контур развала
вскрышного уступа, рисунок 3.15.
Рисунок 3.15. – Профиль развала и будущей отвальной заходки в рабочем
пространстве разреза
7. Получив профиль отвальной заходки и параметры выработанного пространства, основанные на рабочих параметрах драглайна, осуществляем последовательную переукладку пород до достижения отвалом конечных контуров, рисунок 3.16 – 3.18.
Рисунок 3.16 – Распределение объемов вскрышных работ по драглайнам и
первичный отвал, формируемый проходами 1-ого и 2-ого ЭШ 11.70
126
Рисунок 3.17 – Первый проход драглайна ЭШ 20.90. Формирование
первичного отвала
Рисунок 3.18 – Второй проход драглайна ЭШ 20.90, осуществляющего
переэкскавацию с двумя точками разгрузки.
Формирование окончательного положения отвальной заходки
8. Далее рассчитывается коэффициент переэкскавации, вычислением отношения объемов пород, переукладываемых до достижения конечных контуров отвальной заходки несколько раз, к общему объему отвальной заходки, либо к объему развала горной массы, т.к. эти величины равны (коэффициент остаточного
разрыхления пород при переукладке взорванной горной массы при работе драг-
127
лайна не учитывается). В данных горно-геологических условиях коэффициент переэкскавации составил 0,4.
9. Угольные пласты по мере вскрытия отрабатываются последовательно начиная с верхнего и по системе скользящих поступательных съездов уголь вывозится автосамосвалами на верхние уступы в направлении обогатительной фабрики или буферных складов.
Вскрышные породы междупластий вывозятся и складируются на почву пласта в свою же отработанную заходку, формируя внутренний транспортный бульдозерный овал высотой до 10 м, таким образом сокращается расстояние транспортирования вскрышных пород междупластий.
При использовании подобной технологии необходимо учитывать изменение
объемов выработанного пространства с учетом заполнения его десятиметровым
транспортным отвалом: в схеме работы драглайна в выработанном пространстве
между откосом добычного уступа и откосом нижнего яруса предыдущей заходки
сформировать десятиметровый слой транспортного отвала и развал взорванной
вскрышной массы прорисовав поверх этого слоя, рисунок 3.19 [108].
При большой мощности междупластий вскрышных пород целесообразна их
отработка драглайном с точки стояния на отвале, рисунок 3.20.
Применение предложенной схемы позволит обеспечить:
 Отработку максимально возможной мощности вскрыши по бестранспортной системе с учетом параметров драглайна (максимальная глубина черпания
и высота отсыпки отвала) при обеспечении устойчивости отвала;
 сокращение объемов работ по вскрытию месторождения и продолжительности периода, предшествующего началу эксплуатационных работ;
 минимизацию коэффициента переэкскавации, за счет оптимального
формирования отвала в выработанном пространстве вскрышной заходки [109].
128
Рисунок 3.19 – Отработка добычных уступов гидравлическим экскаваторами
Рисунок 3.20 – Отработка междупластий драглайном ЭШ 11.70
с точки стояния на отвале
129
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3
1.
Для повышения эффективности открытой разработки крупных место-
рождений целесообразна организация отработки карьерных полей группой карьеров с вводом их в эксплуатацию очередями. Наиболее равномерный режим горных работ при строительстве карьера очереди достигается при интенсивном росте
объемов добычи за счет ускоренного строительства первых блоков и максимально
возможного (по горнотехническим факторам) совмещения горно-капитальных работ с эксплуатационными.
2.
Разработанные организационно-технологические схемы ведения гор-
но-капитальных работ позволяют существенно (до 56 раз) увеличить объем попутной добычи в период строительства карьера и использовать дополнительную
прибыль от реализации на реинвестирование проекта.
3.
Степень совмещения горно-строительных и эксплуатационных работ
предложено оценивать коэффициентом совмещения (Кс), величина которого определяется отношением объема эксплуатационной вскрыши, выполненной за период строительства карьера, и сумме объемов горно-строительной, горнокапитальной и эксплуатационной вскрыши за тот же период.
4.
Для месторождений, представленных группой сближенных пластов,
необходимо применять эффективные методы организации горно-строительных и
эксплуатационных работ, позволяющий снизить коэффициенты переэкскавации,
при отработке по бестранспортной схеме вскрышных междупластий, а также процент потерь и разубоживания на добычных работах.
130
ГЛАВА 4 МЕТОДЫ ОРГАНИЗАЦИИ ГОРНО-СТРОИТЕЛЬНЫХ И
ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ РАБОТ НА МЕСТОРОЖДЕНИЯХ,
ОТРАБАТЫВАЕМЫХ ГРУППОЙ КАРЬЕРОВ В СОСТАВЕ ЕДИНОЙ
АДМИНИСТРАТИВНОЙ СИСТЕМЫ
4.1 ОСОБЕННОСТИ ОРГАНИЗАЦИИ ВЕРТИКАЛЬНО-ИНТЕГРИРОВАННЫХ
КОМПАНИЙ, ДОБЫВАЮЩИХ И ПЕРЕРАБАТЫВАЮЩИХ МИНЕРАЛЬНОЕ
СЫРЬЁ
Рыночные отношения в отечественном экономическом пространстве стимулируют возможности отхода от традиционного управления предприятием, обусловливают неизбежность и экономическую целесообразность перехода от управления как такового к менеджменту и маркетингу, требуют создания системы эффективных алгоритмов принятия организационных решений с учетом изменений
на рынках минерального сырья.
Стабилизация и развитие минерально-сырьевого комплекса, повышение
эффективности его работы в немалой степени зависит от его структурных преобразований путем реформирования и дальнейшего совершенствования горнодобывающего компаний [133].
В последние десятилетия российская экономика претерпела значительные
структурные изменения. Особенно быстро эти изменения развиваются в отраслях,
связанных с добычей и переработкой руд и углеводородов. Здесь доминирующее
положение заняли новые для российской экономики холдинговые структуры, а
именно вертикально интегрированные компании (ВИК), объединившие под своим
контролем различные этапы производственного цикла, начиная от поиска и добычи сырья и заканчивая сбытом готовой продукции. Роль и значение их в отечественной экономике настолько велики, что можно с уверенностью говорить о том,
что выход России из экономического кризиса в определяющей степени зависит от
успешного развития этих компаний [5].
Вертикальная интеграция в микроэкономике – степень владения одним холдингом, инфраструктурой, бизнес-процессами, технологиями, компетенциями
и так далее в цепочке процессов производства товара или услуги. Вертикально
интегрированные холдинги контролируются общим владельцем. Обычно каждая
131
структурная единица минерально-сырьевого холдинга выполняет определенную
роль в технологическом процессе от непосредственной разработки месторождения, до производства конечного продукта, поставляемого потребителю.
В отличие от горизонтальной интеграции, при которой происходит консолидация нескольких компаний, производящих одни и те же товары или услуги,
вертикальная интеграция направлена на объединение в составе одной компании
нескольких этапов производства товаров или услуг – например, производство сырья, собственно производство товара или услуги, перевозка к месту реализации,
маркетинг и розничные продажи.
Компания осуществляет вертикальную интеграцию назад, если она стремится получить контроль над компаниями, которые производят сырьё, необходимое при производстве товаров или услуг этой компании. Контроль над такими
компаниями обеспечивает стабильность поставок, качества и цены конечного
продукта. Кроме этого данный вид агломерации позволяет увеличить вертикально-интегрированному холдингу собственный объём прибавочной стоимости.
Компания осуществляет вертикальную интеграцию вперёд, если она стремится получить контроль над компаниями, которые производят товар или услуги,
которые находятся ближе к конечной точке реализации продукта или услуги потребителю (или даже последующему сервису или ремонту).
Компания осуществляет сбалансированную вертикальную интеграцию, если
она стремится получить контроль над всеми компаниями, которые обеспечивают
всю производственную цепочку от добычи и/или производства сырья до точки
непосредственной реализации потребителю. На развитых рынках существуют
эффективные рыночные механизмы, которые делают такой тип вертикальной интеграции избыточным: существуют рыночные механизмы контроля над смежниками. Однако на монополистических или олигополистических рынках компании
часто стремятся выстроить полный вертикально-интегрированный холдинг [134].
К сырьевой базе административно объединенной группы карьеров в составе
единой горнотехнической системы предъявляются следующие основные требования 105:
132

объем добычи руды должен обеспечивать производственную мощность
обогатительной фабрики;

качество и количество добываемых объемов руды на карьерах должно
обеспечивать получение конечной продукции, отвечающей техническим требованиям и спросу;

очередность отработки карьеров и календарный план их совместной
разработки должны быть увязаны с моментом ввода в эксплуатацию горнодобывающего предприятия и сроком его эксплуатации.
Отличительными, определяющими и необходимыми чертами разработки
административно объединенной группой карьеров участков месторождения являются:
1. Принадлежность к общей производственной структуре – единой горнотехнической системе (горнообогатительный комбинат, акционерное общество и т.
п.), выполняющей функцию соединения, управления, контроля, финансирования,
обеспечения, планирования и реализации товарной продукции на рынках минерального сырья.
2. Общая сырьевая база, характеризующая принадлежность карьеров к одному месторождению, обеспечивающая добычу руды в объемах и с качеством,
соответствующим производственной мощности обогатительной фабрики, техническим требованиям к конечной продукции и спросу на длительный период времени.
3. Распределение содержания полезных компонентов в руде в контурах
карьеров обеспечивает удовлетворение требований к качеству конечной продукции предприятия.
Интеграция позволяет закрепить хозяйственные связи, усилить стимулы для
получения наиболее эффективного конечного результата, сконцентрировать ресурсы по наиболее эффективным направлениям технической политики, использовать наиболее эффективно систему взаиморасчетов, в том числе за счет применения расчетных цен, повысить конкурентоспособность российских производителей
133
на внешнем рынке, а также наиболее экономно решать отдельные задачи использования производственной и социальной инфраструктуры.
Резкое изменение внешней среды хозяйствования в начале 90-х годов, процессы акционирования и приватизации, распад существовавшей отраслевой системы управления дали новый импульс в развитии исследований и обобщении
опыта формирования вертикально интегрированных компаний и повышения эффективности систем управления в условиях переходной экономики. Наиболее
ценный вклад в данное направление внесли И.Ю. Беляева, О.С. Виханский, С.В.
Губанов Г.Б. Клейнер, Е.В. Ленский, А.И. Наумов, A.А. Радыгин, В.А. Цветков,
P.M. Энтов, М.А. Эскиндаров и другие исследователи. Проблемы повышения эффективности системы управления ВИК в минерально-сырьевой отрасли нашли
свое отражение в работах А.А. Абросимова, B.Ю. Алекперова, В.Е. Баженова,
А.Н. Баркова, А.Ю. Карибского, Г.А. Луценко, A.M. Мухина, А.И. Скубченко,
JI.B. Соркина, Г.Н. Суркова, Т.В. Фатаховой, А.П. Хохлова и других авторов.
В тоже время, конкретные пути и инструменты повышения эффективности
управления ВИНК как в условиях рыночной, так и переходной экономики, остаются недостаточно исследованной проблемой, решение которой представляет несомненный интерес не только с точки зрения теории управления, но и прежде всего, с точки зрения практической ценности для отечественных компаний.
Складывающиеся рыночные отношения в отечественном экономическом
пространстве стимулируют возможности отхода от традиционного управления
предприятием, обусловливают неизбежность и экономическую целесообразность
перехода от управления как такового к менеджменту и маркетингу, требуют создания системы эффективных алгоритмов принятия управленческих решений с
учетом изменения рыночной конъюнктуры.
Перспективы развития экономики Российской Федерации непосредственным образом зависят от важнейшего народно-хозяйственного комплекса – минерально-сырьевого, на долю которого приходится более четверти производственного объема страны, а также основная доля налоговых и валютных поступлений
государства.
134
Формирование рыночной экономики требует проведения прогрессивных
преобразований, связанных с глубокой реструктуризацией самого производства, а
также изменения характера функционирования его хозяйственного механизма и
межхозяйственных связей.
Примером системных преобразований служит создание вертикально интегрированных структур во всех отраслях
современной структуры горно-
добывающего бизнеса: вертикально интегрированные компании занимают лидирующее положение, по причине их более высокой эффективности, по сравнению
с неинтегрированными структурами.
Организационная интеграция, осуществляемая последовательно по технологической цепочке выпуска продукции для удовлетворения потребностей субъектов рыночных отношений, обеспечивает в итоге создание условий для повышения
эффективности и оптимизации технических и финансовых функций вертикально
интегрированных компаний. Сырьевой и технологический потенциалы компании
формируются на основе вовлечения в ее структуру отраслей промышленности,
непосредственно связанных с добычей и последующей переработкой минерального сырья.
Комплексное развитие всех составляющих звеньев компании, предполагающей взаимоувязанный рост отраслей специализации, производственной и социально-бытовой инфраструктуры, вспомогательных и комплектующих производств. При таком направлении формирования хозяйственного комплекса появляется реальная возможность достижения гармоничного развития всех подсистем компании, оптимизации объемов создаваемых мощностей по переработке ресурсов, комплексного и рационального их использования. Концепции развития,
положенные в основу этого направления, базируются на определении системы
технико-экономических показателей, из числа которых первостепенное значение
имеют измерители экономической эффективности производства, капитальных
вложений, использования основного капитала, мероприятий природоохранного
содержания.
135
Несмотря на ряд неопровержимых преимуществ ведения хозяйственной
деятельности посредством объединения в составе одной административной единицы горно-добывающих, перерабатывающих и производящих конечную продукцию предприятий, вертикальная интеграция имеет ряд отрицательных сторон:
 излишние издержки, если компания использует собственное входное
производство при наличии внешних дешевых источников снабжения;
 потери при быстрой смене технологий;
 потери при непредсказуемости спроса, так как затруднена возможность
более надежно защитить и координировать производство продукции;
Источниками повышения эффективности деятельности ВИК, сталкивающихся с подобного рода проблемами, являются:
 возможность применения новых методов организации производства, позволяющих скоординировать технологические процессы на всех стадиях добычи,
обработки, транспортировки и продажи конечного продукта;
 возможность существенного ускорения оборота капитала и окупаемости
затрат, что позволяет вводить в производство современные технологии, за счет
реинвестирования средств в собственное развитие;
 возможность организации интенсивного информационного обмена между подразделениями, что позволяет координировать планы и графики поставок
сырья, материалов, полуфабрикатов, их переработки и доставки конечной продукции потребителю;
 возможность экономии, по средствам более рационального использование площадей, мощностей, более легкого сбора информации о рынке, меньших
расходов на осуществление сделок;
 гарантия продажи продукции в периоды низкого спроса;
 технологические преимущества в связи с тем, что приобретающая организация получит лучшее понимание технологии;
 возможность экономии на издержках рыночных трансакций.
Интеграция позволяет закрепить хозяйственные связи, усилить стимулы для
получения наиболее эффективного конечного результата, сконцентрировать ре-
136
сурсы по более эффективным направлениям технической политики, использовать
более эффективную систему взаиморасчетов, в том числе в результате применения расчетных цен, повысить конкурентоспособность производителей на внешнем рынке, а также более рационально решать задачи использования производственной и социальной инфраструктуры [53].
137
4.2 АНАЛИЗ ОРГАНИЗАЦИИ РАЗРАБОТКИ ГРУППЫ ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ
КАРЬЕРОВ КОЛЬСКОГО ПОЛУОСТРОВА В СОСТАВЕ
ВЕРТИКАЛЬНО-ИНТЕГРИРОВАННОЙ КОМПАНИИ
ОАО «СЕВЕРСТАЛЬ»
Значительные
сроки
строительства
и
достижения
проектной
производительности карьеров отрицательно влияют на эффективность открытой
разработки месторождений. Для повышения эффективности открытой разработки
крупных месторождений целесообразна организация отработки группой карьеров
с их вводом в эксплуатацию очередями, когда горно-строительные работы
совмещаются во времени с эксплуатационными работами, а
прибыль от
реализации полезных ископаемых направляется на погашение кредитов и
реинвестирование в строительство следующих карьеров очереди. Анализ
разработки группы железорудных карьеров Кольского полуострова, находящихся
в составе единой административной единицы – вертикально интегрированной
компании
Северсталь,
производился
с
целью
обоснования
возможности
организации совмещения горно-строительных и эксплуатационных работ между
отдельными карьерами группы.
ОАО
«Северсталь»
–
одна
из крупнейших
в мире
вертикально
интегрированных сталелитейных и горнодобывающих компаний: в ее состав
входят предприятия, связанные добычей
железной руды, угля, и других
минералов, сталелитейные заводы Северной Америки и Европы. Ключевым
активом «Северстали» является Череповецкий металлургический комбинат.
Сырьевой базой железорудной промышленности Кольского полуострова
являются месторождения железистых кварцитов Приимандровского района и
Ковдорского
месторождения
комплексных
железных
руд.
К
группе
железорудных карьеров Кольского полуострова, находящихся в составе единой
административной системы, в настоящее время можно отнести Оленегорский
карьер (3,1 млн. т руды в год), Кировогорский карьер (3,5 млн.т руды в год),
карьер им. Баумана (законсервированн), Южно-Кахозерский карьер (1,6 млн. т
руды в год), карьер XV-летия Октября (2,5 млн. т руды в год), Корпангский
карьер (13 млн. т руды в год), Костомукшский (16 млн. т в год), карьер
138
месторождения Куркенпакх (1,6 млн. т руды в год). Схема размещения
железорудных карьеров Кольского полуострова представлена на рисунке 4.1.
Рисунок 4.1 – Схема расположения железорудных карьеров Кольского
полуострова
Комсомольское месторождение, также относящееся к рассматриваемой
группе, в настоящее время находится на этапе проектирования.
Железистые кварциты образуют линзовидные залежи и пластообразные
тела мощностью от нескольких до 300 м (Оленегорское месторождение) и
протяженностью от нескольких десятков метров до 2-3 км (Оленегорское и
Комсомольское месторождения). Мелкие рудные тела прослежены скважинами на
139
глубину 50-100 м, а крупные - до 500-700 м, в отдельных случаях до 1000 м
(Оленегорское и Кировогорское месторождения). Простирание рудных тел
преимущественно северо-западное (300-340°), падение на юго-запад под углами
60-80°, на Оленегорском и Кировогорском месторождениях установлено
склонение рудных тел в юго-восточном направлении. Средняя плотность руд
3,34-3,43 т/м3, скальных пород 2,7-2,8 т/м3, рыхлых пород 2,2 т/м3. Коэффициент
крепости руд и пород, соответственно: на Оленегорском – 13-14, 11-12;
Кировогорском – 15-20, 9-17, Комсомольском – 7-20, 4-20 [80].
Оленегорский железорудный район, в пределах которого расположено
месторождение железистых кварцитов Оленегорское, находится в центральной
части
Кольского
мегаблока
Карело-Кольской
железорудной
провинции.
Экономически район месторождения достаточно освоен и характеризуется
благоприятными транспортными условиями с достаточно хорошо развитой сетью
железных и шоссейных дорог. Город Оленегорск связан железной дорогой и
автомагистралью с городами Мурманск (113 км) и Санкт-Петербург (1337 км).
Оленегорская обогатительная фабрика связана железной дорогой (5 км) со ст.
Оленегорск. Расстояние от ст. Оленегорск до г. Череповца –- основного
потребителя продукции Оленегорского комбината – составляет 1535 км.
Отработка месторождения ведется комбинированным способом – карьером и
подземными выработками.
Проектный контур карьера включает 33981,6 тыс.т геологических, 35935,3
тыс.т эксплуатационных запасов руды и 20761,3 тыс.м3 вскрышных пород.
Средний коэффициент вскрыши – 0,63 м3/т. Максимальная глубина карьера – 450
м, отметка дна – «минус» 250 м.
Производственная мощность Оленегорского карьера по добыче руды – 3,1
млн. т руды в год. Максимальный годовой объем вскрышных работ – 2650 тыс.м3.
Максимальная производительность по горной массе – 3010 тыс.м³. Общий срок
эксплуатации проектируемого карьера, начиная с 2014 года, составит 15 лет.
В качестве основного выемочного оборудования применяются экскаваторы
ЭКГ-10, RH-120E. На карьере Оленегорского месторождения в настоящее время
140
осуществляется транспортная система разработки с погрузкой горной массы
экскаватором в автосамосвалы БелАЗ-75131 грузоподъемностью 130 т и САТ
785С грузоподъемностью 136 т.
Одной из особенностей ведения горных работ в Оленегорском карьере на
ближайшую перспективу отработки
является разнос верхних горизонтов в
стесненных условиях, формирование площадок размером от 15,3 м. Поскольку
ширина площадки не дает возможности разместить на ней транспортное
оборудование, то отработка горной массы на верхних горизонтах производится по
бестранспортной схеме со сбросом экскавируемой горной массы на нижележащие
горизонты, с последующей переэкскавацией в автотранспорт экскаваторами ЭКГ10 и ЭКГ-5.
К концу 2014 года планируется провести переход на циклично-поточную
систему разработки месторождения – вводится в эксплуатацию дробильноконвейерный комплекс и крутонаклонный конвейер: руда из карьера и подземных
горных выработок будет транспортироваться до приемного бункера комплекса
первичного дробления.
Кировогорское месторождение расположено в центральной части Кольского
полуострова, в 16,5 км на запад от станции Оленегорск Октябрьской железной
дороги, на территории Оленегорского района Мурманской области.
На рисунке 4.2 представлено положение горных работ на Оленегорском
карьере на конец отработки.
Площадь месторождения составляет 2,7 км2 (2340 × 1170 м), в северозападной части юго-западной рудовмещающей полосы пород Кольского
метаморфического комплекса, на участке пересечения ее КировогорскогоКолозерской зоной разломов.
В геологическом строении месторождения принимает участие подкомплекс
железистых пород и гнейсов, представленный железистыми кварцитами и
гнейсами различного состава. Состав и свойства полезного ископаемого
аналогичны Оленегорскому месторождению.
141
Рисунок 4.2 – Положение горных работ на Оленегорском карьере на конец
отработки
142
Кировогорский карьер был введен в эксплуатацию в 1978 г. Годовая производительность карьера по руде в то время была установлена на уровне 5 млн. т, по
горной массе – 18,8 млн. т, (6,6 млн. м3). Горные работы на карьере производились на двух участках: северо-восточном и юго-западном. На северо-восточном
участке в настоящее время горные работы завершены, и выработанное пространство использовано в качестве внутреннего отвала. Верхняя отметка отвала № 6
составляет +320 м. На юго-западном участке карьера продолжается отработка
юго-западной и центральной рудных залежей по транспортной системе разработки. Горные работы производятся в диапазоне отметок от +267 м до +20 м.
В настоящее время проектный контур имеет практически овальную форму с
размерами 1570 × 1200 м, периметр карьера по верхней бровке – 4563 м, максимальная глубина карьера на конец его отработки (2026 г.) составит 435 м (на отм.
«минус» 85), объем горной массы, подлежащей отработке за период 2013 – 2026
гг. – составит 61465,97 тыс.м3, эксплуатационные запасы руды – 42972,4 тыс. т,
объём удаляемой вскрыши – 48630,9 тыс.м3, при среднем коэффициенте вскрыши
– 1,1 м3/т. Производственная мощность карьера Кировогорского месторождения
по добыче руды принимается равной 3,5 млн. т руды в год. Максимальный годовой объем вскрышных работ, который позволит обеспечить проектную производительность по руде, составит – 6200 тыс. м3. Средняя скорость углубки – 23,6
м/год.
В настоящее время участок недр Кировогорского месторождения вскрыт
двумя заездами с отметки сформировавшейся поверхности: в северо-восточном (с
отметки +260 м до горизонта +230 м) и юго-восточном (с отметки +261 м до горизонта +230) торцах карьера. Ширина вскрывающих траншей по дну 35 и 38 м, углы откосов бортов траншей 70°, уклон – 80 и 100 ‰. Далее нижние горизонты
вскрыты системой временных и постоянных поступательно-петлевых съездов до
гор. +20 м.
На рисунке 4.3 представлен план Кировогорского карьера на 01.01.2020 г.
143
Рисунок 4.3 – План Кировогорского карьера на 01.01.2020 г.
Северо-восточный заезд имеет грузотранспортную связь с перегрузочным
пунктом руды (ППР) у борта карьера и внешним отвалом № 3, юго-восточный заезд – с внешним отвалом № 4. Проектом при доработке запасов существующая
система вскрытия сохраняется. Горизонты от +20 м до -85 м предусматривается
вскрывать системой постоянных и временных съездов с выходом на поверхность
через северо-восточный и юго-восточный заезды. В юго-восточном борту существующий выезд на породный перегрузочный пункт (ППП), по мере понижения
горных работ, переносится в новое положение. К 2020 году формируется постоянная схема автомобильных съездов с поверхности до горизонта +20 м. После
2020 года горные работы развиваются в основном в юго-восточном и восточном
направлениях и постепенно формируется окончательная схема вскрытия.
144
Добычные и вскрышные работы выполняются экскаваторами ЭКГ-10 и
BUCYRUS RH120-E, с погрузкой в автосамосвалы БелАЗ-75131 (г/п 130 т) и САТ
785С (г/п 136 т). Минимальная ширина рабочей площадки принята равной 34,5 м
для БелАЗ-75131 и 36,5 м для САТ 785С. Высота уступа принята 15 м с углом откоса рабочего уступа – 65º. Высота сдвоенных нерабочих уступов на конечном
контуре карьера принимается 30 м с углом откоса по лежачему борту – 55º, по висячему – 60º.
Восточный участок Южно-Кахозерского месторождения железистых кварцитов расположен в центральной части Кольского полуострова в 6 км к северозападу от ст. Оленья Октябрьской железной дороги, и административно входит в
черту г. Оленегорска Мончегорского района Мурманской области.
Восточный участок Южно-Кахозерского месторождения железистых кварцитов в плане представляет собой узкую полосу из восьми линзообразных тел и
одной линзы. Протяженность рудной зоны 1500 м. По сложности строения месторождение относится к III группе и является одним из лучших по качеству руд из
недоизученных месторождений Оленегорского района. Аномальная зона, установленная магнитометрическими работами 1965–1967 гг. на западном фланге, соединяется с Куркенпахской, а на восточном примыкает к продолжению Оленегорской аномалии и находится на одном простирании с Комсомольским месторождением.
Участок
Восточный,
являющийся
восточным
окончанием
Южно-
Кахозерского месторождения, представляет собой часть субширотной полосы пород нижней железорудной толщи Кольской серии архея, сложенной переслаивающимися глиноземистыми и амфиболсодержащими гнейсами.
Карьер по добыче железистых кварцитов на Восточном участке ЮжноКахозерского месторождения расположен на землях ОАО "Олкон", на землях запаса и землях города. На территории карьера находятся объекты электроснабжения и полигон твёрдых бытовых отходов (ТБО), кроме того, рудное тело № 1 находится под участком дамбы хвостохранилища, поэтому на начальном этапе разработки месторождения необходимо было осуществить отработку участка дамбы
хвостохранилища. Запасы железистых кварцитов Восточного участка Южно-
145
Кахозерского месторождения, подсчитанные по категориям С1 + С2, оценивались
в 24127,6 тыс.т.
Размещенный на территории карьера полигон бытовых отходов условно делил карьер на два участка – участок № 1 (западная часть карьера до полигона
ТБО) и участок № 2 (восточная часть карьера, включая территорию занятую полигоном ТБО).
Календарным планом отработки карьера планировался поэтапный ввод участков, который предусматривал перенос существующего полигона ТБО в период
работы участка № 1, после чего к отработке подключался участок № 2.
Производственная мощность карьера – 1,6 млн.т руды в год. Максимальный
годовой объем вскрышных работ, который сможет обеспечить планируемую добычу, составит 4400 тыс.м3. При заданной проектной мощности, срок существования карьера – 16,5 лет, а с учетом развития и затухания – 21 год.
Максимальный проектный контур карьера имеет вытянутую с юго-запада на
северо-восток форму. Длина карьера по поверхности – 1900 м, ширина варьируется от 300 до 700 м, отметка дна на западной части карьера составляет минус 40м,
центральной – 95 м и восточной – 80 м, максимальная глубина карьера составит
250м. Объем горной массы за весь период отработки карьера составит 60918.0
тыс.м3, эксплуатационные запасы руды – 26441,05 тыс.т, пород вскрыши (включающие хвосты, морену и скальные породы) – 53180,0 тыс.м3, средний коэффициент вскрыши (без учета хвостов) – 1,89 м3/т.
Главной задачей при организации горных работ в карьере Восточного участка Южно-Кахозерского месторождения являлось максимальное вовлечение в
отработку всех выявленных запасов руды: исключение потерь руды в бортах
карьера.
На рисунке 4.4
представлено объемное изображение максимального
карьера Восточного участка Южно-Кахозерского месторождения с рудными
телами
146
Рисунок 4.4 – Объемное изображение максимального карьера Восточного
участка Южно-Кахозерского месторождения с рудными телами (РТ)
Вскрытие карьерного поля предусматривается двумя спиральными системами съездов по бортам карьера. Рабочие горизонты карьера вскрываются внутренними траншеями и съездами. На карьере предусматривается транспортная система разработки с применением экскаваторов ЭКГ-10 (10 м3) с погрузкой в автосамосвалы грузоподъемностью 130 т (БелАЗ-75131). Предполагается использовать экскаваторы, освобождающиеся в связи с выбытием мощностей на карьерах
ОАО "Олкон". При транспортировании автосамосвалами предусматривается использование как имеющегося оборудования (50 %), так и приобретение нового
оборудования (50 %).
Вскрышные породы размещаются во внешних отвалах. Руда автосамосвалами доставляется на склад перегрузки руды, откуда она погрузчиком Cat-992G
(11,5 м3) грузится в железнодорожный транспорт и отправляется на обогатительную фабрику.
147
Проектом предусматривается четыре внешних вскрышных отвала, причем
морена размещается отдельно от скальных пород. В отдельный транспортный отвал вывозится 770 тыс.м3 потенциально-плодородного слоя почвы.
Буровзрывному рыхлению будет подвергаться весь объем скальной горной
массы (руда и порода). Отработку песков хвостохранилища и морены предусматривается производить в течение 6 месяцев (май – октябрь) без применения буровзрывного рыхления.
Карьер достигает проектной производительности 1600 тыс.т руды на 5-ый
год работы. Развитие карьера в течение наращивания его производительности до
проектной, в основном, происходит в глубину в пределах рудного тела 2.
На момент освоения мощности 1000 тыс.т (начало 3-его года работ) вскрывается гор. 155 м, на котором будут вестись работы. Вскрышной горизонт по морене достигнет восточной границы участка № 2 (у полигона ТБО). В работе будет
задействовано 2 экскаватора ЭКГ-10. К моменту достижения проектной производительности 1,6 млн.т дно карьера углубится до гор. 125 м. Два верхних вскрышных уступа северного борта достигают своих конечных границ. На момент достижения проектной производительности в работе потребуется 3 экскаватора ЭКГ10.
Северный участок месторождения Куркенпахк расположен в центральной
части Кольского полуострова Мурманской области в 13 км к западу от муниципального образования г. Оленегорск в 4,0 км от разрабатываемого Кировогорского карьера. Площадь участка 1,4 км2. Железные руды месторождения представлены
одним
природным
(он
же
и
технологический)
типом:
амфибол-
магнетитовыми, частично пироксен-магнетитовыми, преимущественно полосчатыми кварцитами, основным рудным минералом является магнетит. Среднее содержание основного полезного компонента – железа магнетитового на участке
Северный составляет 24,59 %, железа общего – 28,78 %. Всего на участке выявлено 6 рудных тел. Основными являются рудные тела № 1 и № 2.
Разработка
запасов
железных
руд
месторождения
«Куркенпахк»
производится ОАО «Олкон». Развитие горных работ началось со вскрытия
148
участка Северный опытно-промышленным карьером в 2010 году. Контур карьера
на 01.01.2013 г. имел практически круглую форму с размерами 410 × 460 м и
площадью 40,3 тыс. м2, с максимальной глубиной карьера – 65 м (до гор. 215 м). В
контуре карьера опытно-промышленного участка за три года начального этапа
эксплуатации (2010–2012 гг.) было погашено 1481 тыс. т. Балансовые запасы
железных руд Северного участка месторождения Куркенпахк были утверждены в
количестве 15 005,567 тыс. т. руды. по категориям С1 и С2.
На рисунке 4.5 представлено объёмное изображение горных работ на
карьере Куркенпакх на конец отработки с рудными телами
Рисунок 4.5 – Объёмное изображение горных работ на карьере Куркенпакх на
конец отработки с рудными телами
Параметры проектируемого карьера обеспечат работу карьера до 2023 г.
Проектный контур имеет овальную форму с размерами 546 × 970 м. Проектный
контур карьера включает 15005,56 тыс.т геологических, 16443,97 тыс.т
эксплуатационных запасов руды и 23013,57 тыс.м3 вскрышных пород., при
149
среднем коэффициенте вскрыши – 1,40 м3/т, максимальная глубина карьера
составит 245 м.
Производственная мощность карьера при добыче запасов железных руд месторождения Куркенпахк, определяемая горнотехническими условиями, с учетом
среднегодового понижения добычных работ (23,2 м/год) и минимального срока
существования карьера составила 1 600 тыс.т.
При эксплуатации карьера в отработку вовлекаются рудные тела № 1-6. В
качестве основного горнотранспортного оборудования принимается оборудование, имеющееся в настоящее время на опытно-промышленном участке и аналогичное используемому в ОАО «Олкон». Добыча руды и удаление скальных пород
предусматривается с применением буровзрывных работ. Бурение взрывных скважин производится станками СБШ-250МНА-32. Отработка карьера осуществляется экскаваторами ЭКГ-10 и RH-120E, транспортировка руды и вскрыши автосамосвалами БелАЗ 75131, грузоподъемностью 130 т.
В настоящее время месторождение Куркенпахк вскрыто внешней траншеей
юго-западного направления с отметки поверхности 233,2 м до горизонта 215 м.
Длина траншеи 278 м, ширина по дну – 30 м, уклон – 80 ‰. Заезды на горизонты
осуществляются с соответствующих отметок въездной траншеи.
Дальнейшее развитие рабочей зоны карьера приводится с проходкой траншеи внешнего заложения и созданием временных и постоянных съездов внутреннего заложения. Формирование временных и постоянных выездов из карьера
должно организовываться таким способом, чтобы обеспечивать минимум дальности транспортирования руды и вскрышных пород в отвалы.
Подготовка к развитию горных работ на каждом горизонте производится со
стороны висячего бока рудной залежи, посредством проходки разрезных траншей
тупиковым забоем с последующим расширением фронта горных работ к флангам.
На тех горизонтах, где данная схема вскрытия не применима, траншея строится
по рудному телу. Ширина вскрывающей траншеи 32,5 м, углы откосов бортов
траншей 70°, уклон – 80‰.
150
По мере продвигания фронта горных работ, предусматривается проходка
внешней траншеи с восточного направления с отметки поверхности 221,4 м до
горизонта 215 м. Длина траншеи 95 м, ширина по дну 39,5 м, уклон – 80 ‰. Также, с восточного направления устраивается выезд из карьера с горизонта 215 м на
поверхность до отметки 227 м по направлению к внешнему отвалу скальных
вскрышных пород № 3. По въездной траншее осуществляется транспортировка
вскрышных пород во внешний отвал № 3. Ширина въездной траншеи 39,5 м, длина 157 м, углы откосов бортов траншей 70°, уклон – 76 ‰. От выезда устраивается автомобильная технологическая дорога, связывающая карьер с внешним отвалом вскрышных пород № 3. Высота уступа принимается 15 м с послойной отработкой развала взорванной горной массы, высота каждого слоя при этом не превышает значения максимальной высоты черпания экскаватора.
Месторождение железных руд им. XV-летия Октября расположено в Оленегорском районе Мурманской области, в центральной части Кольского полуострова, в 12 км к юго-западу от города и ж.-д. ст. Оленегорск, в пределах Оленегорского железорудного района, эксплуатируется с 1990 г. Рабочим проектом 1990 г.
производительность карьера по руде была установлена на уровне 2,0 млн. т. в год.
Месторождение им. XV-летия Октября имеет сложное геологическое
строение с крупными, средними и мелкими рудными телами, характеризующимися изменчивой мощностью и залеганием. По категории сложности месторождение
отнесено ко 2 группе. Основная рудная залежь - пласт амфиболо-магнетитовых
кварцитов юго-восточного простирания (азимут 100-120°), крутого (60-85°) и субвертикального залегания. Протяжённость залежи - 2,4 км, мощность в плане колеблется от 15-20 м до 100-120 м; наибольшая мощность (до 120 м) – на юговосточном фланге. Железные руды месторождения представлены в основном амфиболо-магнетитовыми и пироксено-магнетитовыми кварцитами, в которых основным рудным минералом является магнетит.
На месторождении выделены три участка – Северо-Западный, Центральный
и Юго-Восточный. Через юго-восточный участок месторождения проходит
автотрасса Мурманск-Санкт-Петербург. Для обеспечения безопасного расстояния
151
между автотрассой и бортом карьера выделена охранная зона дороги шириной
350 м. В результате часть запасов основной залежи оказалась за границей карьера.
В процессе эксплуатации это расстояние было сокращено до 320 м.
В настоящее время в карьере создан горнотранспортный комплекс,
включающий рудный экскаваторный перегрузочный пункт (ЭПП) с разгрузочной
площадкой на абсолютной отметке 235 м, автомобильный въезды – выезды из
карьера на ЭПП и на отвалы.
Горные работы на карьере производятся на 3 горизонтах с отметками 265 м
÷ 235м в северной части месторождения, и на 2 горизонтах южной части
месторождения на гор. 250 ÷ 235 м.
Подготовка к развитию горных работ на каждом горизонте производится со
стороны висячего бока рудной залежи, посредством проходки разрезных траншей
тупиковым забоем с последующим расширением фронта горных работ к флангам.
На тех горизонтах, где данная схема вскрытия не применима, траншея проходится
по рудному телу. Ширина вскрывающей траншеи – 34,5 м, углы откосов бортов
траншей – 70°, уклон – 80 ‰.
В конечное положение, по проекту 1994 г., поставлены все уступы южного
участка карьера. На северном участке в конечное положение карьера
постановлены уступы до отметки 280 ÷ 265 м.
Проектный контур карьера имеет вытянутую форму с размерами 2225 × 458
м., включает 29419 тыс.т геологических запасов руды и 54404,4 тыс.м3 вскрышных пород (56984,4 тыс.м3 пустых пород с учетом переэкскавации), при среднем
коэффициенте вскрыши 1,77 м3/т.
На рисунке 4.6 представлено положение горных работ на карьере им. XVлетия Октября на конец отработки
152
Рисунок 4.6 – Положение горных работ на карьере им. XV-летия Октября
на конец отработки
Высота уступа принята равной 15 м с углом откоса рабочего уступа – 70º.
Высота сдвоенных нерабочих уступов на конечном контуре карьера принимается
равной 30 м с углом откоса – 60º.
Производственная мощность карьера им. XV лет Октября по добыче руды
принимается равной 2,5 млн. т руды в год. Максимальный годовой объем
вскрышных работ, который сможет обеспечить плановую добычу, составит – 5600
тыс.м3. Максимальная производительность по горной массе – 6334 тыс. м³. Средняя скорость углубки – 19,5 м/год. Карьер обеспечивает установленную произво-
153
дительность в течение 9 лет, затем производственная мощность карьера падает.
Общий срок эксплуатации проектируемого карьера, начиная с 2014 года, составит
14 лет.
В качестве основного оборудования на отработке рудных тел и пород
вскрыши принимаются экскаваторы - мехлопаты ЭКГ-10 c емкостью ковша 10 м3
и гидравлические экскаваторы BUCYRUS TEREX RH-120 (емкость ковша 15 м3) с
погрузкой в автосамосвалы БелАЗ-75131 (г/п 130 т) и САТ 785С (г/п 136 т);
буровые работы при подготовке основного объёма руды и вскрышных пород к
экскавации предусмотрено осуществлять буровыми станками СБШ-250МНА-32;
буровые работы при проведении контурного и приконтурного бурения
осуществляются гидравлическими установками ATLAS COPCO ROC L8.
Корпангское железорудное месторождение расположено в Костомукшском
районе Республики Карелия, в 4 км от Костомукшского железорудного
месторождения и в 19 км от обогатительных фабрик ОАО "Карельский окатыш".
Месторождение обнаружено в 1952 г. В 1971-74 гг. проводились поисковооценочные работы, в 1974-76 гг. – предварительная, в 1977-81 гг. – детальная
разведка. Запасы месторождения утверждены ГКЗ СССР в 1982 г. в количестве:
балансовых 327,3 млн.т. в т.ч. категории B + С1 – 314 млн.т.; С2 – 13,3 млн.т., а
также забалансовых – 165,9 млн.т., в т.ч. категории B + С1 – 74,1 млн.т; С2 –
91,8 млн.т.
Месторождение представляет собой узкую, шириной до 500 м, и длиной до
7 км, дугообразную, изогнутую в северной части, синклинальную структуру,
состоящую из 2 ветвей – Западной и Восточной (соответственно Западный и
Восточный
участки).
Железные
руды
месторождения
представлены
магнетитовыми кварцитами, состоящими из амфиболовых (роговообманковых,
грюнеритовых, актинолитовых) и биотитовых разновидностей с частыми
переходами одних в другие.
В производственная мощность карьера по руде равна 10 млн.т сырой руды в
год по Западному карьеру и 3 млн.т/год – по Восточному. Ограничитель в 13
млн.т принят с учётом максимальной мощности обогатительной фабрики в год.
154
Для Корпангского месторождения
максимальная величина среднегодового
понижения добычных работ на Западном участке составит 23,6 м/год; на
Восточном участке – 23,8 м/год.
Освоение месторождения предусмотрено с разработки участка Западный, с
последующим вводом в эксплуатацию в 2015 г. участка Восточный. При
проектной мощности срок существования карьера, при бортовом содержании
железа 10 %, составит 28 лет, при 6 % и 14 % – 29 и 23 соответственно.
Вскрытие рабочих горизонтов Западного и Восточного участка аналогично
и осуществляется системами поступательно-петлевых съездов. Для сокращения
расстояний
транспортирования
предусматривается
разделение
рудного
и
вскрышного грузопотока по отдельным трассам вскрывающих выработок. Рудная
система съездов на Западном участке располагается на восточном борту со
стороны лежачего бока рудной залежи, на Восточном участке – на западном
борту, через них осуществляется транспорт руды на перегрузочные пункт № 8 и
№ 9 соответственно.
Вскрышная система стационарных съездов формируется на рабочем
вскрышном борту по поступательно-петлевой схеме и обеспечивает вывоз
вскрыши на внешний Западный отвал, располагаемый со стороны висячего борта,
за конечным контуром карьера на Западном участке и на Восточный отвал,
располагаемый со стороны лежачего борта, за конечным контуром с Восточного
карьера. Вскрытие нового горизонта начинается с проходки временного
автомобильного съезда. После проходки съезда, от места его выхода на почву
рабочего 15-ти метрового горизонта производится проходка разрезной траншеи
для вскрытия рудного тела и осуществляется развитие горных работ в обе
стороны по его простиранию на рабочем горизонте.
Руда
из
карьеров
и
с
опытно-промышленного
комплекса
СМС
автотранспортом доставляется на склады перегрузки руды № 8 и 9. Рудная масса с
перегрузочных складов грузится в железнодорожный транспорт и вывозится на
дробильно-обогатительную фабрику (ДОФ).
155
Для транспортирования руды от рудных перегрузочных складов на ДОФ
применяются тяговые агрегаты переменного тока ОПЭ-IА и НП-1. В качестве
прицепных вагонов используются думпкары 2ВС-105, грузоподъемностью 105 т,
составами по 12 шт.
Погрузка руды в железнодорожный транспорт на перегрузочных складах
руды осуществляется фронтальными погрузчиками Caterpillar CAT-992G, на
зачистке и планировке площадок используется бульдозер САТ D-9R.
Получаемая обогащенная руда идет в общем рудопотоке на ОФ. Погрузка
обогащенной СМС руды в железнодорожный транспорт осуществляется на
перегрузочных складах руды.
Ширина двух полосного съезда для автосамосвалов БелАЗ-75131, САТ785С и CАТ-793D, грузоподъемностью соответственно 130, 136 и 218 т,
изменяется от 35 до 41 м в зависимости от глубины карьера, руководящий уклон
80‰.
Параметры
съездов
и
транспортных
коммуникаций
принимаются
одинаковыми для двух карьеров.
В качестве основного оборудования на отработке вскрышных пород
Западного участка приняты гидравлические экскаваторы с электроприводом
KOMATSU PC-5500, оснащенные рабочим оборудованием типа «прямая лопата»
(емкость
ковша
26,0
м 3)
с
погрузкой
в
автосамосвалы
САТ-793D
грузоподъемностью 218 т. В качестве основного оборудования на отработке
вскрышных пород Восточного участка приняты отечественные экскаваторымехлопаты ЭКГ-10 (емкость ковша 10 м3) с погрузкой в автосамосвалы САТ-785С
грузоподъемностью 136 т и автосамосвалы БелАЗ-75131 грузоподъемностью 130
т. Добычные работы ведутся с применением отечественных экскаваторымехлопаты ЭКГ-10 с погрузкой в автосамосвалы САТ-785С грузоподъемностью
136 т и автосамосвалы БелАЗ-75131 грузоподъемностью 130 т.
Буровые работы при подготовке железных руд и вскрышных пород к
экскавации осуществляются буровыми станками СБШ-250МНА-32 (диаметр
скважин 250,8 мм), Atlas Copco DM-M3 (диаметр скважин 251-311 мм); для
156
бурения отрезной щели – станки ROC L6 H фирмы Atlas Copco с использованием
пневмоударника диаметром 40-150 мм.
На рисунке 4.7 представлено положение горных работ на карьере
Корпангского месторождения на конец отработки.
Рисунок 4.7 – Положение горных работ на карьере Корпангского
месторожденияна конец отработки
Костомукшское
месторождение
расположено
в
центральной
части
Костомукшского рудного поля и приурочено к западному и южному крыльям
асимметричной
Костомукшской
синформы.
По
простиранию
на
север
месторождение естественно переходит в Южно-Корпангское месторождение с
условной границей по разлому СЗ направления. Рудная зона месторождения
протягивается с изгибом на 8 км в северной части и на 5 км – в южной, при
ширине
100-1950 м.
отрабатывается
Костомукшское
Костомукшским
карьером
месторождение
состоящим
из
железных
трёх
руд
участков:
Центрального, Южного и Северного – 2. Костомукшский карьер с расчетной
157
производительностью по руде 24 млн.т/год, по вскрышным работам 28 млн.м3,
горной массе 105 млн.т/год и Квскр = 1,17 м3/т сдан в эксплуатацию на полную
мощность в 1984 году.
В качестве основного горнотранспортного оборудования первоначальным
проектом были предусмотрены: станки шарошечного бурения типа СБШ –
250 МН, экскаваторы ЭКГ-8И и ЭКГ-10 (ёмкость ковша 8-10 м3), автосамосвалы
БелАЗ-7519 и БелАЗ-75131, тяговые агрегаты ОПЭ-1А, думпкары 2ВС-105
(грузоподъёмностью 105 т.). В настоящее время на предприятии происходит
замена по мере амортизации существующего горнотранспортного оборудования
на более производительное, а именно на: экскаваторы ЭКГ-12 (вместимость
ковша 12 м3) и ЭКГ-18 (вместимость ковша 18 м3), автосамосвалы Caterpillar 789C
(грузоподъёмность 180 т) и БелАЗ-75306 (грузоподъёмность 220 т), и буровые
станки СБШ -250МНА -32.
Высота рабочих уступов принята 15 м, ширина рабочих площадок 50 м.
Разработка
месторождения
автомобильного
и
предусмотрена
электрифицированного
с
применением
комбинаций
железнодорожного
транспорта.
Вскрытие Центрального участка до отметки +175 м. осуществлено внешней ж.д.
траншеей,
далее
автомобильным
до
отметки
транспортом
+100 м.
внутренней
доставляется
на
полутраншеей.
внутрикарьерные
Руда
рудные
перегрузочные пункты и далее железнодорожным транспортом на дробильно –
обогатительную фабрику. Вскрышные породы транспортируются на отвалы, как
автомобильным,
так
и
комбинированным автомобильно-железнодорожным
транспортом. В настоящее время при транспортировке вскрыши используется
только автотранспорт. Горные работы на Центральном, Южном и Северном – 2
участках планируются по всему участку до отметок дна – 410 м, 140 м и 30 м
соответственно.
На рисунке 4.8 представлено положение горных работ на карьерах
Костомукшского месторождения на конец отработки
158
Рисунок 4.8 – Положение горных работ на карьерах Костомукшского
месторождения на конец его отработки
159
До 2015 г. работы планируются в контурах 1-го этапа. Вскрышные породы
из забоя автотранспортом вывозятся на отвалы. Руда автотранспортом
доставляется на рудоперегрузочные пункты (РПП), откуда железнодорожным
транспортом доставляется на ДОФ.
Проектная мощность Костомукшского карьера – 24 млн.т руды в год.
Фактическое отставание объема вскрышных работ от проектных величин
вылилось в снижение количества рабочих площадок, уменьшение их ширины,
формирование временно
планировалось
нерабочих бортов в больших
проектом.
Вследствие
этого
масштабах, чем
произошло
снижение
производительности карьера, как по руде, так и по вскрышным работам.
Одновременно существенно усложнилась организация работ, что объективно
снизило возможную производительность горнотранспортного оборудования.
Мощность Костомукшского карьера по руде снизилась в настоящее время до
16 млн. т в год.
На условия организации горных работ при разработке рассматриваемых
карьеров существенно влияет усложнение горно-технических условий:

минимизация ширины рабочих площадок, вследствие чего основное
горно-техническое оборудование вынуждено работать в стесненных условиях;
 несвоевременное
необходимость
срочного
производительности,
погашение
разноса
ведущее
к
вскрышных
бортов
уступов,
вызывающие
для
поддержания
заданной
долгосрочному
превышению
текущего
коэффициента вскрыши;
 необходимость проведения больших объемов работ по переэкскавации, в
результате расположения внутренних и внешних отвалов в непосредственной
близости к границе отвала по поверхности, либо над запасами балансовых руд.
Решением
организационных
задач
может
стать
создание
специализированного горно-технического комплекса, предназначенного для
интенсификации горно-капитальных работ в стесненных горно-технических
условиях, имеющих место при вскрытии очередных участков карьеров группы.
160
Технико-экономическое обоснование создания подобного комплекса
требует
расчета экономического эффекта от применения специализированного горнотехнического оборудования в специфических условиях работы, в которых горнодобывающее
оборудование,
задействованное
на
основных
работах
на
предприятии, не может функционировать на полную мощность, ввиду чего
снижается общая производительность горных работ. Также с точки зрения
организации производства необходимо согласование календарного планирования
между карьерами группы, с целью своевременного перемещения оборудования
специализированного комплекса между предприятиями.
Рассматриваемые карьеры находятся в единой административной системе,
авторский надзор за исполнением работ осуществляется одной проектной
организацией, следовательно, существует возможность в случае обоснования
целесообразности принятия данного решения осуществить совмещения горностроительных и эксплуатационных работ на карьерах рассматриваемой группы,
посредством создания специализированного горно-технического комплекса,
осуществляющего опережающие ведение горно-капитальных работ, за счет
реинвестирования в строительство средств, полученных от реализации полезного
ископаемого, добытого в период ускоренного введения в эксплуатацию участков
карьеров предыдущих очередей.
По результатам проведенного анализа была сформирована сводная таблица
основных
технико-экономических
рассматриваемых карьеров (таблица 4.1)
и
горно-технических
параметров
3,1
3,5
1. Оленегорский
2. Кировогорский
Карьер
Производственная
мощность,
млн. т руды/год
35 935,3
42 972,4
транспортная система разработки с погрузкой горной
массы экскаватором в автосамосвалы, на верхних горизонтах – бестранспортная
схеме со сбросом экскавируемой горной массы на
нижележащие горизонты, к
концу 2014 года предприятие планирует переход на
циклично-поточную систему с применением КНК
транспортная система разработки с погрузкой горной
массы экскаватором в автосамосвалы
Очень сложные
(обусловлено
структурой массива, тектоническими
нарушениями)
Система разработки
Сложные (обусловлено структурой
массива), на верхних горизонтах –
стесненные
По сложности
строения, согласно
Классификации
ГКЗ, месторождение относится к III
группе
Горногеологические условия
Эксплуатационные
запасы
руды, тыс.т
1,1
0,63
Средний
коэфициент
вскрыши Кср,
м3/т
23,6
24,2
Средняя
скорость
углубки,
м/год
14 лет
начиная
с 2014
года, составит
15 лет
Общий
срок
эксплуатации,
лет
1 562
1 322,9
Себестоимость
концентрата,
руб.
Таблица 4.1 – Основные технико-экономические показатели по проектам железорудных карьеров Кольского полуострова
161
1,6
1,6
2,5
3.Южно –
Кахозерский
(Вост.уч)
4. Куркенпакхский
5. Доработка
Карьера
им. XVлетия Октября
26
441,05
16 443,97
31 965,7
транспортная система разработки с применением экскаваторов. Руда автосамосвалами
доставляется на склад перегрузки руды, откуда она погрузчиком грузится в железнодорожный транспорт и отправляется на обогатительную
фабрику.
транспортная система разработки с погрузкой горной массы экскаватором в автосамосвалы
транспортная система разработки с погрузкой горной массы экскаватором в автосамосвалы
По сложности строения
месторождение относится к III группе и является одним из лучших по
качеству руд из недоизученных месторождений Оленегорского района
сложным геологическое
строениее. По сложности строения, согласно
Классификации ГКЗ,
месторождение относится к III группе
Месторождение им. XVлетия Октября имеет
сложное строение с
крупными, средними и
мелкими рудными телами, характеризующимися изменчивой мощностью и залеганием. По
категории сложности
грII
Продолжение таблицы 4.1
1,77
1,4
1,89
19,5
23,2
-
начиная с
2014 года,
составит
14 лет
начиная с
2013 года,
составит
11 лет
Срок существования карьера – 16.5
лет, а с
учетом
развития и
затухания
– 21 год.
1 479,2
2 227,8
1 359
162
13
16
4
6.Корпан
гский
карьер
7. Костамукшский
8. Комсомольский
карьер
Исходя из особенностей
геологического строения и
характера распределения
оруденения, Корпангское
железорудное месторождение отнесено ко II группе
Продолжение таблицы 4.1
261 400
870 300
61878
транспортная система разработки с погрузкой горной массы экскаватором в автосамосвалы, руда везется на перегрузочные склады, откуда грузится
в железнодорожный транспорт
и вывозится на обогатительную
фабрику
комбинация автомобильного и
электрифицированного железнодорожного транспорта
углубочная продольная двухбортовая транспортная система, с внешним отвалобразованием автосамосвалами и разработка горной массы с помощью
экскаваторов с погрузкой в автотранспорт
1,17
1,9
24,8
на Западном участке
составит
23,6 м/год;
на Восточном участке
– 23,8 м/год
16 лет
при бортовом
содержании
железа 10% 28 лет, при
6% и 14% 29 и 23 соответственно.
2384,5
1542,6
при бортовом содержании
железа
6%-2638,8,
10%2425,0
14%2389,5
163
164
4.3 ОСОБЕННОСТИ ВЕРТИКАЛЬНОЙ ИНТЕГРАЦИИ УГОЛЬНЫХ
ПРЕДПРИЯТИЙ, ВХОДЯЩИХ В СОСТАВ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ
КОМПАНИЙ
Эффективность
частной
собственности
в
угледобывающей
отрасли
промышленности, по сравнению с государственной, подтверждена практикой
высокоразвитых стран. Государственная собственность и централизованное
планирование позволяют в сжатые сроки достигать лучших количественных
результатов, но не качественных и не экономических. По производительности
труда, концентрации горных работ, массовости углеобогащения и другим
важнейшим показателям отечественная угольная промышленность десятилетиями
отставала от зарубежных шахт и разрезов.
Приватизация низкорентабельных, а часто и хронически убыточных
российских угольных предприятий, – мера вынужденная. Увеличивается
информационная закрытость частных угольных предприятий, все большее число
показателей хозяйствования переводится в ранг коммерческой тайны.
Приватизация угольных предприятий подошла к завершающей стадии.
Неприватизированными
остаются
только
несколько
угольных
компаний,
работающих в специфических условиях или располагающих экономически
малопривлекательным шахтным фондом. В настоящее время объем добычи угля
частными компаниями близок к 98 %.
Наиболее характерные особенности приватизации угольных предприятий:
передел частной собственности,
смена владельцев уже приватизированных
угольных предприятий; укрупнение частных угольных компаний в процессах
передела собственности; переход все большего числа угольных предприятий во
владение крупных металлургических или энергетических холдингов или
корпораций, являющихся потребителями угля как коксового сырья или топлива.
Вместе с тем, нельзя не отметить, что, потеряв централизованное
управление производством, угольная отрасль уверенно наращивает темпы добычи
угля, объемы его экспорта, улучшается качество угольной продукции, растет
производительность труда, улучшаются показатели концентрации горных работ.
165
Рост качественных показателей работы отрасли во многом достигнут за счет
закрытия устаревшей части основных фондов угледобывающих предприятий.
На передел частной собственности в угольной отрасли большое влияние
оказало обстоятельство большей рентабельности черной металлургии – одного из
главных потребителей угля. Предприятия металлургии на несколько лет раньше,
чем угольные, перешли к наращиванию экспорта своей продукции и уже к 2000
году прочно закрепились на международных рынках. Благодаря этому,
металлургические компании значительно раньше преодолели негативное влияние
внутрироссийских неплатежей и бартерных поставок, смогли накапливать
собственные источники устойчивого финансирования мероприятий по развитию
производства. Этим и объясняется, что все ведущие угольные компании,
добывающие
коксующиеся
холдингами страны
угли,
были
приобретены
металлургическими
– "Северсталью", Магнитогорским металлургическим
комбинатом, "Евразхолдингом" и другими.
Фактором, ускорившим приобретение металлургическими холдингами
угольных компаний, добывающих коксующиеся угли, была также дефицитность
запасов этих углей на действующих шахтах и разрезах и, соответственно,
дефицитность
этих
углей
предприятия,
металлурги
на
российском
обеспечивали
рынке.
себя
Приобретая
надежными
угольные
источниками
собственного сырья по внутрихолдинговым ценам, уменьшали конкурентные
риски на угольном рынке, повышая конкурентоспособность собственной
продукции.
Используя собственные угледобывающие предприятия как источник
коксового сырья для производства металлов, владельцы металлургических
холдингов слабо заинтересованы в добыче некоксующихся углей, цены на
которые в 1,52 раза ниже. Однако, пласты некоксующихся углей залегают в
горном массиве рядом с коксующимися и их необходимо разрабатывать
совместно. В противном случае неизбежны потери запасов кондиционных
энергетических углей.
166
Новое для угольной отрасли направление передела частной собственности в
угледобыче – вхождение угольных предприятий в энергетические холдинги.
Примеры прямого поглощения угольных предприятий энергокомпаниями пока
немногочисленны ("ЛуТЭК"). Здесь в связи с запаздыванием приватизации
энергокомпаний РАО "ЕЭС России" происходит обратный процесс, хорошо
иллюстрировавшийся
Организовав
ныне
политикой
самую
финансово-промышленной
мощную
в
угольной
группы
отрасли
МДМ.
вертикально-
интегрированную компанию "СУЭК", группа МДМ проводила активную скупку
акций энергокомпаний в различных регионах страны.
Процессы вхождения угледобывающих предприятий в энергетические
холдинги
развиваются
неблагоприятное
намного
влияние
медленнее
искусственно
–
сказывается
сдерживаемого
пока
еще
правительством
соотношения цен на газ и уголь на внутрироссийском рынке и ограниченная
емкость рынка угля внутри страны.В долгосрочной перспективе, все меньшее
количество угольных предприятий будут существовать как чисто угольные.
Мировая практика показывает, что чисто угольное направление развития
собственности угледобывающих предприятий наблюдается там, где угледобыча
является рентабельной. Значительная часть Российских угольных предприятий
еще не имеет (за редким исключением) достаточного уровня рентабельности для
самостоятельного устойчивого развития. Из-за старения горно-транспортного
оборудования разрезов и необходимости его срочного обновления в ближайшие
годы минимальная норма рентабельности должна быть на 710% большей, чем
существующая (1725% к себестоимости вместо 1215%). Пока лишь отдельные
угольные
компании
имеют
необходимый
уровень
рентабельности
("Кузбассразрезуголь", разрез "Черниговский").
Вхождение угольных предприятий в межотраслевые холдинги, являющееся
особенностью
современной
организации
производства
в
угольной
промышленности, требует к себе пристального внимания, поскольку связано с
негативным для развития отрасли реинвестированием прибыли угледобывающих
167
предприятий в другие отрасли промышленности и финансовые сферы, где
рентабельность выше.
Имеющиеся предложения об организации централизованной российской
угольной биржи с регулируемыми ценами представляются преждевременными,
из-за риска потери положительных тенденций развития рыночных отношений в
угольной отрасли. Следуя логике развития любого рынка, следует ожидать
скорого окончания деятельности закрытых сбытовых объединений картельного
типа, затем – передела угольного рынка до устойчивых форм, характерных
стабильностью производителей с организацией прямых длительных связей
крупных поставщиков и потребителей.
Результатом этого процесса может оказаться организация участниками
рынка
единой
угольной
биржи,
работающей
по
правилам
ценового
регулирования. Ускорение процесса создания отраслевой централизованной
биржи с регулируемыми ценами сопряжено с рисками интенсификации передела
собственности в отрасли. Частая смена собственников не в интересах развития
производственного потенциала отрасли.
Базовой проблемой текущего передела частной собственности в угольной
отрасли является формирование групп эффективных собственников, способных
организовать и заинтересованных поддерживать расширенное воспроизводство за
счет собственных средств.
На современном этапе своего развития, несмотря на преобладание частной
собственности, многие угольные предприятия еще не могут обходиться без
бюджетной поддержки.
Для угольной отрасли в ближайшей перспективе будут характерны
затруднения со сбытом энергетических углей на внутрироссийском рынке и
развитие отрасли во все большей степени ориентируемой на экспорт. Экспортная
ориентация угольной отрасли отразилась и на развитии приватизированных
портов и портовых углепогрузочных терминалов с помощью угольных компаний.
Финансовыми структурами приватизированы угольные терминалы морских
портов Восточный на Дальнем Востоке и Новороссийска на Черном море.
168
Интенсивный передел собственности в угольной промышленности характерен
тем, что новые владельцы угольных компаний, как правило, с финансовой точки
зрения являются более крупными, чем предыдущие.
Очевидно, эта положительная тенденция укрупнения угольных компаний
будет развиваться. Многие угольные компании, добывающие коксующиеся угли,
вошли в состав крупных металлургических холдингов. Таким образом, наряду с
укрупнением угольного капитала, происходит и его комбинирование.
Передел собственности приватизированных угольных компаний является
перманентным процессом. Укрупнение капитала является положительным
процессом, поскольку угольное производство и его санация характеризуются
высокой капиталоемкостью и большими сроками окупаемости инвестиций.
Только более крупный собственник обладает необходимыми для этого
финансовыми средствами. Со временем на пути укрупнения капитала неизбежно
придется решать проблемы монополизации угледобычи, но их решение, проще
сегодняшних
проблем
развития
угольной
отрасли
и
наращивания
ее
производственного и экономического потенциалов.
В
современных
промышленности
условиях
имеют
характер
России
бюджетные
социальных
дотации
расходов
угольной
государства
по
выполнению его обязательств по долговременным программам закрытия
нерентабельных, бывших государственных шахт и социальному обеспечению
программ местного развития шахтерских поселков и городов, где эти
закрываемые шахты были градообразующими.
Неэффективная организация производства и управления угледобывающими
предприятиями является причиной следующих негативных последствий:

невыполнение лицензионных условий по объемам добычи и качеству

выбытие действующих мощностей по добыче стратегически важного
угля;
невозобновляемого топливного ресурса;
169

ухудшение условий труда шахтеров вследствие неизбежного при
инвестиционном дефиците морального и физического износа горной техники и
средств техники безопасности;

риск
банкротства
с
потерей
рабочих
мест
и
обременением
государственного и местного бюджетов выплатами по безработице и созданию
новых рабочих мест;

риск возникновения социальной напряженности, радикальных форм
забастовок шахтеров при задержках заработной платы и массовых увольнениях.
Вследствие низкой рентабельности угледобывающих предприятий даже
после приватизации сохраняется их задолженность перед государством. Долги
перед государством у этих предприятий превышают величину собственного
капитала, поэтому сохраняется вероятность их деприватизации, то есть возврата в
собственность государства в счет погашения долга. Чем ниже эффективность
таких предприятий, тем выше вероятность возврата в собственность государства.
Государственным органам управления выгоднее структурировать или списать
практически безнадежные долги угольных предприятий, чем инвестировать их
санацию после деприватизации.
Деприватизация угольных предприятий должна сопровождаться передачей
их государством на льготных условиях или даже за символическую цену новым
эффективным собственникам (например, СУЭК, Кузбассразрезуголь, Северстальгрупп). Основные цели такой деприватизации с принудительной формой смены
собственников – сохранение угледобывающего производственного фонда страны
и рабочих мест для шахтеров.
тыс.
т
Тыс.
т
млн.
руб
Добыча горной массы за
расчётный период
Выпуск товарной продукции, всего / за год
Стоимость реализации товарной продукции
Инвестиционные затраты
(без НДС)
2
3
4
5
1
Удельные первоначальные капитальные затраты
на 1 т производственной
мощности
- оборотный капитал
Руб.
Млн
.руб.
тыс.
т
Производственная мощность предприятия по добыче (по горной массе)
- капитальные затраты
- дополнительные капитальные затраты на реновацию оборудования в период эксплуатации
Ед.
изм
№
пп
Наименование показателей
5 713,5
569,2
141,0
-
4 477,2
3 781,7
24 009,4
20 321,5
8 259,0
39 137,6
21 047 / 698
21 096
700
ш.Дальняя
(Ростовская
обл.)
44 900,0
261 678,4
47 270 / 907
76 876
1 500
кая (Кемеров-ская
обл.),
2 278,5
279
2 751
4 557
7 587
53 660
9 386 / 913
19 635
2 000
Блок
ш.Воргашорская
4 568,3
1 346
11 179
35 829
48 354
185 689
39 441 /3 500
58 848
5 000
ный УлугХемского
УБ
3 637,0
2 105
23 670
89 258
115 033
425 148
111 533 / 8
333
129 883
9 498
ный УлугХемского
УБ
3 542,2
-
8 458
14 877
23 335
166 439
82 893 /
4 145
84 000
4 200
ш.Воргашор
ская
(Респ.Коми)
Основные технико-экономические показатели угольных шахт, входящих в состав Северсталь-групп приведены в
таблице 4.2.Таблица 4.2 – Основные технико-экономические показатели по проектам угледобывающих предприятий,
отрабатываемых в настоящее время ш.Бирюлинс
Юго-Западный уч.Централь уч.Централь
170
Ед. изм
Млн.руб
.
млн.руб.
млн.руб.
млн.руб.
млн.руб.
Руб.
.руб.
Наименование
показателей
Эксплуатационные
затраты, всего, в том
числе:
Эксплуатационные
затраты на добычу
горной массы
Затраты на обогащение горной массы
Затраты на транспортировку
Внепроизводственные затраты
Эксплуатационные
затраты на 1 т горной массы, всего
Полная себестоимость 1 т товарной
продукции (с учетом
амортизации)
№
пп
6
6.1
6.2
6.3
6.4
7
8
Продолжение таблицы 4.2
3 481,3
2 140,7
1 308,4
1 146,3
27 363,2
134 746,5
164 564,4
ш.Бирюлинс
кая (Кемеровская обл.),
1 175,5
1 172,8
195,9
2 092,2
-
22 452,8
24 740,9
ш.Дальняя
(Ростовская
обл.)
2 824,9
1 375,7
262,3
1 089,1
4 244,7
19 896,1
27 122,0
Юго-Западный
Блок
ш.Воргашорская
2 726,4
1 827,0
928,0
7 970,4
12 546,7
86 068,3
107 514,5
уч.Централ
ьный УлугХемского
УБ
1 625,1
1 395,1
2 125,3
10 861,8
30 498,2
137 746,9
181 232,2
уч.Централь
ный УлугХемского
УБ
1 543,3
1 522,9
832,2
-
-
127 095,6
127 927.8
ш.Воргашор
ская
(Респ.Коми)
171
172
В
состав
ОАО
«Северсталь»
также
входит ряд
угледобывающих
предприятий, занимающихся открытой добычей угля. Анализ организации
горных работ на угольных разрезах, наиболее характерных предприятий приведен
ниже.
Апсатское каменноугольное месторождение расположено в пределах
южной части хребта Кодар в 33 км к северу от Байкало-Амурской магистрали.
Площадь месторождения 100 км2. Участок «Угольный» находится в юговосточной части месторождения, занимая площадь долины и правого берега ручья
Угольный (левый приток р. Быйики). На площади отработки участка «Угольный»
прослеживаются пять пластов рабочей мощности. Производственная мощность
участка «Угольный» по добываемому углю предусмотрена в размере 500 тыс. т
угля в год. Развитие горных работ (нарезка по мере углубки новых горизонтов)
осуществляется путем прохождения разрезных траншей в кровле угольных
пластов. Проходка разрезных траншей, а также отработка угольных пластов
осуществляется
импортными
гидравлическими
экскаваторами
с
рабочим
оборудованием типа «обратная лопата». Ширина разрезной траншеи по дну равна
3,0 м. Глубина траншеи равна высоте уступа и составляет 10,0 м.
Необходимую мощность разреза по добыче угля можно освоить на каждом
из эксплуатационных участков в отдельности. При этом, в первый год работы на
Северном участке (нагорная часть), максимальная мощность по добыче угля
составит 300 тыс. т в год. Это связано с необходимостью разворачивать горные
работы на крутом склоне узкими террасами с ограниченной длиной фронта, что
существенно осложняет организацию ведения горных работ и практически не
дает возможности совмещения таких рабочих процессов как бурение и
экскавация. В результате ранее выполненных работ участок «Угольный» вскрыт в
северо-восточной части до горизонта +1540 м (абс.) на длину по простиранию
угольных пластов порядка 300 м. Ширина площадки составляет 50 – 80 м,
вскрыты пласты В7, В6, В5 и В2+4. На горизонт +1540 м (абс.) подходит
автомобильная дорога, связывающая угольный разрез с населенными пунктами
173
района. Остаток балансовых запасов составляет 3723,8 тыс. т угля, в том числе по
категории С1 – 3628,0 тыс. т, по категории С2 – 95,8 тыс. т.
Поле участка «Угольный» условно разделено на два блока: Южный и
Северный, первоначально горные работы начинаются на Северном участке, затем
в отработку вовлекается Южный эксплуатационный участок. Ведение горных
работ осуществляется послойно, сверху-вниз, горизонтальными
уступами
высотой 5,0 м. Проектная мощность участка «Угольный» 500 тыс. т угля в год.
Схема вскрытия участка при применении автомобильного транспорта на
вывозке угля и вскрышных пород определена на основании его горногеологических условий, принятого порядка отработки, местоположения отвалов
вскрышных пород с учетом организации водоохранных зон.
Первоначально для возобновления горных работ на участке «Угольный»
предусматривается выполнить работы:
 расширению
существующих
автомобильных
дорог
и
создания
необходимого продольного профиля для движения автосамосвалов Terex-TА400
грузоподъемностью 38 т;
 по организации транспортной связи с внешним отвалом вскрышных пород.
Осложняющими факторами при вскрытии нагорной части разреза являются
большой перепад высот рельефа, его сильная пересеченность и крутые склоны.
Земная
поверхность
в
границах
участка
представлена
горной
грядой,
пересеченной глубокими ложбинами. Для вскрытия нагорной части участка
строится основная технологическая автодорога. Нижние горизонты Южного
эксплуатационного блока вскрываются системой постоянных съездов по
нерабочему борту, обеспечивающих транспортную связь, как с Южным отвалом
вскрышных пород, так и с подъездной углевозной автодорогой.
Для
отработки
запасов
поля
участка
«Угольный»
Апсатского
месторождения принята транспортная система разработки с применением
автомобильного транспорта:
- в качестве основного оборудования на отработке вскрышных пород и угля
принимаются дизель-гидравлические экскаваторы фирмы KOMATSU РС-1250,
174
оснащенные рабочим оборудованием типа «обратная лопата» (емкость ковша
6,7 м3) с погрузкой в автосамосвалы TEREX-TA400 грузоподъемностью 38 т;
- по мере необходимости при отработке пониженной части Северного
эксплуатационного блока, а также при ведении горных работ на Южном
эксплуатационном
блоке
могут
использоваться
дизель-гидравлические
экскаваторы фирмы HITACHI EX-1900-6, оснащенные рабочим оборудованием
типа «обратная лопата» (емкость ковша 12,0 м3) с погрузкой в автосамосвалы
TEREX-TR100 грузоподъемностью 91 т;
- буровые работы при подготовке основного объема коренных пород
вскрыши и угля к экскавации осуществляются высокопроизводительными
станками шарошечного бурения фирмы «Atlas-Copco» типа DM-45 с дизельным
приводом;
- буровые работы в особо сложных условиях при подготовке горизонтов в
нагорной части участка осуществляются гидравлической буровой установкой
HBM 60 S производства HAUSHERR System Bohrtechnik GmbH, Германия.
Развитие горных работ осуществляется по двухбортовой продольноуглубочной схеме с подвиганием фронта вскрышных и добычных работ по
падению угольных пластов. Одной из отличительных особенностей ведения
горных работ на участке «Угольный» разреза «Апсатский» является подготовка
новых горизонтов в нагорной части участка. В связи с тем, что уклон рельефа
поверхности достигает 35-400, невозможно сразу создать рабочую площадку с
размерами, достаточными для размещения горно-транспортного оборудования.
Поэтому при подготовке новых горизонтов в нагорной части участка следует
применять специальную организацию ведения горных работ:
1.
Первым проходом гидравлический экскаватор РС-1250-7, работая
верхним черпанием с максимальным использованием линейных параметров
рабочего оборудования, создает пионерную горизонтальную площадку, на
которой размещается сам и которая в дальнейшем послужит площадкой для
размещения гидравлической буровой установки НВМ 60S для обуривания
нижележащего слоя. Экскавация горной массы при первом проходе экскаватора
175
осуществляется без буровзрывной подготовки. Это становится возможным
благодаря тому, что объем заходки при первом проходе представлен, в основном,
рыхлыми четвертичными отложениями и, частично, коренными породами,
подвергшимися интенсивному физическому выветриванию. В этих условиях
значительные усилия резания, которыми обладает гидравлический экскаватор,
позволяют ему отработать первый проход без применения буровзрывной
подготовки горной массы к выемке.
Поскольку ширина площадки не дает возможности разместить на ней
транспортное оборудование, то отработка горной массы на первом проходе
производится по бестранспортной схеме со сбросом экскавируемой горной массы
под откос, на рельеф поверхности. При уклонах рельефа поверхности под углами
30-400 экскавируемая горная масса под действием силы тяжести скатывается вниз
по рельефу до более пологих участков, откуда потом переэкскавируется по
транспортной схеме с погрузкой в средства автотранспорта.
Параметры пионерной площадки определены по условию, как размещения
экскаватора (расстояние между хвостовой частью экскаватора и откосом уступа
предусмотрено не менее 1,0 м; ширина горизонтальной площадки 8,0 м при
ширине хода экскаватора РС-1250 – 4,6 м), так и последующего размещения
буровой установки HBM 60S при обуривании нижележащего уступа (рабочие
габариты буровой установки HBM 60S – ширина 3,8 м, длина 6,5 м).
2.
Отработка
последующих
слоев
происходит
с
применением
буровзрывной подготовки горной массы к выемке. Экскавируемая горная масса
также по бестранспортной схеме скидывается под откос, на рельеф поверхности, с
дальнейшей переэкскавацией ее на более пологих участках рельефа.
3.
При достижении ширины горизонтальной площадки, достаточной для
того, чтобы с соблюдением всех требований безопасности (в том числе и
организация работы оборудования под высоким уступом) разместить горнотранспортное оборудование, происходит переход на работу по основной схеме
ведения вскрышных работ.
176
Положение горных работ Апсатского угольного разреза на конец его
отработки приведено на рисунке 4.9
.
Рисунок 4.9 – Положение горных работ Апсатского угольного разреза
на конец отработки.
Угольный разрез
на базе месторождения Юньягинское производит
Каменный уголь марки К. Юньягинское месторождение расположено в северо-
177
восточной части Печорского угольного бассейна и находится в 12-16 км к востоку
от Воркутского месторождения в 13 км к востоку от г. Воркута.
Участок «Южный» располагается на выходах угольных пластов под
четвертичные
отложения
по
периметру
Юньягинской
мульды,
площадь
месторождения составляет 15,6 км при максимальной длине 6,2 км и ширине 3,3
км.
Основным
потребителем
продукции
данного
предприятия
является
Череповецкий металлургический завод и система ТЭЦ г. Воркута.
Угленосная
толща,
представлена
3
угольными
пластами,
средней
мощностью 1,34 м, 1,23 м, 1,97 м. Балансовые запасы угля в пределах участка
«Южный» Юньягинской площади подсчитаны по постоянным разведочным
кондициям:

минимальная мощность пласта – 0,7 м;

максимальная зольность угля с учетом засорения внутрипластовыми
породными прослоями – 40%;

максимальная
истинная
мощность
внутрипластовых
породных
прослоев, принимаемых для расчета общепластовой зольности – 0,3 м;

максимальная глубина разработки запасов каждого из пластов до
горизонта + 120 м.
Объем эксплуатационной добычи составляет 30 тыс.т. угля в год.
Добычные и вскрышные работы на разрезе производятся по транспортной
схеме
с
применением
гусеничных
экскаваторов
ЭКГ-5А.
Породы
подготавливаются к выемке буро-взрывным способом с применением станков
шарошечного бурения СБШ-250.
Угольный разрез участка «Южный» Юньягинской площади имеет проектную глубину 30-40 м, при угле откоса борта при погашении работ – 44о. Шириной
предохранительных берм составляет 10 м, ширина съездов – 28 м. Работы ведутся послойной отработкой угольных пластов до достижения подошвы нижнего
пласта, с применением селективной выемки угольных пачек и породного прослоя
при мощности породного прослоя свыше 0,3 м.
178
4.4 МОДЕЛЬ КАЛЕНДАРНОГО ПЛАНИРОВАНИЯ СОВМЕСТНОЙ
РАЗРАБОТКИ ГРУППЫ КАРЬЕРОВ В ОБЩЕЙ ГОРНО-ТЕХНИЧЕСКОЙ
СИСТЕМЕ НА ПРИМЕРЕ ОЛЕНЕГОРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
При разработке группы карьеров в общей горнотехнической системе основным вопросом эффективности организации работ является рациональное календарное планирование. Решение о целесообразности инвестирования строительства, отработки и реконструкции карьеров должно быть в должной мере обоснованно. Оно зависит от комплекса технико-экономических показателей, основанных
на ограниченном в силу объективных причин объеме исходной информации и
стохастического характера исходных данных.
С целью получения обоснованного и оперативного решения данной задачи,
специалистами кафедры Разработки месторождений полезных ископаемых Горного университета, при участии автора работы, была разработана модель календарного планирования совместной разработки группы карьеров в общей горнотехнической системе и программное обеспечение для ее реализации. При создании программы использовались классические экономические и финансовые теоретические рыночные методы, техника расчетов Монте-Карло, с учетом вероятностного характера исходных данных.
В данном разделе приведена реализация модели календарного планирования совместной разработки группы карьеров в общей горно-технической системе,
для условий Оленегорского месторождения железных руд, которая проводилась с
использованием базы данных, созданной с учетом данных карьеров-аналогов,
действующих на рынке данного вида минерального сырья, в условиях рыночной
модели экономики.
Конечным результатом данной реализации являются:

чистая текущая стоимость (NPV) полезных ископаемых или конечной
продукции, реализуемой на данном рынке минерального сырья, за весь срок отработки месторождения;

норма рентабельности проекта IRR;

величина риска инвестирования реализации проекта открытой разработ-
179
ки месторождения (вероятность получения убытков);

оптимальная последовательность разработки группы карьеров в общей
горнотехнической системе для условий Оленегорского месторождения железных
руд.
Полученные результаты, в комплексе, позволяют обоснованно и оперативно
принимать решения, в условиях ограниченного объема исходной информации и
стохастического характера исходных данных, о целесообразности инвестирования
строительства, отработки и реконструкции карьеров и служат основой для принятия решений при календарном планировании разработки группы карьеров в
общей горнотехнической системе.
Результаты определения показателей эффективности открытой разработки
участков Оленегорского месторождения железных руд представлены в таблице
4.3, на рисунке 4.10.
Таблица 4.3 – Результаты определения показателей эффективности разработки
участков Оленегорского месторождения железных руд
№
пп
Показатель
1
2
Участок
IV
V
I
VI
VII
Чистая текущая стоимость (NPV),
млн. руб.
Вероятность убытков (риск), %
185,6
323,4
443,0
586,3
720,9
21,4
26,2
21,7
19,2
17,6
Внутренняя ставка
дохода (IRR) , %
14,3
15,8
17,4
18,6
19,5
3
На рисунке 4.14 показан график зависимости чистой текущей стоимости
реализации проекта (NPV) открытой разработки Оленегорского месторождения
железных руд от годовой производительности карьера по полезному ископаемому
(АР).
Анализ графика, представленного на рисунке 4.14 показывает, что минимальная экономически целесообразная годовая производительность карьеров,
разрабатывающих Оленегорского месторождения железных руд составляет 1280
тыс.т.
Результаты реализации модели календарного планирования совместной
180
разработки группы карьеров в общей горно-технической системе для условий
Оленегорского месторождения железных руд представлены на рисунке 4.15.
Прослеживается устойчивая тенденция возрастания чистой текущей стоимости реализации проекта (NPV) открытой разработки Оленегорского месторождения железных руд с ростом годовой производительности карьера по полезному
ископаемому до значения АР = 5400 тыс.т/год.
750
Ряд2
Ряд1
Ряд3
700
19,5
18,6
20
650
600
550
17,4
15,8
16
IRR
14,3
450
12
400
350
IRR, %
NPV, млн.руб.
500
300
8
250
вероятность
убытков
200
150
4
100
50
21,4
26,2
21,7
19,2
17,6
0
0
IV
V
I
VI
VII
Рисунок 4.10 – Диаграмма результатов определения показателей эффективности
открытой разработки различных участков Оленегорского месторождения
железных руд
181
50
40
NPV. млн.руб.
30
20
10
Ао
0
0
1000
2000
3000
4000
5000
6000
Ар, тыс.т
-10
-20
Рисунок 4.11 – График зависимости чистой текущей стоимости реализации
проекта (NPV) открытой разработки Оленегорского месторождения железных
руд от годовой производительности карьера по полезному ископаемому (АР)
Дальнейшее устойчивое возрастание NPV ограничивается необходимостью
значительных капитальных вложений (прежде всего в увеличение производительности оборудования по переработке магнетитовых руд и реконструкцию карьеров), а также действием объективных рыночных факторов по ограничению расширения рынка и его стабилизации.
6
I участок
V участок
5
4
Ряд1
Ряд3
Ряд4
3
IV участок
182
Ар, млн.т
Ряд2
2
1
VI участок
0
1
3
5
7
9
11 13 15 17 19 21 23 25 27 29 31 33 35 37 39 41 43 45 47 49 51 53 55 57 59 61 63 65 67 69 71
Год отработки
Рисунок 4.12 – Результаты реализации модели календарного планирования совместной разработки группы карьеров в
общей горно-технической системе для условий Оленегорского месторождения железных руд
183
Реализация модели календарного планирования совместной разработки
группы карьеров в общей горнотехнической системе для условий Оленегорского
месторождения железных руд показывает оптимальную, по критерию максимум
чистой текущей стоимости (NPV), последовательность отработки участков.
Восполнение выбывающей мощности карьера, отрабатывающего участок IV
должно проводиться за счет запасов полезного ископаемого V участка. Затем, по
мере выбытия, последовательно вводятся в эксплуатацию участки I, VI, VII (рисунок 4.12).
Таким образом, на основе применения приведенной модели календарного
планирования совместной разработки группы карьеров
в общей горно-
технической системе на примере Оленегорского месторождения можно сделать
следующие выводы:
1. Минимальная экономически целесообразная (граничная) годовая производительность карьеров, разрабатывающих Оленегорское месторождение железных руд составляет 1280 тыс.т.
2. Выявлена устойчивая тенденция возрастания чистой текущей стоимости
реализации проекта (NPV), для условий открытой разработки Оленегорского месторождения железных руд, с ростом годовой производительности карьера по полезному ископаемому до значения АР = 5400 тыс.т/год.
3. Реализация модели календарного планирования совместной разработки
группы карьеров в общей горнотехнической системе, для условий Оленегорского
месторождения железных руд, показывает оптимальную, по критерию максимум
чистой текущей стоимости (NPV), последовательность отработки участков – восполнение выбывающей мощности карьера, отрабатывающего участок IV должно
проводиться за счет запасов полезного ископаемого V участка с последующим
последовательным вводом в эксплуатацию участков I, VI и VII.
184
ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4
1. Вертикальная интеграция компании обеспечивает гармоничное развития
всех ее подсистем, оптимизацию объемов создаваемых мощностей по переработке
ресурсов, комплексное и рационального их использование.
2. На структуру с вертикальной интеграцией оказывает воздействие системный (синергический) эффект, проявляющийся в существенном росте общей
эффективности системы по сравнению с отдельным предприятием, входящим в
нее.
3. При разработке группы карьеров в общей горнотехнической системе основным вопросом эффективности организации работ является рациональное календарное планирование. Решение о целесообразности инвестирования строительства, отработки и реконструкции карьеров зависит от комплекса техникоэкономических показателей, основанных на ограниченном объеме исходной информации и стохастического характера исходных данных.
4. Реализация модели календарного планирования совместной разработки
группы карьеров в общей горнотехнической системе, для условий Оленегорского
месторождения железных руд, показывает оптимальную, по критерию максимум
чистой текущей стоимости (NPV), последовательность отработки участков.
185
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Диссертация является законченной научно-квалификационной работой, в которой содержится решение актуальной задачи обоснования методов организации
горно-строительных и эксплуатационных работ при разработке месторождений
группой карьеров, обеспечивающих повышение эффективности работы горнодобывающих предприятий.
Основные научные и практические результаты выполненных исследований:
1. Для повышения эффективности открытой разработки крупных месторождений целесообразна организация отработки карьерных полей группой карьеров с вводом их в эксплуатацию очередями. Наиболее равномерный режим горных работ при строительстве карьера очереди достигается при интенсивном росте
объемов добычи за счет ускоренного строительства первых блоков и максимально
возможного (по горнотехническим факторам) совмещения горно-капитальных работ с эксплуатационными.
2. Разработанные организационно-технологические схемы ведения горнокапитальных работ позволяют существенно (до 56 раз) увеличить объем попутной добычи в период строительства карьера и использовать дополнительную прибыль от реализации на реинвестирование проекта.
3.
Установлено, что с увеличением темпов ведения горно-капитальных ра-
бот и наращивания производственной мощности карьеров повышаются показатели эффективности инвестиций - чистого дисконтированного дохода (ЧДД) и
внутренней нормы доходности (ВНД) за расчетный период строительства и эксплуатации карьера.
4. Степень совмещения горно-строительных и эксплуатационных работ
предложено оценивать коэффициентом совмещения, величина которого определяется отношением объема эксплуатационной вскрыши, выполненной за период
строительства карьера, и сумме объемов горно-строительной, горно-капитальной
и эксплуатационной вскрыши за тот же период.
5. Для месторождений, представленных группой сближенных пластов, необходимо применять эффективные методы организации горно-строительных и
186
эксплуатационных работ. Разработанная и приведенная в работе методика позволяет снизить коэффициенты переэкскавации, при отработке по бестранспортной
схеме вскрышных междупластий, а также процент потерь и разубоживания на добычных работах.
6.
При разработке месторождения группой карьеров, при общей обогати-
тельной фабрике, обслуживающей несколько рудных залежей для обеспечения
требований по усреднению руды, определение оптимальной производительности
горнодобывающих предприятий целесообразно проводить с использованием линейной оптимизации по симплекс алгоритму.
7.
Реализация модели календарного планирования совместной разработки
группы карьеров в общей горнотехнической системе, для условий Оленегорского
месторождения железных руд, позволяет получить оптимальную, по критерию
максимум чистой текущей стоимости (NPV), последовательность отработки участков.
Результаты исследований могут быть внедрены в проектных организациях,
горнодобывающих компаниях, отрабатывающих как крутопадающие железорудные, так и пластовые месторождения группой карьеров.
Методика расчета параметров разработки группы сближенных пологозалегающих пластов может быть применена в качестве расчетно-графического задания по проектированию карьеров для студентов старших курсов, обучающихся по
специальности «Открытые горные работы».
В результате реализации разработанных методик установлено, что минимальная экономически целесообразная (граничная) годовая производительность
карьеров, разрабатывающих Оленегорское месторождение железных руд составляет 1280 тыс.т.
Выявлена устойчивая тенденция возрастания чистой текущей стоимости
реализации проекта (NPV), для условий открытой разработки Оленегорского месторождения железных руд, с ростом годовой производительности карьера по полезному ископаемому до значения АР = 5400 тыс.т/год.
187
Реализация модели календарного планирования совместной разработки
группы карьеров в общей горнотехнической системе, для условий Оленегорского
месторождения железных руд, показывает оптимальную, по критерию максимум
чистой текущей стоимости (NPV), последовательность отработки участков – восполнение выбывающей мощности карьера, отрабатывающего участок IV должно
проводиться за счет запасов полезного ископаемого V участка с последующим
последовательным вводом в эксплуатацию участков I, VI и VII.
Для дальнейшего изучения методов организации строительства и ввода в
эксплуатацию карьеров необходимо рассмотреть вопрос совмещения работ для
горно-технических условий, осложненных крутым падением рудной залежи.
188
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.
Агошков М.И. Определение производительности рудника. М., Мета-
лургиздат, 1947, с. 18 - 24
2.
Агошков М.И. Развитие идей и практики комплексного освоения недр.
Горный журнал, № 3, 1984, с. 3 - 6.
3.
Агошков М.И., Козаков Е.М. Учет фактора времени в горно-
экономических расчетах. Вопросы экономики, №11, 1985, с. 72 - 75.
4.
Амосов Н.М. Моделирование сложных систем. Киев, Наукова думка,
1968, с. 77 – 81.
5.
Алекперов В.Ю. Вертикально интегрированные нефтяные компании
России. М.,1996. - 294 с.
6.
Анистратов Ю.И. Проектирование карьеров. М.: изд. МГРИ, 1988, с. 81
7.
Арсентьев А.И. Горные работы в карьерах (основы теории). СПб, 2006,
8.
Арсентьев А.И. Диалоги о горной науке. СПб.: РИЦ СПГГИ, 1999, 154
9.
Арсентьев А.И. Законы формирования рабочей зоны карьера. Л., изд.
121 с.
с.
ЛГИ, 1986, 56 с.
10. Арсентьев А.И. Определение производительности и границ карьеров.
М., Недра, 1970, 319 с.
11. Арсентьев А.И. Производительность карьеров. СПб.: РИЦ СПГГИ,
2002, 85 с.
12. Арсентьев А.И. Развитие горных работ в карьерном пространстве. Л.,
изд. ЛГИ, 1994, 104 с.
13. Арсентьев А.И., Бондарь А.П. и др. Определение рациональных параметров развития карьеров. Методические указания. Апатиты, 1973, 74 с.
14. Арсентьев А.И., Холодняков Г.А. Проектирование горных работ при
открытой разработке месторождений. М., Недра, 1994, 336 с.
15. Арсентьев А.И., Шпанский О.В., Константинов Г.П. и Бложе В.Л. Определение главных параметров карьера. – М.: Недра, 1976, 216 с.
189
16. Арсентьев В.А., Березова В.Л. Организационно-экономические аспекты
инвестиционной деятельности в горной промышленности России. М.: Горный
журнал, 2000, № 10, с. 21-24.
17. Астахов А.С. Фактор времени и проблемы оценки экономической эффективности запасов полезных ископаемых. В кн: Экономика и математические
методы. Т. XVII, М., 1981 с. 360 - 376.
18. Астахов А.С., Краснянский Г.Л., Малышев Ю.Н., Яновский А.Б. Экономика горного предприятия. Горная микроэкономика. М.: Изд-во Академии горных наук. 1997, -279 с.
19. Байков Б.Н. Основные принципы и методические положения по нормированию показателей извлечения полезных ископаемых из недр. М., изд. ОНТИ
ВИЭМС, 1989, с. 56 – 57.
20. Бастан П.П., Азбель Е.И., Ключкин Е.И. Теория и практика усреднения
руд. М., Недра, 1979, с. 3 – 5.
21. Бирман И.Я. Оптимальное программирование. М., Экономика, 1968, с.
18-25.
22. Близнюков В.Г. «Определение параметров карьера при комплексном
освоении железорудных месторождений»: [Учеб. пособие] / В. Г. Близнюков ; Мво высш. и сред. спец. образования УССР, Учеб.-метод. каб. по высш.
образованию, Криворож. горноруд. ин-т, Киев УМКВО 1988, с.101-110.
23. Богачев А.Ф. Управление запасами горной массы и надежность работы
карьера. М., Недра, 1979, с.87-95.
24. Бунин Ж.В. Методика сравнения вариантов разработки карьеров по
этапам. Сб. Проектирование открытой разработки месторождений. Л., ЛГИ, 1984,
с. 40 - 45.
25. Бунин Ж.В., Градусов М.С., Лукьянов А.Н. Вскрытие глубоких горизонтов при комбинированном транспорте. Сб. Проблемы теории проектирования
карьеров. Л., ЛГИ, с. 39 - 44.
26. Boventer E., Hampe J. Basiswissen Volkswirtshaft Munchen: W.Heyne
Verl., 1991., р.7-10.
190
27. Васильев В.И. Некоторые вопросы обоснования производительности и
размеров карьера при разработке свиты крутопадающих пластов. М., 1958., с. 3439.
28. Ведрова Д.А., Доан Ван Тхань. Организация открытой разработки месторождений при совместном ведении горно-капитальных и эксплуатационных
работ. «Опыт прошлого – взгляд в будущее» -2-я международная научнопрактическая конференция молодых ученых и студентов. Материалы конференции: ТулГУ, Тула, 2012, с. 46-50.
29. Ведрова Д.А. Методика определения производственной мощности
карьера группы по окончанию его строительства и срока ввода в эксплуатацию
при организации совмещения горно-строительных и эксплуатационных работ.
Materiály X mezinárodní vědecko-praktická konferenc «Aplikovane vedecke novinky –
2014» 27 červenců - 05 srpna 2014 roku Díl 20 Technické vědy Praha. – 2014. – Выпуск 20. – С. 41-44.
30. Виницкий К.Е. Оптимизация технологических процессов на открытых
разработках. М.: Недра, 1976, -280 с.
31. Виницкий К.Е., Реентович Э.И. Математическое моделирование параметров систем открытой разработки месторождений. М., Наука, 1976, -424 с.
32. Волков И. М. Грачева М. В. Проектный анализ. М.: Банки и Биржи,
Юнити, 1998. -323 с.
33. Воронюк А.С., Макишин В.Н. Экономическая эффективность комплексного вскрытия групп рудных месторождений. М.: Горный вестник, 1999, №
6, с. 34-41.
34. Галиев Ж.К. Экономика предприятия. М.: МГГУ, 2001, -304с.
35. Гатов Т.А. Экономическое значение повышения производительности
горных предприятий цветной металлургии. В кн.: Пути повышения производительности горных предприятий. М., 1962, с. 25-31.
36. Городецкий П.И. Проектирование горно-рудных предприятий. М., Металургиздат, 1955, с.169-178.
191
37. Грачев Ф.Г. Управление качеством сырья на горнорудных предприятиях. М., Недра, 1977, 208 с.
38. Деревяшкин И.В., Фидель Р.А., Корчагин С.Е. Строительство мощных
железорудных карьеров. Проектирование, практика строительства, теоретические
изыскания новых технологических решений. М.: РУДН, 1998, -196 с.
39. Добрынин Н.М. Государственное управление: Теория и практика. Современная версия новейшей истории государства: Учебник. Т. 2 / Н.М. Добрынин;
Науч. ред. А.Н. Митин. – Новосибирск: Наука, 2010. - 519 с.
40. Егин Б.А. Открытая разработка маломощных горизонтальных месторождений, 1987, -219 с.
41. Единые федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности "Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых". Федеральная служба по экологическому, технологическому и атомному надзору. 11 декабря 2013 года, № 599, -132 с.
42. Ефремов А.В., Пахомов В.А. Экономическая эффективность утилизации горно-промышленных отходов. М., Недра, 1988, 160 с.
43. Зарайский В.Н., Николаев К.П., Казанский К.В. Усреднение руд. М.,
Недра, 1975, 24 с.
44. Звягинцев Е.П. Определение производственной мощности открытых
рудников. Горный журнал, № 4, 1948, с. 19 - 20.
45. Зурков П.Э. Определение производительности карьера. В кн.: Сб. трудов Магнитогорского горно-металлургического института. Вып.15, Магнитогорск, 1958, с.42-48.
46. Капустин Н.Г. Обоснование производственной мощности карьера. В
кн.: Техника и технология открытых горных работ. М., 1959, с.87-89.
47. Квитка В.В. Проектирование устойчивой технологической системы
карьера. В кн.: Проблемы теории проектирования карьеров. Л., изд. ЛГИ, 1988, с.
61 - 64.
192
48. Квитка В.В., Арсентьев А.И. Минимизация интегрального критерия
риска при выборе производительности карьера. В кн.: Проектирование открытой
и подводной разработки месторождений. Л., изд. ЛГИ, с. 39 - 44.
49. Коваленко В.С., Варшавский В.Е. Технологические и организационные
аспекты повышения инвестиционного потенциала новых буроугольных разрезов
России. В сб. материалов 1-ой Международной научно-практической конференции «Проблемы открытой разработки недр и обогащения полезных ископаемых»
г. Житикара, Республика Казахстан, 2003, с.34-37.
50. Коваленко В.С., Варшавский В.Е. Эффективность совмещения горностроительных и эксплуатационных работ при освоении новых месторождений
твердых полезных ископаемых. В сб. науч. трудов Международной научно-практ.
конф. Развитие минерально-сырьевой базы Архангельской области: проблемы,
перспективы, задачи. Архангельск 2004, с. 140-151.
51. Кузнецов И.А. Основные расчеты при разработке рудных месторождений. Часть вторая: Открытые работы. М., Гос. научно-техническое изд., 1932,
с.91-101.
52. Кузнецов К.К., Ястребов А.И. и др. Системы разработки и транспорт на
карьерах. М.: Недра, 1974, -424 с.
53. Кузнецова Н.А. Приемущества вертикально интегрированных нефтяных компаний, как комплексного преобразования структуры управления. Научнопрактический журнал «Современные научные исследования и инновации»
http://web.snauka.ru/issues/2011/09/2767
54. Курнаев А.Д. Оценка эффективности инвестиционных проектов в алмазодобывающей промышленности в период становления рыночной экономики.
М.: Горный журнал. 1994, № 9, с. 19-23.
55. Лукьянчиков Н.Н., Гагут Л.Д. Рациональное использование железорудных ресурсов. М., Недра, 1988, с76-89.
56. Маринин М.А. , Ведрова Д.А. Выбор и обоснование заходки драглайна
при бестранспортной отработке вскрышного уступа на карьере Афанасьевского
193
месторождения. «Записки Горного института: современные проблемы геотехнологии, безопасности и геоэкологии» СПб, 2013,т.206, с. 86-88.
57. Математические основы теории оперативного управления на карьерах.
Сост.: А.Н. Курочкин, Ю.П. Астафьев, Л.В. Сафонов и др., М., Наука, 1974, с.2127.
58. Мельников Н.В. Научно-технические задачи при разработке глубоких
карьеров. Горный журнал, № 4, 1978, с. 12 - 14.
59. Мельников Н.В., Арсентьев А.И. и др. Теория и практика открытых
разработок. Изд. 2, М.: Недра, 1979, -636 с.
60. Мельников Н.В., Виницкий К.Е. и др. Новые решения в технике и технологии добычи угля открытым способом. М., Недра, 1976, 87 с.
61. Методика определения экономической эффективности применения новой техники в народном хозяйстве. Вопросы экономики, № 9, 1984, с. 141 - 152.
62. Методические рекомендации по оценке эффективности инвестиционных проектов и их отбору для финансирования. М., 1994, 80 с. (Утверждены Госстроем России, Мин. экономики, Мин. финансов РФ).
63. Методические рекомендации по технико-экономическому обоснованию кондиций для подсчета запасов месторождений твердых полезных ископаемых (кроме углей и горючих сланцев) МПР РФ ГКЗ от 15 марта 1999 г., с113-118.
64. Мисевра О.А., Щадов М.И. Угольно-энергетический баланс Восточной
Сибири и Дальнего Востока. - М.: Из-во МГГУ, 2003, с.52.
65. Муратов М.И. Исследование схем строительства и параметров карьеров при разработке горизонтальных месторождений с большой мощностью нескальной вскрыши. Автореферат диссерт. на соиск. уч. степ. канд.техн.наук. М.:
МГИ, 1970, -19 с.
66. Надежность в технике. Термины. ГОСТ 13377 - 75, 1976., с.69-74.
67. Новак Е.А., Резниченко С.С. Открытая разработка нерудных месторождений. М.: Недра, 1964, - 272 с.
68. Новожилов В.В. Проблемы изменения затрат и результатов при оптимальном планировании. М., Экономика, 1967, с. 31.
194
69. Новожилов М.Г., Ройзен Я.Ш., Эрперт А.М. Качество рудного сырья
черной металлургии. М, Недра, 1977, с.17-21.
70. Новожилов М.Г., Фиделев А.С. Открытая разработка месторождений
полезных ископаемых. Гостехиздат УССР. Киев, 1963, с.53-55.
71. Новожилов М.Г., Хохряков В.С., Пчелкин Г.Д., Эскин В.С. Технология
открытой разработки месторождений полезных ископаемых. Часть 2. М.: Недра,
1971, с 165-168.
72. Новожилов М.Г., Эскин В.С., Корсунский Г.Я. Теория и практика открытой разработки горизонтальных месторождений. М.: Недра, 1978, -328 с.
73. Оксфордский толковый словарь. М., Прогресс-Академия, 1995, 752 с.
74. Пешков А.А. Управление развитием горных работ на глубоких карьерах. М.: ИПКОН РАН, 1999, -321 с.
75. Полищук А.К., Полищук Г.К., Михайлов А.М. Оптимизация развития
открытых горных работ. М., Недра, 1976, 158 с.
76. Полищук А.К., Полищук Г.К., Михайлов А.М. Разработка месторождений группой карьеров в системе комбината. М., Недра, 1975, с. 24 - 33.
77. Прокопенко В.И., Алехин К.И. Рациональный порядок наращивания
производительности мощных карьеров. - М.: Горный журнал, № 4, 1980, -с. 16-19.
78. Реентович Э.И. Обоснование оптимальных решений для открытых разработок. М.: Наука, 1982. – 167 с.
79. Рекомендации по оценке эффективности инвестиционных проектов и
их отбору для финансирования. М.: 1994. – 80с. Официальное издание.
80. Решетняк С.П., Усынин В.И. Открытая разработка железорудных месторождений Севера. Апатиты, КФ АН, 1987, 118 с.
81. Решетняк С.П., Усынин В.И., Грицай А.Л. Регулирование вскрышных
работ в глубоких карьерах. Л., Недра, 1982, 188 с.
82. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.1. Производственные процессы: Учебник для вузов / В.В. Ржевский. - М.: Недра, 1985. - 509 с.
83. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.2. Технология и комплексная механизация: Учебник для вузов / В.В. Ржевский. - М.: Недра, 1985.-549 с.
195
84. Ржевский В.В. Проектирование контуров карьеров. М, Металлургиздат,
1956, с.119.
85. Ржевский В.В. Режим горных работ при открытой добыче угля и руды
.М., Углетехиздат, 1957, с.201-223.
86. Ржевский В.В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ. - М.: Недра, 1968. - 639 с.
87. Rudawsky O. Economic evaluation techniques for mining investment projects. Colorado school of mines. Min. Ind. Bull, 1971. V. 14. № 1, р.15-19.
88. Салманов О.Н. Об оптимальных сроках отработки месторождений в
условиях рыночной модели экономики. М., Горный журнал, №6, 1993, с.9-11.
89. Салманов О.Н. Определение уровня риска при разведке, оценке и проектировании разработки месторождений. Изв. Вузов. Горный журнал, № 2, 1996,
с.22-24.
90. Совершенствование методов проектирования и планирования горных
работ в карьере. Под ред. Н.В. Мельникова. Л., Наука, 1981, с. 122 - 174.
91. Справочник. Открытые горные работы. - М.: Горное бюро, 1994,- 590 с.
92. Справочник (кадастр) физических свойств горных пород. – М.: Недра,
1975, - 279с.
93. Типовые методические положения по применению кондиций на твердые полезные ископаемые в процессе разработки месторождений. Под ред. М.И.
Агошкова, З.А. Терпогосова, В.Г. Шитарева. М., ИПКОН АН СССР, 1981, с.131133.
94. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных
разрезах. – М.: Недра, 1982, - 405 с.
95. Типовые проекты схем разработки и транспорта на карьерах. Под редакцией Н.В. Мельникова. М.: Госгортехиздат, 1962, с.301-303.
96. Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и организация
открытых горных работ. – 3-е изд., перераб. – М.: Изд-во Моск. Горного ин-та,
1992. – 464 с.
196
97. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хронин В.В. Проектирование карьеров. В 2 т. – 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Изд-во Академии горных наук, 2001. Т. I. - 519 с.
98. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хронин В.В. Проектирование карьеров. В 2 т. – 2-е изд., перераб. и доп. - М.: Изд-во Академии горных наук, 2001. Т. II. - 535 с.
99. Трубецкой К.Н., Пешков А.А., Мацко Н.А. Метод и результаты исследований оптимизации стратегий освоения месторождений. Горный вестник, 1996,
№ 4, с.79-84.
100. Трубецкой К.Н. Пешков А.А., Мацко Н.А. Методы учета инвестиционного риска в горной промышленности. М.: Открытые горные работы, 2000, № 3, с.
14-21 и № 4, с. 22-26.
101. Трубецкой К.Н., Пешков А.А., Мацко Н.А. Современные методы оценки экономической эффективности применения новой горной техники. М., Горный
журнал, 1995, № 3, с.12-15.
102. Тушов А.И. Исследование и обоснование режима и технологии горнокапитальных работ на карьерах с мощной толщей покрывающих пород. Дисс. на
соиск. уч.степ. канд.техн.наук. – М.:МГИ, 1982. – 203 с.
103. Федоренко Н.П. Оптимизация экономики. М., Наука, 1977, с. 171-185.
104. Фомин С.И. Динамический метод оценки проектов карьеров. В кн.:
Проблемы теории проектирования карьеров. С-Пб., изд. СПГГИ, 1995, с.63-71.
105. Фомин С.И. Производительность карьеров и спрос на минеральное сырье. С-Пб., изд. «Тема», 1999, 169 с.
106. С.И. Фомин, Д.А. Ведрова, Доан Ван Тхань. Организация открытой
разработки месторождений группой карьеров. Журнал «Маркшейдерия и недропользование», 2013, №3. с. 44-49.
107. Фомин С.И., Холодняков Г.А., Баженов М.В. Обоснование целесообразности разработки месторождений группы карьеров. г. Рудный, Рудненская гор.
тип., 1995, -115 с.
197
108. Фомин С.И., Ведрова Д.А. The Mining technology of a thick overburden
layer covering a group of flat dipping coal seams . Mine planning and equipment selection. Vol.1, Dresden, Germany, Springer, 2013,Р. 75-81.
109. Фомин С.И., Ведрова Д.А. Организация отработки вскрышного уступа
драглайном с размещением пород в выработанном пространстве карьера. «Записки Горного института: современные проблемы геотехнологии, безопасности и
геоэкологии» СПб, 2013,т.205, с. 47-50.
110. Холодняков Г.А. Границы открытой разработки комплексных месторождений. Л., изд. ЛГИ, 1986, с.65-68.
111. Холодняков Г.А. Определение основных параметров открытой разработки месторождений, Л., Наука, 1988, с.22-25.
112. Холодняков Г.А. Проектирование открытой разработки комплексных
месторождений. Л., изд. ЛГИ, 1987, с.98-99.
113. Хохряков В.С. Оценка эффективности инвестиционных проектов открытых горных разработок. Екатеринбург, изд. УГГА, 1996, 180 с.
114. Хохряков В.С. Проектирование карьеров. М.: Недра, 1992, 216 с.
115. Хохряков
В.С.
Учет
разновременности
затрат
при
технико-
экономическом сравнении вариантов открытой разработки. Горный журнал, № 7,
1962, с.76-79.
116. Хохряков В.С., КорнилковВ.С., Неволин А.Г., Каплан В.М. Автоматизированное проектирование карьеров. М., Недра, 1985, 263 с.
117. Хохряков В.С., Саканцев Г.Г. и др. Экономико-математическое моделирование и проектирование карьеров. М., Недра, 1977, 132 с.
118. Чаплыгин Н.Н., Сахарина Л.А., Левин А.М. и др. Научно-технический
прогресс в горнодобывающей промышленности: проблемы обоснований направлений и реализации. Под ред. Мельникова Н.Н. – Апатиты: КНЦ АН СССР, 1990.
–147 с.
119. Шешко Е.Ф. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. М., Углетехиздат, 1954, с.17-19.
198
120. Шитарев В.Г., Салманов О.Н. Параметры карьеров при комплексном
использовании недр. М., Недра, 1990, с 95-97.
121. Шитов Д.И. Исследование методов определения параметров карьера с
учетом достоверности исходных данных. Автореф. канд. дис. Л., 1977, с.35-36.
122. Шитов Д.И. Определение проектной производительности карьера с
учетом ее вероятностного характера. Изв. Вузов, Горный журнал. 1981, № 3, с. 14.
123. Шпанский О.В. Производительность и границы карьеров. Л., изд. ЛГИ,
1983, с. 19-21.
124. Шпанский О.В. Развитие основ горно-геометрического моделирования
карьеров при проектировании разработки крутопадающих месторождений. Автореферат дис. На соиск. учен. Степ. д.т.н., С-Пб., СПГГИ, 1999, с. 7-9.
125. Шпанский О.В., Лигоцкий Д.Н., Борисов Д.В. Проектирование производственной мощности карьеров. СПб., изд. СПГГИ, 2004, с.54-57.
126. Шпанский О.В., Лигоцкий Д.Н., Николаев В.В. Влияние схемы вскрытия на границы и эксплуатацию карьера. Сб. Научн. трудов «Проблемы теории
проектирования карьеров», Л., ЛГИ, 1990, с.45-47.
127. Щадов В.М. Открытая разработка сложноструктурных угольных месторождений Восточной Сибири и Дальнего Востока. М.: МГГУ, 1998, с.56-59.
128. Щадов В.М. Технолого-организационные основы формирования стратегии развития открытой угледобычи. Автореф. дис. на соиск. уч.степ.
докт.техн.наук. М.: Изд-во МГГУ, 2001, - 48 с.
129. Экономика и экология промышленного региона. Сборник научных
трудов. Донецк, изд. ЭП АН УССР, 1984, с.15-16.
130. Юматов Б.П. Определение удельных, общих и приведенных капиталовложений для технико-экономических расчетов в области горного дела. Изв. ВУЗов, Горный журнал, № 4, 1961, с.84-87.
131. Юматов Б.П., Байков Б.Н., Смирнов В.П. Открытая разработка сложноструктурных месторождений цветных металлов. М.: Недра, 1973. – 192 с.
132. Юматов Б.П., Бунин Ж.В. Строительство и реконструкция рудных
карьеров. М.: Недра, 1978, 239 с.
199
133. Интернет-издание: «Экономические научные работы: Вертикальноинтегрированные нефтяные компании», http://cased.ru/doc_x_62_cased.html .
134. Энциклопедия
«Википедия»:
Вертикальная
интеграция,
https://ru.wikipedia.org/wiki/Вертикальная_интеграция.
135. Интернет-издание «Металлургический портал. Запасы железных руд в
мире», http://stalevarim.ru/pub/zapasy-zheleznyh-rud-v-mire/.
136. Iron
ore:
Production
and
use,
http://minerals.usgs.gov/minerals/pubs/commodity/iron_ore/mcs-2014-feore.pdf
137. Total-rating.ru: «Железная руда – объём экспорта по странам».
http://total-rating.ru/634-zheleznaya-ruda-obem-eksporta-po-stranam.html.
138. Metalloinvest: annual-report 2013.
http://annualreport2013.metalloinvest.com/reports/metalloinvest/%20%20annual/2013/
gb/Russiant20.html.