Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ теории оптимизации и практики применения технологических схем подготовки и отработки выемочных полей
1.1. Способы подготовки и отработки выемочных полей при разработке тонких и средней мощности пластов 9
1.2. Технологические схемы разработки угольных пластов с ос тавлением породы в шахте 13
1.3. Краткий обзор литературы по методам оценки качества добываемых углей 19
1.4. Состояние угольной промышленности Восточного Донбасса 28
1.5. Основные выводы и задачи исследований 34
2. Обоснование критериев экономической оценки технологических схем подготовки и отработки выемочных полей с учетом качества добываемых углей и полноты использования запасов
2.1. Общие сведения о критериях оценки 36
2.2. Краткий обзор инструктивных материалов 44
2.3. Обоснование критериев оценки эффективности технологии разработки пластов угля с учетом последующих стадий его переработки и использования 53
2.4. Анализ зависимостей влияния качества добываемых углей на показатели работы перерабатывающих уголь предприятий 60
3. Разработка экономико-математической модели для комплексной оценки способов проведения крепления и поддержания подготовительных выработок
3.1. Экономико-математическая модель для комплексной оценки способов проведения, крепления и поддержания выработок 66
3.2. Комплексная оценка вариантов эффективного способа проведения, крепления и поддержания подготовительных выработок 73
4. Разработка экономико-математическоймодели оценки вариантов технических схем подготовки и отрабоки выемочных полей 82
5. Предлагаемые новые способы разработки выемочных полей на тонких и средней мощности пологих угольных пластах и оценка их экономической эффективности
5.1. Способ разработки пластов средней мощности с проходкой дополнительной камеры 100
5.2. Оценка эффективности нового способа разработки средней мощности пластов применительно к условиям шахты «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» 107
5.3. Новый вариант подготовки и отработки выемочных полей на тонких и средней мощности пластах с оставлением породы в шахте 111
5.4. Оценка эффективности нового варианта подготовки и отра ботки выемочных полей с оставлением породы в шахте 115
6. Заключение 121
- Технологические схемы разработки угольных пластов с ос тавлением породы в шахте
- Состояние угольной промышленности Восточного Донбасса
- Краткий обзор инструктивных материалов
- Оценка эффективности нового способа разработки средней мощности пластов применительно к условиям шахты «Дальняя» ОАО «Гуковуголь»
Введение к работе
Актуальность работы. В современных экономических условиях разработка тонких и средней мощности угольных пластов связана, как правило, с повышенными затратами труда и средств. Особенно при отработке выемочных полей в сложных горно-геологических условиях, при наличии геологических нарушений и повышенных водопритоков в подготовительные и очистные забои. Положение усугубляется тем, что при сложившейся практике качество добываемого угля снижается из-за прихвата боковых пород и пород от проходки выработок вместе с углем. В результате зольность добываемого угля, например, на большинстве шахт Восточного Донбасса, разрабатывающих тонкие и средней мощности пласты, достигла 35-41 % и более при материнской зольности пластов в пределах от 5 до 20 %. Поэтому даже после обогащения разные фракции (разные марки) обогащенного угля имеют зольность от 4 % до 20-25 % и более. Дополнительное разубоживание угля породой при добыче составляет в среднем 20 % и более, из-за чего в 0,8/0,65=1,21 или 0,8/0,6=1,33 раза и более снижается производственная мощность шахт по полезному компоненту. Из-за разубоживания угля большой ущерб несут не только шахты, но и обогатительные фабрики, а также другие перерабатывающие и использующие уголь предприятия по производству тепловой и электрической энергии, кокса и чугуна, термомассы и электродов и т.п. Из-за разубоживания снижается выход концентрата при переработке добытого угля на обогатительной фабрике. Например, применительно к условиям добычи энергетических углей, если каждый % зольности снижает выход концентрата также примерно на 1 %, то выход концентрата и производственная мощность обогатительных фабрик по полезному компоненту в добытом угле, а также эффективность использования их капиталовложений и производственных фондов снижается примерно на 1/3. Из-за разубоживания (увеличения зольности на 20 %) в 1,33 раза снижается производительность труда по полезному компоненту и вдвое увеличивается выход отходов добычи и переработки,
5 что непосредственно влияет на состояние окружающей природной среды.
Поэтому обоснование эффективных направлений совершенствования и соз-дания новых технологических схем подготовки и отработки выемочных полей является весьма актуальным направлением исследований, внедрение результатов которых позволяет получить большой экономический эффект.
Цель работы - разработать теоретические положения для обоснования эффективных технологических схем подготовки и очистной выемки, обеспечивающих увеличение производственной мощности шахты, повышение полноты использования недр и качества добываемого угля при разработке тонких и средней мощности угольных пластов.
^ Идея работы - обоснование эффективных способов проведения,
*" крепления и поддержания подготовительных выработок и технологических
схем подготовки и отработки выемочных полей при разработке тонких и средней мощности угольных пластов с учетом их влияния на эффективность работы шахт, обогатительных фабрик и других предприятий, перерабатывающих и использующих угли.
Научные задачи. В соответствии с поставленной целью в диссертации решались следующие основные задачи:
Технологические схемы разработки угольных пластов с ос тавлением породы в шахте
Основными источниками поступления породы являются горные выработки, проводимые полевыми или по пластам угля с подрывкой вмещающих пород, ремонт выработок и очистные забои (при разработке пластов сложного строения, вывалы и обрушения кровли). Основными факторами, определяющими абсолютные объемы поступающей породы, являются: производственная мощность шахты, мощность и строение разрабатываемых пластов, устойчивость вмещающих пород, суммарная длина и площадь поперечного сечения проводимых выработок, в том числе долевое участие полевых, материал крепи, суммарная протяженность поддерживаемых выработок, применяемые системы разработок, способ охраны выработок и др. Места складирования породы, оставляемой в шахте, - выработанное пространство после выемки полезного ископаемого: очистной забой (лава, полоса, камера), раскоска при проведении выработок широким ходом, погашаемые выработки из, наконец, специально созданные емкости, т.е. тоже самое выработанное пространство, но специально образованное в ранее оставленных целиках.
В зависимости от взаимного сочетания мест укладки породы и источников ее получения возникают различные по степени сложности условия ее оставления в шахте. Так на некоторых шахтах породу из лавы, оборудованной механизированным комплексом и конвейерным транспортом по штреку, смешивали с углем и горную массу выдавали на поверхность. После обогащения отходы (породу) вновь спускали в шахту или утилизировали. Наиболее благоприятные условия для оставления породы обеспечиваются при применении сплошной системы разработки, когда выработанное пространство и порода, получаемая при проведении штреков, территориально располагаются практически рядом, особенно на вентиляционном горизонте. Если откаточный штрек проходили узким забоем с опережением (или отставанием) очистного забоя, то породу от подрывки располагали в нижней части выработанного пространства, используя закладочный комплекс типа "Титан", ПЗК, ЗУ, ДЗМ-2 и др. При проведении штрека широким забоем породу укладывали в раскоску. При столбовой системе разработки оставление породы в шахте возможно при проведении спаренных штреков общим забоем по углю и укладкой породы в раскоску между ними. Один из штреков затем используется в качестве транспортного для верхней лавы, второй - вентиляционной для нижней. Одним из перспективных направлений разработки с оставлением породы в шахте является развитие такого способа, когда оба штрека, оконтури-вающие выемочный участок, у границ целика около основной транспортной выработки соединяются разрезной печью. Оборудуется лава узкозахватным комбайном, конвейером и индивидуальной крепью. Выемка угля, следовательно, и перемещение забоя увязывается с объемом породы, поступающей от проведения выемочных выработок, например, ярусных штреков.
После завершения оконтуривания запасов монтируют механизированный комплекс основной лавы, а ранее отрабатывающуюся лаву ликвидируют или используют в качестве резервной (рис. 1.5.). В результате ведения горных работ с применением систем с короткими очистными забоями образуется большое количество полостей, которые затем могут заполняться отбитой породой от проходки. В отечественной практике разработка угольных месторождений с использованием систем с короткими очистными забоями находит применение весьма редко из-за высоких потерь достигающих в среднем 40 % и область ее применения ограничивается пластами с мощностью 2- 3,5 м, что обусловлено областью применения отечественного проходческого оборудования. В системы разработки с короткими очистными забоями входят камерные, камерно-столбовые и короткие столбы. Общим для них является способ управления горным давлением - удержание кровли от обрушения постоянными или временными целиками, а выемка угля - короткими забоями. При камерных системах разработки очистные работы ведутся в камерах с оставлением между ними непогашаемых целиков. Расположение камер возможно под любым углом к линии простирания пласта в зависимости от принятой технологии отбойки угля и средств транспортирования. В связи с этим их применение возможно как при панельной, так и при этажной подготовке шахтного поля (рис. 1.6.). Различают регулярное и периодическое расположение камер. В первом случае между камерами оставляют технологические целики одинаковых размеров; во втором - кроме междукамерных периодически оставляют более широкие ленточные целики, которые разделяют участки в пределах этажа или яруса. Оставление междукамерных и участковых целиков необходимо для управления горным давлением. Ширина камер в зависимости от устойчивости вмещающих пород изменяется в пределах 4-12 м, а длина до 200-300 м. Ширина междукамерных целиков составляет 2-6 м, участковых 5-10 м. Размеры выемочных участков по простиранию выбирают с таким расчетом, чтобы обрушение пород кровли происходило после его отработки, и на пологих пластах эти размеры составляют 50-150 м. При системах разработки с короткими столбами выемочное поле разбивается сетью нарезных выработок на прямоугольные участки с размерами сторон 10-15 (короткие столбы).
Они применяются на пластах средней мощности с углами падения до 18 град, при весьма неустойчивых или труднооб-рушаемых породах кровли, а также при погашении охранных целиков. Достоинства системы: высокая производительность труда, низкая трудоемкость работ по управлению кровлей, высокий уровень нагрузки на выемочное поле. Из систем разработки с короткими забоями наибольшее распространение имеют камерно-столбовые системы. Областью наиболее эффективного применения камерно-столбовой системы являются пласты полезного ископаемого мощностью от 1,5 до 3 м с углами падения до 15 град., залегающие на глубине до 300 м в устойчивых и средней устойчивости вмещающих породах; газоносность пласта должна быть не более 10 куб.м/т. По условиям безопасности ее нецелесообразно применять на пластах, угли которых склонны к самовозгоранию, опасны по внезапным выбросам угля и газа, а также горным ударам. Рассматриваемая технология эффективна при разработке месторождений с относительно сложными условиями залегания пластов: труднообру-шаемой кровлей, пучащими породами почвы или резко меняющейся мощностью, разбитых геологическими нарушениями на участке небольших размеров (до 300 м) или неправильной формы.
Сущность камерно-столбовой системы разработки заключается в следующем. Шахтное поле разделяют на панели, размеры которых зависят от условий залегания пластов. От панельных наклонных выработок проводят парные штреки (рис. 1.7) шириной 3,6-5,4 м в зависимости от устойчивости пород и крепят их анкерной крепью. Наклонная высота яруса 160-200 м. Ярусы в панели отрабатывают обратным ходом. Очистные работы ведут и в камерах и при погашении целиков: Камеры шириной 4-12 м проводят по восстанию пласта на всю высоту яруса и крепят анкерной крепью. Ширина медукамерного целика до 6-15 м. Первоначально проводят две камеры, соединяя их между собой сбойками через каждые 35-40 м. После проведения второй камеры, которая служит в качестве запасного выхода и для вентиляции, комбайн перегоняют по вентиляционному штреку в первую камеру и приступают к отработке междукамерного целика нисходящими диагональными заходками сверху вниз. Заходка - очистная выработка небольшой протяженности, непосредственно примыкающая к выработанному пространству или отделяемая от него на время выемки небольшим целиком полезного ископаемого. Ширина заходок около 7,2 м. Между заходка-ми оставляют целики шириной 1-1,5 м.
Состояние угольной промышленности Восточного Донбасса
Анализируя состояние угольной промышленности Восточного Донбасса, следует отметить, что качество добываемого угля снизилось, а финансовое положение многих шахт ухудшилось, из-за чего состояние вскрытия и подготовки запасов, оснащенность подготовительных и очистных работ технологическим оборудованием, например, на шахтах Восточного Донбасса, оставляют желать много лучшего. Инвестиции на новое строительство, реконструкцию, техническое перевооружение и расширение производства для угледобывающих и перерабатывающих предприятий из бюджета не выделялись, хотя известно, что без этого серьезного прогресса в работе предприятий угольной промышленности, при ее сегодняшнем состоянии, только за счет собственных средств достичь невозможно. Особенно большие трудности создались на шахтах, разрабатывающих тонкие угольные пласты. В Восточном Донбассе площадью 12 000 км имеются запасы угля, составляющие 1640 млн. тонн (из которых 1353 млн. тонн - пригодные для эффективной разработки). Запасы угля распределены между действующим шахтным фондом, шахтами, находящимися в стадии строительства и перспективными для нового строительства геологическими участками. Действовавшие в ОАО "Ростовуголь" шахты по состоянию на 01.01.99 г. имели 307,7 млн. тонн промышленных запасов, в том числе на пластах с вынимаемой мощностью 0,8 м и более и с углами падения менее 35, где выгодно применение современных выемочных комплексов - 283,3 млн. тонн. Шахтный фонд ОАО "Гуковуголь" имел 287,3 млн. тонн запасов, в том числе пригодных для эффективной отработки пластов (тв 0,8 м, а 35) -220,3 млн. тонн. Возможный срок дальнейшей эксплуатации с учетом фактической мощности шахт по добыче составлял 40 лет. ОАО "Обуховское" имеет промышленные запасы в количестве 70,5 млн. тонн и обеспечено запасами при сохранении мощности шахты на несколько десятков лет.
Шахтный фонд ОАО "Шахтуголь" составлял около 40 млн. тонн запасов, однако все шахты были ликвидированы. В целом по Восточному Донбассу на балансе действующих шахт, без учета АО "Шахтуголь", находится 665 млн. тонн угля, в том числе перспективных для отработки - 573, 6 млн. тонн. При имеющихся мощностях по добыче продолжительность эксплуатации действующих шахт составит около 30 лет. В ОАО "Ростовуголь" в строительстве шахта "Калиновская-Восточная" проектной мощнсотью 750 тыс. тонн в год рядового угля. Шахтой предусматривается отработка пласта К12в 1 с вынимаемой мощностью 1,1 - 1,2 м. Промышленные запасы (тв 1,0 м; а 30) составляют 37,4 млн. тонн. Расчетный срок эксплуатации шахты - 50 лет. В ОАО "Гуковуголь" в строительстве находится шахта "Платовская" с проектной мощностью 300 тыс. тонн в год. К отработке предусматривается пласт із с вынимаемой мощностью более 1,0 м, промышленные запасы - 13,1 млн. тонн, срок эксплуатации шахты - более 40 лет. В ОАО "Донской уголь" было начато, но затем приостановлено строительство трех шахт: "Обуховской № 1", "Шерловской-Наклонной" и "Када-мовской" мощностью соответственно 2000, 650 и 750 тыс. тонн антрацита в год. Шахтами "Обуховская № 1" и "Шерловская-Наклонная" будет разрабатываться пласт К 2 мощностью более 1,2 м высококачественного антрацита. Промышленные запасы по шахте "Обуховская № 1" составляют 108,7 млн. тонн, по шахте "Шерловская-Наклонная" - 10,5 млн. тонн. Срок службы -соответственно 54 и 16 лет. Шахтой "Кадамовская" предусмотрен к отработке пласт К2-К2Н мощностью более 1,5 м. Промышленные запасы составляют 95 млн. тонн, однако имеется возможность прирезки запасов после доразведки соседних площадей. Проектный срок службы - 13 лет. Наиболее перспективными для закладки новых шахт являются геологические участки Садкинский-Восточный № 2 и Кадамовский-Западный. Участок Садкинский-Восточный № 2 детально разведан. К отработке принят пласт nig, имеющий на большей части площади мощность более 1,5 м.
Залегание пласта пологое и спокойное. Промышленные запасы - 72,9 тонн. Участок Кадамовский-Западный предварительно разведан. К отработке принят пласт і \ — і 3, имеющий выемочную мощность 1,4-1,5 м и пологое залегание. Промышленные запасы составляют 25 млн. тонн. Подготовленными для промышленного освоения являются Садкинско-Северный и Сулинское № 1, 2, 3 участки. Садкинкско-Северный участок детально разведан в 1978-1984 гг. К отработке принят пласт т\ пологого залегания со средней вынимаемой мощностью 1,42 м. Промышленные запасы оцениваются в количестве 150 млн. тонн. Детально разведанные участки Сулинские № 1, 2, 3 имеют суммарные запасы в количестве 628 млн. тонн, в том числе благоприятные для отработки - 303,9 млн. тонн. В геологическом строении Российского Донбасса принимают участие осадочные и изверженные породы. В основании осадочной осадочной толщи залегают докемберийские метаморфические и изверженные породы, на которых, как на фундаменте, накапливались осадочные образования каменноугольного, мелового, третичного и четвертичного периодов. Разрабатываемые пласты имеют мощность 0,8-2,2 м и угол падения -до 45. Преобладают тонкие пологопадающие пласты. Распространенная марка угля - антрацит (86,9 %), с коэффициентом крепости по шкале профессора Протодъяконова f=l,5-3,0 (в среднем f=l,8). Более 70 % пластов имеют сложное строение с общей мощностью породных прослойков до 0,1-0,4 м и включениями колчедана и кварцита. Большинство пластов угля имеют незначительную газообильность (более 90 % шахт региона по степени газообильности отнесены к 1-й категории). Непосредственные кровли пластов сложены сланцами песчаными, пес-чано-глинистыми (63 %), реже - песчаниками или известняками (37 %).
В большинстве случаев они характеризуются как среднеустойчивые. Более половины разрабатываемых пластов имеют труднообрушаю-щуюся основную кровлю, представленную крепкими песчаниками (f 12) мощностью от 7 до 30 м. В непосредственной почве пластов залегают сланцы песчаные, песча-но-глинистые и глинистые (74 %) и песчаники (26 %). Распространенность пучащих почв в регионе - около 40 %. Около 70 % подготовительных выемочных выработок имели коэффициент подрывки 0,6-0,8 (в среднем 0,73). В большинстве случаев применяется совместная выемка угля и породы, что является одной из важных причин того, что зольность добываемой горной массы достигает в настоящее время 30-40 % и более. В основном эксплуатируются пласты средней мощностью в пределах от 1 до 1,5 м. На шахтах Восточного Донбасса в основном применяется система разработки длинными столбами по простиранию с отработкой столбов обратным ходом. Управление кровлей - полное обрушение. Преимущество отдается одновременной работе двух столбов, расположенных в разных крыльях панели, однако возможна отработка и сдвоенными лавами. Иногда работы ведутся одной лавой. Система разработки длинными столбами предусматривает оконтуривание выемочного столба подготовительными выработками, после чего производится отработка столба. По сравнению со сплошной системой разработки, которая также частично применяется в данных горно-геологических условиях, применяемая система имеет один недостаток - долгий ввод в эксплуатацию выемочного столба. Достигнутые на шахтах темпы проходки подготовительных выработок (200 м и более метров в месяц) обеспечивают своевременную подготовку фронта очистных работ, что позволяет иметь не уменьшающуюся линию действующих очистных забоев.
Краткий обзор инструктивных материалов
Согласно отраслевой инструкции оценку качества угля обычно производят по следующим показателям [34,105]: 1) коэффициент общей эффективности капитальных вложений, р представляющий собой отношение (в сопоставимых ценах) прироста продукта к обеспечившим его капитальным вложениям Каб = АС/ДК или Каб = ДП/АК. 2) коэффициент сравнительной экономической эффективности проект ных или плановых вариантов при заданном объеме производства Е=С1-С2=АС К2-К, ДК где Сі и С2 - себестоимость годовой продукции по сравниваемым ва риантам; Кі и Кг - капитальные вложения по сравниваемым вариантам. ф Обратная величина коэффициента эффективности является сроком оку- паемости вложенных капитальных средств: _ _1 _K2-Kt _АК _ _АК 1 ок — ИЛИ 1 лк , 1 ок Е С,-С2 ДП АС Из этих формул видно, что вариант, связанный с дополнительными капитальными затратами, по сравнению с другим вариантом будет тем эффективнее, чем выше коэффициент эффективности Е, или, по-другому, чем меньше окажется срок окупаемости Ток. 3) удельные приведенные затраты. Этот показатель представляет собой сумму капитальных и эксплуатационных затрат за ряд лет, т.е. за срок, одинаковый для всех сравниваемых вариантов (за срок службы одного или нескольких горизонтов, а в некоторых случаях за весь срок службы шахты).
В общем случае условие оптимальности варианта сводится к условию минимума удельных приведенных затрат по сравнению со всеми другими вариантами: Sinp = Сіуу + Ен Кіуу - тІП где Сіуд - себестоимость добычи 1 т угля і-го варианта; Е„ - нормативный коэффициент эффективности капиталовложений; Кіуд - удельные капиталовложения по і-му варианту. 4) показатель, основанный на учете прибыли, имеет следующий общий вид ПІ = ЦІ - (С; + ЕнК,)- max, где ПІ - прибыль по варианту (или экономический эффект) в расчете на единицу продукции (или на годовой объем продукции), руб; Ц4 - цена единицы продукции (или сумма реализации годового объема товарной продукции), руб. Если предлагаемые решения изменяют объемы добычи и качество продукции, определение величина экономического эффекта рассчитывается по формулам [105]: Э = [(Ц2 -С2 -EHK2)-(4i -С, -ЕНК,)]В2, Эд=[(С1+ЕнК1)-(С2+ЕиК2)]к1, где Ц и Ц2- отпускные цены базового и предлагаемого вариантов; В2 - годовой объем производства по предлагаемому варианту; Эд - величина экономического эффекта по сравниваемым вариантам на единицу продукции; kj - поправочный коэффициент, отражающий долю участия данного вида сырья в получении общей величины эффекта. Анализируя все эти формулы, можно заметить, что прибыль по варианту ПІ растет, если увеличивается выпуск продукции и улучшается качество (повышается ЦІ), снижается себестоимость продукции СІ И уменьшается сумма капитальных вложений (производственных фондов) К
Если улучшение качества угля требует повышения себестоимости, то на это следует идти в том случае, когда рост цены ЦІ на уголь лучшего качества превысит рост себестоимости Q. Оценка того или иного решения, произведенная по этим показателям, имеет разобщенный характер, т.е. согласно одним - мы можем иметь положительный эффект, согласно другим - отрицательный. Нет единого обобщающего критерия, учитывающего все изменения технико-экономических показателей горного предприятия. Поэтому данная методика оценки неприемлема для решения поставленной задачи. "Временными методическими рекомендациями по геолого-экономической оценке промышленного значения месторождений твердых полезных ископаемых (кроме угля и горючих сланцев)", М., ВИЭМС, 1998 г.,27 с, утвержденными распоряжением Минприроды РФ от 13 января 1998 г. № 3-р, для оценки запасов предусматривается определение следующих показателей экономической эффективности освоения месторождения базовый вариант (без учета налогов, платежей и отчислений): чистый дисконтированный доход (ДД); индекс доходности (ИД); срок окупаемости капитальных вложений (Т0); внутренняя норма доходности (ВНД); рентабельность предприятия по отношению к производственным фондам (Рф); рентабельность предприятия по отношению к эксплуатационным затратам (Р3). В частности, для определения величины чистого дисконтированного дохода (ДД) предлагается формула (руб) При этом принимаются одинаковыми сроки получения прибыли и расходования капиталовложений (а значит и сроки выполнения строительных работ). Одинаковыми принимаются коэффициенты дисконтирования прибыли и капитальных средств, а также постоянными по годам величины выручки от продажи продукции и эксплуатационных затрат на добычу и переработку полезных ископаемых. Поэтому поводу во "Временных рекомендациях" отмечается "Если ДД положителен, освоение месторождения эффективно; при отрицательном ДД освоение окажется неэффективным как не отвечающее установленной норме дохода". На начальных стадиях изучения месторождения не представляется возможным определить величину выручки, эксплуатационных затрат и капитальных вложений по отдельным годам. Поэтому величины выручки и затрат принимаются постоянными за все время разработки, а величину капитальных вложений - постоянной за все время строительства". Следовало бы иметь в виду, что основные капиталовложения осуществляются до начала эксплуатации угольного месторождения. Поэтому и величина капитальных затрат и фактора времени их учета в период строительства будут одни, а в другие периоды они будут совсем иные.
В период строительства никакого дохода не будет, поэтому если общий срок строительства и эксплуатации шахты равен Т лет, то время получения дохода должно быть не Т, a Tc , где tc - срок строительства предприятия. В период эксплуатации месторождения величина годовых капиталовложений будет гораздо меньше, чем в период строительства, и в основном при реконструкциях, которых бывает обычно не так много. В качестве показателей экономической эффективности освоения месторождений с учетом существующих налогов, платежей и отчислений "Временными методическими рекомендациями..." принимаются: чистая дисконтированная прибыль (ДП); индекс прибыльности (ИП); срок окупаемости капиталовложений (Т0); внутренняя норма прибыли (ВНП); рентабельность по отношению к производственным фондам (Яф); рентабельность по отношению к эксплуатационным затратам (R3). В частности, величину чистой дисконтированной прибыли (ДП) предлагается определять по формуле (руб) где Il t - величина чистой годовой прибыли с амортизационными отчислениями. Эта формулы имеют серьезные недостатки. Прежде всего, в них ошибочно принято, что получение прибыли и капитальные затраты имеют место в один и тот же период времени Т, тогда как прибыль может быть получена гораздо позже - после окончания срока строительства предприятия, когда уже вложены основные капитальные (первоначальные) затраты. Другая часть капитальных затрат будет израсходована спустя годы - в периоды реконструкции или технического перевооружения, а также в период ликвидации предприятия. Кроме этого капитальные затраты будут иметь место в после-ликвидационный период, т.е. после периода Т. Принимая средними за весь расчетный период Т (с момента начала строительства шахты до ее ликвидации) величины среднегодовой выручки и ежегодных капиталовложений, допускается серьезное несоответствие фактическому положению. Во-первых, даже в период эксплуатации на любом горном предприятии производственная мощность изменяется от минимальной в периоды пуска и освоения мощности, а также в период завершения отработки месторождения, до максимальной в период относительной стабильности. Даже в период стабильной работы производственная мощность шахты может сильно колебаться, особенно в современных условиях в связи с конъюнктурой рынка сбыта. В период строительства шахты (который может изменяться в довольно широких пределах) капитальные затраты будут максимальными, а выручки никакой не будет.
И, наоборот, в другие периоды работы рудника капитальные затраты будут минимальными (или совсем отсутствовать), а прибыль будет минимальной. В результате такого допущения в первые годы расчетного периода расход капиталовложений очень сильно занижается, а величина получаемого дохода вместо нулевого значения принимается среднегодовой за весь период. Благодаря этому создается впечатление, будто капиталовложения могут окупиться даже за время строительства. Например, если среднегодовые капиталовложения равны Kt, то согласно данным методикам общие капзатра-ты будут равны KtT. При сроке строительства tc и среднегодовом доходе Д{ суммарный ДД за срок строительства будет равен дд=д,-к,. t=i t=i И если доход достаточно большой и Д1 = Kt, то tc равен сроку окупаемости капиталовложений. На самом же деле, в этот период Д, будет равен нулю. Вторая важная ошибка этой методики в том, что коэффициент дисконтирования капитальных затрат во времени не учитывает величины процентной ставки за кредиты для строительства предприятия. Анализируя формулу, можно легко заметить, что в результате этих допущений первоначальных капитальных вложений в течение срока строительства шахты вроде бы нет совсем и, естественно, экономическая оценка месторождения сильно завышена. Методика имеет явно тенденциозный характер и не может быть принята для технико-экономических расчетов горнодобывающих предприятий и отраслей.
Оценка эффективности нового способа разработки средней мощности пластов применительно к условиям шахты «Дальняя» ОАО «Гуковуголь»
Шахта «Дальняя» ОАО «Гуковуголь» разрабатывает пласт кг, при этом очистные работы ведут лавой № 04, работающей по системе разработки 1 длинными столбами по простиранию (обратным ходом). Горно-подготовительные работы по проведению конвейерных штреков № 04 и № 06 (их длина более 2200 м) в период с сентября 2000 года по на стоящее время сильно затруднялись из-за повышенного водопритока при подвиганий подготовительных забоев. Угол падения пласта в местах ведения горных работ составляет 19. При проходке конвейерного штрека № 04 (вос точной его части) в 2000 году уклон составлял 2-3, конвейерного штрека № 06 (западная часть) в 2001 - 2003 годах до 5. Темпы проходки штрека № 04 (сверху вниз) в 2000 году: в феврале- 20 м/мес, в августе - 18 м/мес, в сентябре - 30 м/мес, в ноябре - 17 м/мес, при среднем плане проходки 50 - 60 м/мес. Снижение темпов проходки происходило из-за затопления проходче- ского забоя, шахтными водами (водоприток до 70 м /час) и, как следствие, выход из строя шахтного оборудования. В декабре водоприток уменьшился, вода перестала скапливаться в проходческом забое и темпы проходки увели чились до 80 м/мес. Темпы проходки конвейерного № 06 в октябре 2001 года - 12 м/мес, в июне 2002 года - 27 м/мес, июнь, июль 2003 года - по 35 м/мес, март, май 2003 года по 12 м/мес, июнь 2003 года - 15 м/мес (водоприток до 90 м3/час), с июля скорость проходки увеличились до 56 м/мес. В результате % снижения темпов проходки (в 2 раза и более) увеличиваются не только затраты на подготовку, но и сроки подготовки, а это, как следствие ведет к дополнительному замораживанию средств. Повышенный водоприток оказывает также влияние на очистные работы, хотя и в меньшей степени.
Так вентиляционный штрек № 02 является дренажным для лавы № 04, шахтные воды из ранее отработанных вышележащих лав поступают и откачиваются из него. При аварийной остановке насоса, откачивающего воду из вентиляционного штрека № 02, шахтные воды перепускают через обрушенное пространство лавы № 04 на конвейерный штрек № 04, что приводит к попаданию воды на ленточный конвейер, а это является частой причиной его остановки. Таким образом, повышенный водоприток оказывает влияние на скорость подвигания очистного забоя, в результате скорость подвигания лавы уменьшается. Темпы снижаются на 1-2 полосы в месяц, что приводит к уменьшению производительности шахты на 400 -700 т/мес (5-8 тыс. т/год). При предлагаемом нами варианте подготовки и отработки выемочных полей не только увеличивается скорость проходки штрека и добыча из проходческих забоев, но и добыча из лавы. Величина дополнительной добычи в расчете на 1 пог. м выработки в условиях шахты «Дальняя» составляет Qi=9-2,26=20,34 т/м. Для обеспечения нормы проходки 60 м/мес необходимо также проводить 60 м камеры, а это составит VnieaicaM. — Vl V» где V - нормативная скорость проходки в месяц, м/мес, Q месим. =20,34-60 = 1220,4 т/мес. Кроме того, камеру необходимо периодически (через 20 м) сбивать со штреком разрезной печью, ширина разрезной печи 3 м, длина равняется ширине целика 10 м. При плане проходки необходимо проводить 3 разрезные печи в месяц, при этом дополнительно добывается где n - количество разрезных печей проводимых в месяц; Ьрп. - ширина разрезной печи, м; Lp.n. - длина разрезной печи, м, Q-cu.. =4-3.10; 2,26 = 271,2 т/мес.
Мероприятия по уменьшению водопритока обеспечат возможность увеличения темпов проведения конвейерного штрека (фактически они снижаются примерно в два раза по сравнению с планом проходки), т.е. это позволит увеличить скорость проходки примерно на 30 м/мес, при этом дополнительный объем добываемой горной массы составит с мес.пр. = " " пр " Y» где S - площадь сечения штрека в проходке, м2; Lnp - дополнительная проводимая длина штрека, м; у - удельный вес горной массы, добываемой из штрека, т/м3, QMecnp. = 12-30-2,2 = 792 т/мес. Суммарно дополнительная добыча составит (т/мес) QMec.z = Рмескам. + (2мес.р.п. + QMCCHP. = 1220,4 + 271,2 + 792 = 2283,6. План добычи по шахте при базовом варианте составляет 500 тыс. т/год горной массы или 41,5 тыс.т/мес. Дополнительная добыча при новом варианте от проходки выработок составляет 2,28 тыс.т/мес, или 27,4 тыс.т/год. Производственная мощность шахты за счет проходки угольной камеры увеличится на 27,4 тыс. т/год, а за счет ликвидации аварийных простоев лавы на 6-7 тыс. т/год, в целом на 533 тыс. т/год или больше на 6,6 %. Проведение дополнительной камеры позволит не только увеличить производительность шахты, но и потребует дополнительных средств на ее проведение и крепление. Основные статьи расходов: заработная плата (1440 руб/м), начисления на заработную плату(40 % от заработной платы или 576 руб/м), амортизация конвейера СП 202 (17000 руб/мес или 283 руб/м), мате-риалы (дерево - 0,45м /м или 2660 руб/м). В целом затраты на проведение: 1 м камеры составят 1440+576+283+2660=4959 руб; в месяц 297540 руб. Себестоимость добычи по шахте составляла около 523 руб/т, затраты в месяц соответственно 523-41500=21704500 руб. С учетом проведения камеры затраты составляют 21704500+297540=22002040 руб. На 1 т с учетом дополнительной добычи 22002040/44500=495 руб. В результате себестоимость снизится на 523-495=28 руб/т. Качество добываемого полезного ископаемого при применении базовой технологии характеризуется ценой товарной продукции (525 руб/т). Годовая прибыль при старом варианте составляет 0,5(525-523)= 1,0 млн. руб, При новом варианте 0,534-(525-495)=16 млн. руб. Эффект от применения новой технологии составит 15 млн. руб/год. Кроме этого несколько повысится качество добываемого угля за счет добычи его из камеры практически без разубоживания. Если при базовом варианте зольность добываемого угля составляла 30 %, то при новом варианте она составит Рср =(500000-0,3+34000-0,10)/534500= 28,7% или на 1,3 % меньше.
Благодаря этому отпускная цена угля может быть увеличена в соответствии с принятыми нормами с 525 руб/т до 525 + 1,3 х 2,5 х 525 / 100 =525+17=542 руб/т. Удельная прибыль при новом варианте увеличится с 525 - 523 = 2 руб/т до 542 - 495 = 47 руб/т. Прибыль составит при новом варианте 47-534000=25098 млн. рубУгод. При расчете с позиции интересов комплекса шахта - обогатительная фабрика эффективность нового варианта значительно выше. Еще выше она будет, если рассматривать работу шахты в комплексе с электростанцией. Если затраты на обогащение принять в соответствии с фактическими данными равными 60 руб/т, выход концентрата в результате переработки добытого угля 0,78, то при отпускной цене концентрата 1200 руб/т, удельная прибыль при базовом варианте подготовки и отработки выемочных полей будет равна Прб=уоЦдб-сДб=0,78х1200-583=353 руб/т, а годовая прибыль Пргі5=500000-353=176500000 руб При новом варианте удельная прибыль за счет увеличения производственной мощности шахты и снижения зольности угля на 2 % будет равна Пр= 0,8 1200-555=405 руб/т, а годовая Прг=560000405=226800000 руб/год или на 50 млн. руб больше, чем при базовом варианте.
