Содержание к диссертации
Введение
1 Малые месторождения и предприятия горной промышленности Восточной Сибири и Дальнего Востока 9
1.1 Общие сведения 9
1.2 Обзор мелких и средних месторождений Иркутской области и Забайкалья 11
1.3 Общие сведения о малых предприятиях 15
1.4 Особенности горнотехнических условий малых месторождений 20
1.5 Цель и задачи исследования 22
Выводы 25
2 Адаптация методик горно-геометрического анализа к условиям малого месторождения 26
2.1 Горно-геометрический анализ карьерных полей малых месторождений с крутопадающими залежами 26
2.7.7 Общие положения существующей методики 26
2.1.2 Расширение области регулирования параметров рабочей зоны 36
2.1.3 Горно-геометрический анализ для условий малого месторождения 39
2.2 Горно-геометрический анализ карьерных полей для пологих и горизонтальных залежей при транспортной или комбинированной системах разработки 46
2.2.7 Обзор существующих методик проведения горно-геометрического анализа при отработке пологих и горизонтальных залежей 46
2.2.2 Разработка методики проведения ГГА для пологих и горизонтальных месторождений при транспортной или комбинированной системах разработки 57
2.2.3 Проверка предложенного метода горно-геометрического анализа для пологих и горизонтальных месторождений 55
Выводы
3 Обоснование объемов горно-капитальных работ 64
3.1 Цель исследования объемов ГКР 64
3.2 Обзор методик обоснования объемов горно-капитальных работ 65
3.2.1 Определение объемов горно-капитальных работ с учетом нормативных документов 65
3.2.2 Анализ расчетных методов определения капитальных затрат 66
3.2.3 Определение объемов горно-капитальных работ по существующей методике 72
3.3 Экономико-математическая модель расчета объемов ГКР 74
3.3.1 Метод расчета объемов ГКР 74
3.3.2 Обоснование объемов горно-капитальных работ при разработке пологого, горизонтального пластового месторождения 78
3.3.3 Обоснование объемов горно-капитальных работ при разработке крутопадающего рудного месторождения 91
Выводы 95
4 Обоснование распределения объемов вскрышных и добычных работ 97
4.1 Анализ существующих методик выбора рационального распределения объемов горных работ 97
4.2 Обоснование критерия выбора оптимального распределения объемов вскрышных пород 102
4.3 Практическое применение предложенной методики обоснования распределения объемов горных работ 105
Выводы 112
Заключение 113
Список использованных источников
- Особенности горнотехнических условий малых месторождений
- Расширение области регулирования параметров рабочей зоны
- Анализ расчетных методов определения капитальных затрат
- Обоснование критерия выбора оптимального распределения объемов вскрышных пород
Особенности горнотехнических условий малых месторождений
Лидирующее место среди малых горнодобывающих предприятий Иркутской области занимают золотодобывающие (в основном это россыпное золото), затем добывающие песчано-гравийную смесь, уголь и прочие. Так, в период с 1998 по 2011 гг. проектно-конструкторским бюро «Горняк», созданным на кафедре открытых горных работ горного факультета Иркутского государственного технического университета, был выполнен 131 проект по разработке мелких и средних месторождений производительностью до 1 000 тыс. т/год. Не все проекты были выполнены для малых предприятий, т.к. некоторые предприятия, входят в число крупнейших горнодобывающих организаций региона, например ООО «Лензолото», и владеют несколькими лицензиями на добычу полезных ископаемых на мелких и средних месторождениях. Из общего числа выполненных проектов 69 месторождений по отработке россыпного золота; 45 проектов по общераспространенным месторождениям и 13 - по разработке угля (Приложение А).
По данным Министерства природных ресурсов [37], в Иркутской области имеется ряд других мелких и средних месторождений, не приведенных в Приложении А:
Нерюндинского, Капаевского, Краснояровское, Октябрьское месторождения и др. Минерально-сырьевая база Читинской области [70, 35] оценивается запасами не только крупных, но и мелких, средних месторождений. Так развитие сырьевой базы черной металлургии связывают (наряду с богатыми месторождениями) с мелкими рудопроявлениями: Озоранское, Донинское, Калгинское, Почеркувское. Средние и малые полиметаллические месторождения представлены: Благо датское, Екатерино-Благодатское, Кадаинское, Савинское № 5, Акатуевское, Ново-шировское, Центральное, Покровское, Алгачинское, Нойон-Талагой и др. Сырьевая база мелких и средних месторождений рудного золота (коренные месторождения) состоит из Савкинского, Быстринско-Ширинского, Лугиинского, Богомо-ловского, Козловского и других месторождений. В угольной промышленности к малым разрезам Читинской области относятся Апсатский, Зашуланский, Урей-ский, Нерчуганский, Буртуйский, Алтайский.
На территории республики Бурятия [59] добывают уголь и находятся в стадии строительства ряд мелких и средних угольных разрезов: Дабан-Горхонский, Окино-Ключевской, Хаара-Хужирский, Орхон-1. Также существуют малые и средние месторождения, которые на данный момент не отрабатываются: Эленгей-ское, Баянгольское, Сангинское, Талинское, Мунханское.
Проанализировав выше сказанное, можно сделать вывод, что Иркутская и Читинская области, республика Бурятия имеют значительную базу мелких и средних месторождений, которые играют важную роль в развитии промышленности, строительства и экономики регионов.
Разработкой малых месторождений занимаются как крупные предприятия, так и «малые». Для крупных горных производств становится нецелесообразной доразработка старых месторождений после достижения определенных технологических и экономических границ, а также освоение малых, незначительных по размерам запасов полезных ископаемых с низкими содержаниями ценного компонента. Рост небольших (малых) горных предприятий занимающихся разработкой малых месторождений позволит повысить объемы добычи и создать конкуренцию в горной отрасли.
Общие сведения о малых предприятиях Анализ современного развития мировой экономики свидетельствует о том, что в мировой практике малые предприятия являются «краеугольным камнем развития» или «локомотивом» всех экономических процессов и основой для устойчивого развития народного хозяйства, социальной, экономической и политической жизни [28]. Именно этот сектор играет доминирующую роль в экономике развитых стран и социально-экономической жизни общества: занятость трудоспособного населения (65 %), производство ВВП ( 50 %), доходах граждан и бюджетах государства, взаимодействии с крупными и средними предприятиями [28].
Малые предприятия являются неотъемлемой частью социально-экономической системы, они обеспечивают: - во-первых, стабильность рыночных отношений, поскольку значительная часть населения втягивается в эту систему отношений (по мнению зарубежных ученых, стабильность системы обеспечивается при условии, когда 20-30 % граждан страны имеют свое собственное дело) [10]; - во-вторых, необходимую мобильность в условиях рынка, а также глубокую специализацию и разветвленную кооперацию производства, без которых немыслима его высокая эффективность. В конечном итоге, это ведет к динамичности хозяйственного развития и экономическому росту национальной экономики [10].
Из всего выше сказанного можно сделать вывод, что малое предприятие -продукт современного времени, который заполняет те рыночные ниши, которые не может охватить крупный бизнес, выполняет те работы, которые неэффективны для крупных экономических структур, объединяет экономику страны в единое целое.
Развитие законодательства по формированию малого предпринимательства, начиная с Постановления Совета Министров РСФСР «О мерах по поддержке и развитию малых предприятий РСФСР» от 18.07.91 № 406 [41], сформировало понятие «малое предприятие». Этот термин вплоть до принятия первой части Гражданского Кодекса РФ (ноябрь 1994) использовался в качестве организационно-правового статуса юридического лица.
Расширение области регулирования параметров рабочей зоны
При отработке свиты пластов или одного пласта, представленного различными сортами полезного ископаемого, графики изменения площадей сечений можно строить раздельно в соответствии с применяемыми технологическими схемами разработки или последовательно, соответственно геологическому строению.
При транспортной системе разработки объем вскрыши, м , необходимый для вскрытия запасов, м , В3 = [ 4f(l)dl, определяется по формуле Vr = [ 4(p(l)dl, причем, как следует из приведенных выражений, для определения объемов вскрыши необходимо по заданной величине вскрытых запасов определить верхний предел интегрирования О4 (рис. 2.16, а). На рис. 2.16 кривые 1 и 3 - изменение площадей сечений по полезному ископаемому, кривая 2 - то же по вскрыше, а кривая 4 - то же по основному вскрышному уступу.
Схема планирования объемов горных работ: а - транспортная и бестранспортная, транспортно-отвальная и комбинированная системы с круглогодовым ведением вскрышных работ; б - сезонное ведение вскрышных работ; в - разработка свиты пластов
Пределы интегрирования, характеризующие положения фронтов работ по вскрыше и добыче при бестранспортной, транспортно-отвальной и комбинированной системах разработки, определяются в зависимости от режима ведения вскрышных и добычных работ, а также параметров применяемого горнотранспортного оборудования. Данная методика не нашла широко применения в проектной практике в виду своей трудоемкости в отсутствии точного порядка проведения анализа и возможности регулирования распределения объемов горных работ, а также из-за необходимости при анализе нового варианта вновь производить все расчеты.
Разработка методики проведения ГГА для пологих и горизонтальных месторождений при транспортной или комбинированной системах разработки
К рассмотрению предлагается методика проведения горно-геометрического анализа применительно к пологим и горизонтальным залежам при транспортной или комбинированной системах разработки [62].
Исходными данными для проведения предлагаемого горно-геометрического анализа являются: - краткая горнотехническая характеристика участка; - топографический план поверхности участка; - планы изомощностей вскрыши, полезного ископаемого; - тип выемочного оборудования на вскрыше, добыче; - годовая производительность карьера по полезному ископаемому; - минимальный размер дна разрезной траншеи. Порядок работы 1. На топографическом плане выбирается положение разрезных траншей. Перпендикулярно этому положению проводятся линии пикетов. 2. По каждому пикету отстраиваются разрезы, на которые наносятся разрезные траншеи, определяются объемы разрезных траншей по вскрыше, полезному ископаемому. 3. Рассчитываются параметры рабочей зоны карьера. На каждом разрезе наносятся положения рабочих зон, соответствующие этапам горных работ. Методические указания по выполнению горно-геометрического анализа:
1. Разрезы по пикетам выполняются в масштабе 1 : 2000; на каждом пикете от положения разрезных траншей отстраиваются линии рабочих горизонтов.
2. При нанесении на разрезы сечений разрезных траншей, рабочих зон карьера необходимо учитывать допускаемые высоты уступов по полезному ископаемому, по вскрыше, минимальные размеры рабочих площадок, отметки рабочих горизонтов. Значение этих параметров следует принимать в соответствии с типами выемочного и транспортного оборудования и едиными правилами безопасности.
3. Отстройка рабочих зон по этапам горных работ выполняется в двух вариантах: в первом варианте ширина рабочих площадок принимается равной минимальной ширине, во втором - увеличенной на 100 %. Расстояние между линиями этапов устанавливаются в пределах 100-400 м.
Подсчет этапных объемов осуществляется по методу вертикальных сечений. При этом за объемы первого этапа принимаются объемы разрезных траншей. Выражение для расчета объемов имеет вид:
Так как на флангах карьерного поля, за крайними пикетами, остаются не учитываемые выражением объемы вскрыши и полезного ископаемого, то они должны быть определены с учетом разноса бортов тем или иным методом (методом изогипс, или среднеарифметического).
Результаты расчетов объемов вскрыши, полезного ископаемого по этапам и вариантам рабочих зон заносятся в таблицы, на основании которых определяются накопленные объемы.
По данным этих таблиц строятся графики накопленных объемов, график зависимости объемов вскрыши от объемов полезного ископаемого - V = f(P) (рис. 2.16). На основании известной производительности по полезному ископаемому по данным V = f(P) устанавливаются варианты распределения объемов горных работ по вскрыше.
Для этого по оси абсцисс от точки, соответствующей объему попутной добычи при проходке разрезной траншеи по добыче, откладываются значения годовой производительности карьера по полезному ископаемому. Из полученных точек на оси абсцисс проводятся вертикальные прямые до пересечения с кривыми 1, 2. Из полученных точек пересечений (на рисунке построения выполнены только для кривой 1) проводятся горизонтальные прямые до пересечения с осью ординат.
По разности ординат соседних точек пересечений на кривых 1,2 устанавливаются годовые объемы работ по вскрыше при соответствующем варианте ширины рабочих площадок. Затем делается оценка вариантов распределения объемов горных работ с точки зрения равномерности извлечения объемов вскрыши по годам отработки, соответствия графиков требованиям рациональности. В случае несоответствия графиков распределения вскрышных и добычных работ этим требованиям по рисунку 2.17 в зоне между кривыми V = f(P) двух вариантов развития рабочих зон выбирается кривая рационального распределения объемов вскрышных и добычных работ.
При выборе ее учитываются: - возможность отработки карьерного поля несколькими временными периодами, отличающиеся разными коэффициентами вскрыши; - коэффициент вскрыши каждого последующего периода должен быть больше предыдущего; - интервал периода отработки должен быть равен сроку амортизации основного оборудования. Определение объемов вскрышных работ по годам отработки устанавливается от точки первого этапа, соответствующего объемам горнокапитальных работ.
Анализ расчетных методов определения капитальных затрат
После сопоставления результатов автором сделан вывод, что «лучше увеличить удельные капитальные затраты на 1 руб./т, чем допускать увеличение затраты на поддержание мощностей карьера на 0,1 руб./т»
За рубежом, в частности в США, используется для экспресс-расчетов себестоимости и капитальных вложений методика Горного бюро (Т.У. Кэмма) [19]. Корреляционные зависимости для этих моделей были созданы в 1991-95-х годах. Статистические данные для определения зависимостей были взяты по «Справочнику бюро системного определения стоимостей» [18].
В методике разработаны две модели карьеров: первая - с суточной производительностью по полезному ископаемому 1 000-20 000 т и вторая - с производительностью 20 000-200 000 т. Исходными данными для определения капитальных вложений служат: суточная производительность предприятия по добыче полезного ископаемого (X) и средняя дальность транспортирования горной массы (Z). Главным преимуществом стоимостных моделей Горного бюро США является возможность расчета по структуре затрат следующих шести элементов: 1. Заработная плата (обслуживающий персонал горного предприятия, обогатительной фабрики, конструкторского бюро, администрация, инженеры, управленческий аппарат ГОКа). 2. Оборудование (включает закупочную цену, плату за перевозку, инструменты, компьютеры, рабочее оборудование, мебель, запчасти и т.д.). 3. Буровая сталь (буровые инструменты, сталь, структурная сталь, трубы, металлические столбы, необходимые подземные конструкции). 4. Лесоматериалы. 5. Горючие и смазочные материалы (включает пользование природным газом). 6. Конструкционные материалы (включает бетон, изоляторы, электрические элементы, краски, ограждения и все, что не включено в другие составляющие, в том числе стоимость электроэнергии). Модели основаны на степенной зависимости у = а + Ь(х)1, где у - зависимая переменная, х - независимая переменная, a, b - линейные коэффициенты, I - эмпирический коэффициент.
Для расчета удельных экономических показателей необходима суточная производительность по горной массе (т/сутки) и дальность транспортирования горной массы до приемного пункта (в футах). Если фактическая дальность транспортирования больше расчетной, то для определения экономических показателей используется таблица 3.1, если меньше - то таблица 3.2.
Формулы для определения расчетной дальности транспортирования следующие: - для предприятия с суточной производительностью по горной массе 1000 20000 т/сутки F=347 (X)0 260; - для предприятий с суточной производительностью по горной массе 20000 200000 т/сутки F=145(X)0 357. Таблица 3.1 - Зависимость капитальных затрат от производительности предприятия, если фактическая дальность транспортирования больше расчетной Структура затрат Капитальные затраты, млн $ производительностьпредприятия 1-20 тыс. т г.м./сутки производительностьпредприятия20-200 тыст г.м./сутки
Для оценки точности и погрешности вычисления удельных капитальных затрат Ю.В. Терехиной [55] были проведены исследования и установлено, что погрешность вычисления по формулам А.И. Арсентьева, Б.П. Юматова и Ж.В. Бунина, М.Г. Саканцева и Г.Г. Саканцева составляет 35-68 %. Это объясняется тем, что зависимости были разработаны для условий работы горных предприятий в 1960-70-х годах и коэффициенты в формулах соответствуют другой структуре затрат.
Определение удельных капитальных затрат по методике Горного Бюро можно считать равноточными, но требуют корректировки с помощью поправочных коэффициентов для российских условий. Расхождение результатов расчетов не превышало 4 %.
После исследования Ю.В. Терехиной для месторождений цветных руд и флюсового сырья было рекомендовано использовать модифицированные упрощенные корреляционные зависимости (формулы Т.У. Кэмма) с введением дополнительного показателя - коэффициента вскрыши, обеспечивающие точность расчетов (погрешность в пределах 8-10 %) и включающие минимально необходимое количество переменных.
Методика Ю.В. Терехиной разработана для конкретного типа месторождений (цветных руд и флюсового сырья) и требует уточнения и пересмотра при применении ее для других месторождений.
Поэтому в дальнейшем в расчетах сумма капитальных вложений на строительство горного предприятия определяется как произведение удельных затрат 1 м горно-капитальных работ на объем горно-капитальных работ [67-69]. 3.2.3 Определение объемов горно-капитальных работ по существующей методике
Наиболее распространенной методикой установления объемов горнокапитальных работ является методика профессора А.И. Арсентьева, основанная на анализе графика V = f(T) [3, 5].
Порядок обоснования объемов ГКР основывается на анализе кривых для фо и фтах- или же календарного плана.
Автором было установлено, что для вывода карьера в работу с постоянным эксплуатационным коэффициентом вскрыши (рис. 3.1) - прямая ВС - необходимо различать три варианта определения объемов ГКР: - если после пуска карьера руда реализуется по фактической себестоимости, объем горно-капитальных работ составит: Vn = Vi + Pb где Vi - объем пород, вынутых за период строительства карьера, м ; Pi - объем руды, вынутой за период строительства карьера, м ; - если после пуска карьера руда реализуется по оптовой цене: V0 = V2-P2(nfl-ni), где V2 - объем пород, вынутых к моменту достижения проектной мощности, м ; Р2 - объем руды, вынутой к моменту достижения проектной мощности, м ; пд -коэффициентом вскрыши в период достижения проектной мощности месторождения; Пі - эксплуатационный коэффициент вскрыши в период эксплуатации месторождения; - если после пуска карьера руда реализуется по себестоимости нормального первого периода работы карьера после достижения проектной производительно сти, объем ГКР определиться как V0 = V2-niP2. А.И. Арсентьев выполнил оценку влияния объемов ГКР на экономические показатели работы карьера, в результате которой установил, что «некоторое увеличение объема горно-капитальных работ по сравнению с минимально необходимым может дать значительное улучшение показателей строительства и эксплуатации карьера» [3]. Накопленный объем полезного ископаемого
Основным критерием выбора варианта в методике проф. А.И. Арсентьева является минимизация себестоимости готовой продукции, чего не достаточно при оценке эффективности проекта в современных рыночных условиях. На сегодняшний день при обосновании того или иного варианта без дисконтирования не корректно. Изучение при обосновании объемов ГКР приведения разновременных затрат и результатов к одному моменту времени до настоящего времени не проводилось. Также данная методика рассчитана на крупные месторождения, и автор делает поправку, что увеличение объемов ГКР увеличит срок строительства карьера и потребует ввода большего количества оборудования в период освоения месторождения.
Особенности малого месторождения позволяют иметь меньшие сроки строительства карьера (порядка 1 года), получать продукцию до ввода в эксплуатацию. На малых россыпных и песчано-гравийных месторождениях капитальные вложения в основном требуются на приобретение горного оборудования. Параметры применяемой техники позволяют маневрировать производительностью карьера. Поэтому возникает вопрос, насколько установленный принцип обоснования увеличения объемов горно-капитальных работ применим для малых месторождений.
К результирующим показателям оценки эффективности принимаемых проектных решений в настоящее время относят чистый дисконтированный доход (ЧДД), внутреннюю норму доходности (ВНД), индекс доходности (ИД) соответственно отражающие абсолютную, относительную экономические эффективности и отношение ЧДД к величине капитальных вложений. Обычно чистый дисконтированный доход определяют по формуле:
Обоснование критерия выбора оптимального распределения объемов вскрышных пород
В процессе эксплуатации часто происходит изменение или уточнение исходных данных, что влечет за собой необходимость пересмотра проектных решений. Одной из главных задач проектирования и последующей эксплуатации месторождения является выбор оптимального распределения объемов вскрышных и добычных работ по годам отработки. Ведь, как известно, экономическая оценка графиков распределения объемов горных работ позволяет выбрать оптимальный вариант глубины и контуров карьера, производительности и срока службы, способа вскрытия и вида транспорта, системы разработки и способа механизации технологических процессов.
Неравномерное распределение объемов горных работ карьера ухудшает экономические показатели разработки. В период пиковых значений объемов вскрышных работ создается необходимость привлечения большого количества горного и транспортного оборудования на короткий период времени, а также увеличения штата рабочих и служащих [44].
Равномерное распределение объемов работы способствует устойчивой экономической деятельности предприятий. Выбор рационального распределения вскрышных и добычных объемов по годам отработки имеет большое значение для получения стабильного дохода предприятия, уменьшает преждевременные и малоэффективные затраты в те периоды работы карьера, когда коэффициент вскрыши и себестоимость добытого полезного ископаемого изменяются из-за природных условий [44].
Изучением проблемы выбора рационального режима горных работ занимались многие ученые и специалисты.
К настоящему времени сформировались различные подходы установления рационального режима горных работ. Практически все предлагаемые методы обосновывают варианты распределения объемов горных работ по технологическим показателям, стабилизируя экономические показатели.
Так, например, стабилизировать объемы вскрышных работ в течение всего срока эксплуатации месторождения (равномерное распределение объемов горных работ) предлагают В.В. Ржевский [43-45], М.Г. Новожилов [27], К.Н. Трубецкой [57] и др.
В.В. Ржевский, К.Н. Трубецкой предлагают обеспечить постоянный объем вскрышных работ за счет снижения добычных работ в период резкого возрастания вскрышных работ и стабилизации проектной производительности в последующие годы.
М.Г. Новожиловым предложено достигать равномерного распределения объемов горных работ за счет разделения карьерного поля по глубине на зоны и отрабатывать их с различными углами рабочих бортов и высотами уступов соответственно.
В работах А.И. Арсентьева [4] и B.C. Хохрякова [67-69] прослеживаются экономические критерии выбора рационального распределения объемов вскрышных и добычных работ по годам отработки.
По словам профессора А.И. Арсентьева, основным критерием эффективности должна выступать приведенная во времени прибыль от разработки месторождения, а именно минимизация затрат на отработку месторождения.
Исследования B.C. Хохрякова позволили ему сделать вывод, что признаком рационального режима горных работ является последовательное возрастание минимальных для каждого периода текущих коэффициентов вскрыши. Производительность карьера должна быть постоянно увеличивающейся или стабильной на протяжении всей эксплуатации месторождения. Автором сделаны выводы, что метод определения оптимального варианта по прибыли объективно учитывает суммарные приведенные капитальные и эксплуатационные затраты и доходы в динамике развивающегося производства.
Б.И. Юматов и Ж.Б. Бунин [71, 73] предложили метод, основанный на разделении карьерного поля на этапы с целью обеспечения минимальных затрат. Это достигается за счет отработки месторождения на первом этапе с меньшими объемами вскрышных работ, вследствие чего на втором этапе незначительно повышаются расходы, тем самым создается ступенчато-возрастающий график режима горных работ.
В.Г. Близнюков[7], А.К. Полищук [39] и др. уделили большое внимание изучению влияния качества рудного материала при выборе рационального режима горных работ.
При разработке комплексных месторождений Г.А. Холодняков [64, 65] рекомендует вместе с обеспечением равномерного режима на протяжении определенных этапов по вскрышным породам иметь и равномерный режим добычных работ по всем видам полезного ископаемого. Он предлагает достичь это путем регулирования направления и порядка развития горных работ или же уменьшения производительности по полезному ископаемому. Постоянное значение объемов добычных работ обеспечивается за счет переменных значений углов откосов рабочего борта в различные периоды работы карьера.
В современных рыночных условиях основным нормативным документом оценки инвестиционных проектов являются «Методические рекомендации по оценке эффективности инвестиционных проектов: (Вторая редакция)», 2000 г., в которой в качестве критерия экономической оценки предлагается использовать сумму дисконтированной прибыли.
Профессор А.И. Арсентьев [4] доказал, что рациональным является тот режим горных работ, который предопределяет перенос максимально возможных извлекаемых объемов вскрышных пород на будущие периоды существования карьера.
М.А. Кононыхин [21] предложил маневрировать режимом горных работ в зависимости от мировых цен на руду и полезные компоненты в ней. Им было предложено сформировать график режима горных работ так, чтобы на время подъема цен на полезное ископаемое на мировом рынке понижать производительность по руде и вести максимальную выемку вскрышных пород, а в периоды понижения цен по полезное ископаемое - снижать объемы вскрышных работ и повышать объемы добычи. Однако данный режим горных работ приемлем только для крупных, глубоких месторождения и при долгосрочном планировании имеет достаточно высокую степень риска.
Профессор В.В. Истомин в своей диссертационной работе [14] показал, что оценка режима горных работ зависит не столько от общих и календарных объемов перерабатываемых типов горной массы, сколько от удельных индивидуальных и компенсационных затрат и их динамики. Автором установлено, что экономически целесообразно не только равномерное распределение во времени объемов вскрышных работ, но и выполнение больших (на 20-30 %) объемов в первые периоды работы карьера. Также им установлено, что текущие расходы являются более сильным фактором, чем капитальные затраты на строительство карьера -выгоднее увеличить удельные капитальные вложения, чем допустить рост себестоимости. Возможность снижения затрат может оправдать целесообразность принятия ступенчато-убывающего графика режима горных работ или увеличения общих объемов вскрыши в контурах карьера.