Метод обоснования минимальной мощности разрабатываемых пластов с учетом качества угля Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© В.А. Шестаков, А.А. Шмаленюк, А.А. Белолелов, 2003

УЛ К 622.031.4

В.А. Шестаков, А.А. Шмаленюк, А.А. Белолелов

МЕТОЛ ОБОСНОВАНИЯ МИНИМАЛЬНОЙ МОЩНОСТИ РАЗРАБАТЫВАЕМЫХ ПЛАСТОВ С УЧЕТОМ КАЧЕСТВА УГЛЯ

В период осуществления реструктуризации угольной промышленности для повышения эффективности работы шахт предлагалось отказаться от эксплуатации части запасов. Так, например, на шахтах Восточного Донбасса было предложено не разрабатывать пласты мощностью 0,7 м и менее, причем независимо от качества угля и степени готовности запасов к выемке. Вместе с тем, известно, что не только параметры пластов, но и качество полезных ископаемых и степень готовности запасов месторождений полезных ископаемых к выемке являются главными факторами, определяющими эффективность работы горнодобывающих предприятий. Поэтому решение задач оценки и переоценки запасов с учетом этих факторов позволит существенно повысить эффективность их разработки и использования. Все действующие в настоящее время горные предприятия были в свое время запроектированы и построены по методикам и инструкциям, основанным на применении таких критериев экономической оценки, как себестоимость добычи, приведенные затраты и замыкающие затраты в расчете на 1 т добываемого полезного ископаемого или прибыли в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов, которые в современных условиях могут привести к ошибочным решениям. К тому же применявшиеся ранее методические материалы и инструкции по оценке и переоценке запасов не учитывали целый ряд важнейших факторов, от которых зависит эффективность разработки запасов.

Изменение экономических условий в стране диктует необходимость существенного изменения требований к разрабатываемым минеральным ресурсам. Задачи переоценки запасов и оптимизации их контуров прежде всего необходимо решать одновременно с оптимизацией производственной мощности и технологии добычи.

В связи с переходом к рыночной экономике и требованиям самоокупаемости горных предприятий, разрабатывающих различные по качеству и ценности месторождения полезных ископаемых, многие горнодобывающие предприятия стали без достаточных технико-экономических обоснований отказываться от эксплуатации части запасов, как правило наименее качественных, предполагая, что этим самым могут повысить качество добываемых полезных ископаемых и повысить рентабельность горных работ.

Однако в ряде случаев необоснованное уменьшение величины извлекаемых балансовых запасов, особенно подготовленных и готовых к выемке, привело к снижению производственной мощности, что в

свою очередь обусловило рост себестоимости добычи, обогащения и переработки, из-за чего горные предприятия попали в еще более тяжелое экономическое положение. Для выхода из этого положения необходимо пересмотреть все действующие методики и положения по оценке и списанию запасов, по определению производственной мощности шахты и основных параметров горных работ, оценке запасов и обоснованию кондиций (в частности, по мощности) выбору эффективных технологических схем добычи полезных ископаемых и других задач разработки месторождений. Поэтому и задача выбора и обоснования минимально допустимой мощности пластов должна решаться путем сравнительной оценки технологических схем добычи и переработки угля с учетом качества угля и производственной мощности шахты, на основе применения критериев эффективности и экономико-математических моделей, в которых учитываются эти факторы с достаточной полнотой.

В качестве более полного и комплексного критерия эффективности любого варианта разработки может быть принята сумма дисконтированной прибыли за какой-то расчетный период работы шахты, например, за год или период отработки выемочного поля, этажа или группы этажей, с учетом разновременности капитальных и эксплуатационных затрат, сроков проходки подготовительных выработок с учетом банковского процента за кредиты, необходимые для выполнения капитальных работ, а также с учетом полноты использования недр и качества добываемого при обычно применяющихся порядках отработки выемочных полей и этажей прямым и обратным ходом.

При обратном порядке отработки выемочного поля на действующей шахте критерий экономической оценки может быть представлен в следующем виде (руб)

ЕПрг ( - с * )(1 + Е) -1 -X к 4 (1 + Бк ),

1=1 / 1=1

где tp - расчетный срок сравнительной оценки вариантов, лет; К - капиталовложения, необходимые для выполнения работ по подготовке запасов, для приобретения оборудования, его перемонтажа на новую лаву в ^й год, руб; Прг1 - прибыль в ^м году оцениваемого периода, руб/год; At - производственная мощность угольной шахты при той или иной мощности пласта в ^м году, т/год; цд и сд - извлекаемая ценность добываемого угля и затраты на его добычу и переработку в ^м году, руб/т; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.; Ек - коэффициент, учитывающий величину процентной ставки за кредиты для приобретения оборудования, проходки подготовительных и нарезных выработок до начала очистных работ; к - срок проведения подготовительных выработок для подготовки запасов новых выемочных полей (или этажей), лет.

В некоторых случаях может оказаться более эффективным вариант технологической схемы под-

готовки и отработки пласта при прямом порядке отработки выемочных полей (этажей). Для этого случая критерий оценки эффективности имеет вид (руб)

^Р +1с ^Р , , / 1с 1с , /

X П* = 2(% - с* )/(1+Е)1р -1 -£К (1+Ек )1с -£К (1+Ек )1с /(1+Е)1с -1,

1=1 1=1 / 1=1 1=1 /

где ^ - срок подготовки горизонта до начала очистных работ, лет; ^ - срок подготовки запасов выемочного поля или этажа после начала очистных работ, лет; К - величина капитальных затрат в ^й год периода подготовки нового горизонта до начала очистных работ при прямом порядке отработки запасов, руб/год; К - величина капитальных затрат в ^й год периода подготовки горизонта после начала очистных работ при прямом порядке отработки запасов, руб/год. Остальные обозначения прежние.

В зависимости от того, с позиции какого уровня иерархии осуществляется оценка, входящие в эту формулу показатели цд и сдЬ а следовательно и результаты расчета, будут различными.

Если расчет ведется на уровне шахты, которая продает добываемый уголь (горную массу) без обогащения по какой-то цене, то извлекаемая ценность будет равна цене угля, а эксплуатационные затраты будут равны себестоимости добычи, и они определятся по формулам (руб/т):

Цд = Цдб ±Х А j (а б1- а ф1),

j=1

Сд = — (

■А з)+ А

4?

1 - П

где цдб - отпускная цена добытого угля какого-то базового качества, руб/т; т - число показателей качества угля, от которых зависит его отпускная цена; Ц - величина доплаты или штрафа за отклонение ]-го качества от базовой величины, руб/%; а^ и аф1 - показатели ]-го качества угля, базового и фактического, %; П и Р - потери и разубоживание угля, доли ед.; А1, А2, А3 - затраты на погашение геологоразведочных работ, на амортизацию основных фондов, на горно-подготовительные работы, отнесенные на 1 т погашенных балансовых запасов угля, руб/т; А4 - затраты на последующие процессы добычи, руб/т добытой горной массы.

Если расчет ведется с учетом стадии обогащения угля, то формулы для определения извлекаемой ценности и затраты на добычу и переработку будет иметь вид (руб/т):

Цд

= !у о

1=1

т /

Цдб1 ±ХАЦмЧ (а мбщ 1=1

- а

с = В(А

■А 3) + А 4

где п - число функций крупности реализуемого угля; цдб1 - отпускная цена 1-й фракции угля какого-то базового качества, руб/т; уо - выход 1-ой фракции крупности в общей добыче угля после переработки, включая шлам, доли ед.; Ацм) - величина доплаты или штрафа за отклонение ]-го качества в 1-й фракции от базового, руб/%; т- число показателей качества угля, определяющих его отпускную цену; амбу и амф) -

показатель 1-го качества в ]-й фракции угля базового качества и фактического, %; А5 - затраты на транспортирование добытого угля до обогатительной фабрики и обогащение, руб/т.

Если расчет осуществляется с учетом не только добычи и обогащения, но и с учетом процессов дальнейшей переработки угля, например, до получения электроэнергии, то извлекаемая ценность угля и затраты на добычу и переработку определятся по формулам (руб/т):

Цдэ = У э • Цэ = 1000Ту • Цэ / Тут •у

Сдэ

1 - Р 1 - П

(А! + А2 + Аз )+ А4

ут

А 5 + А 6,

Цд

= У О Уэ • Цэ = 1000 -У О • ТУ • Цэ / Тут -у

1 - Р

ут

Сдэ

.. ТТ(А1 + А 2 + А3 )+ А 4 + А 5 +У о • А6> 1 - П

где уэ - выход электроэнергии при сжигании 1 т добытого угля, квт-ч/т; уэ - выход электроэнергии при сжигании 1 т обогащенного угля, квт-ч/т; А6 - затраты на сжигание 1 т добытого угля на электростанции, руб/т; уо - выход товарного угля при обогащении, доли ед.; А6 - затраты на сжигание 1 т обогащенного угля на электростанции, руб/т; уо - выход товарного угля после обогащения, доли ед.; Ту - теплота сгорания угля без обогащения, квт-ч/кг; уут -удельный расход условного топлива на производство электроэнергии, кг/квт-ч, Уут = 0,320 кг/квт-ч. Ту -теплота сгорания обогащенного угля, квт-ч/кг; 1000 - переводной коэффициент кг в тонны.

Время выполнения работ по проведению и креплению подготовительных выработок и величина капитальных затрат на их проходку до начала очистной выемки должны определяться в зависимости от принятого порядка отработки выемочных участков (полей) - прямым или обратным ходом. При уменьшении мощности отрабатываемого пласта показатели А1, А2, А3 будут изменяться по-разному. Например, если при базовом варианте отработки антрацитового пласта мощностью. тб = 1,3 м плата за недра равна А1, то при меньшей мощности она останется такой же. Затраты А2 должны увеличиться обратно пропорционально уменьшению мощности пласта и производственной мощности шахты, т.е. А'2 да А2тб/т, где тб и т - мощность пласта базового варианта и уменьшенная или увеличенная по сравнению с базовой, м.

Входящая в формулы для определения эксплуатационных затрат на добычу и переработку величина затрат на ГПР (А3) должна определяться с учетом возможного изменения длины лавы в зависимости от мощности пласта и соответственно изменения удельных объемов проходки и затрат на нее.

Затраты на проходку, крепление и поддержание в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов угля определяются в зависимости от мощности пласта и длины лавы в случае проходки вентиляционного и транспортного штреков по формуле (руб/т)

З + З

А = тш вш

3 т(1л + 1ц )Уу +(тш + §вш )Угм ’

где Зтш и Звш - затраты на 1 пог. м транспортной и вентиляционной подготовительной выработки, руб/м; 1л и 1ц - длина лавы и целика, м; т - выемочная мощность пласта, м; уу и угм - объемная масса угля и горной массы, т/м3; Бтш и Бвш - сечение транспортного и вентиляционного штреков, м2.

Если обеспечивается возможность использовать выработки основного горизонта в качестве вентиляционного, то эта формула будет иметь вид (руб/т)

З

А = тш

3 ^'л + 1Ц )-У у +(тш + 8вш )-У гм

где 1ц - ширина целика при варианте без проведения дополнительно выработок вентиляционного горизонта с оставлением дополнительного целика, доли ед.; 1'л - длина лавы при этом варианте, м.

При определении извлекаемой ценности добываемого угля необходимо учитывать, что при снижении выемочной мощности пласта разубоживание угля породами от проходки выработок увеличится, поэтому вариант проведения, крепления и поддержания подготовительных выработок с оставлением породы в шахте обеспечивает уменьшение разубожива-ния угля (Р) на величину массы породы от проходки.

Затраты на очистную выемку при снижении выемочной мощности угольного пласта будут увеличиваться обратно пропорционально снижению мощности, как А4 = А4mб /m. Кроме этого увеличатся

удельные общешахтные затраты и тогда общая себестоимость добычи будет равна

с = с

д д

1 - ф

1 -■

Аб

А

где Аб и А - производственная мощность шахты при базовой мощности пласта и меньшей, т/год; □ - доля условно-постоянных затрат в общей себестоимости добычи; с'д - себестоимость добычи и переработки с учетом уменьшения производственной мощности шахты, руб/т.

Расчеты по данной методике показывают, что себестоимость добычи угля в огромной степени зависит от мощности пласта. Однако, при разном качестве добываемого угля, разных направлениях его использования и стадий переработки значения минимально допустимой выемочной мощности пластов могут отличаться в большой степени. Чем более качественный уголь и ценность получаемой от его переработки конечной продукции, тем меньше экономически допустимая мощность пласта. Если добываемый уголь продается за СКВ, то по сравнению с вариантом продажи угля внутри страны ха рубли, минимально допустимая мощность пласта может оказаться значительно меньшей. Если учитывать стадии переработки угля до получения электроэнергии, кокса и чугуна, электродной продукции и т.п., то экономически допустимая выемочная мощность пласта может быть еще меньше. В зависимости от этих факторов экономически допустимая минимальная мощность пласта может измениться в широких пределах и отличаться в 1,5-2 раза.

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Шестаков В.А., Шмаленюк А.А., Белодедов А.А. - Южно-Российский государственный технический университет.

© В.А. Шестаков, А.П. Шмаленюк, Н.Ю. Ковалева, Л.М. Акимов, А.А. Венеликтов, 2003

УЛ 622.031.4

В.А. Шестаков, А.П. Шмаленюк, Н.Ю. Ковалева, Л.М. Акимов, А.А. Венеликтов

МЕТОЛ СРАВНИТЕЛЬНОЙ ОЦЕНКИ СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ И ПОЛГОТОВКИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ С УЧЕТОМ ЦЕННОСТИ УГЛЯ

В связи с изменением экономических условий в стране необходимо соответственно менять методические основы решения задач проектирования горных работ, в частности, схем и параметров вскрытия и подготовки запасов. Прежде всего надо

изменить критерий эффективности. Как известно, до недавнего времени в качестве основных критериев для решения большинства задач разработки месторождений применяли приведенные затраты в расчете на 1 т добываемого полезного ископаемого и прибыль в расчете на

1 т погашаемых балансовых запасов. Критерий «приведенные затраты» в его традиционном понимании в современных условиях потерял смысл, а применение критерия прибыли требует соответствующего его изменения. Например, для того чтобы учесть разницу не только в капиталовложениях на вскрытие и подготовку запасов угля, но и во времени строительства предприятия при сравниваемых вариантах. Потому что время строительства при