Определение оптимальной производственной мощности подземного рудника в современных экономических условиях Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

----------------------------------------------- © А.Г. Кузнецов, В.И. Зернов,

2010

УДК 622:65.011.12

А.Г. Кузнецов, В.И. Зернов

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОПТИМАЛЬНОЙ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ПОДЗЕМНОГО РУДНИКА В СОВРЕМЕННЫХ ЭКОНОМИЧЕСКИХ УСЛОВИЯХ

Выполнен анализ ранее имеющихся методик определения оптимальной производственной мощности подземного рудника. Предложена новая методика определения оптимальной производственной мощности рудника на основе критерия максимум чистого дисконтированного дохода с примером.

Ключевые слова: оптимальная производственная мощность, мощность, урановый рудник, чистый дисконтированный доход, критерий оптимизации

ш ж ри проектировании нового гор-1.1 ного предприятия определение его оптимальной производственной мощности (далее мощность) является для проектировщиков задачей №1. От правильного выбора мощности во многом зависит вся последующая экономика будущего рудника или карьера. Мощность определяет срок функционирования рудника, технико-экономические показатели его эксплуатации, капитальные вложения на строительство, эксплуатационные затраты на добычу и переработку руды и, наконец, долевое участие данного предприятия в покрытии общей мировой или внутренней потребности в данном товарном металле.

Проблемой выбора экономически оптимальной производственной мощности подземного рудника занимались в разные годы М.И. Агошков, В.А. Симаков, Д.Р. Каплунов, В.А. Шестаков и другие авторы [1, 2, 3, 4]. В последние годы Советской власти и в начале рыночных преобразований в России этим вопросом занимался

А.С. Астахов [5].

Метод оптимизации производственной мощности рудника был впервые предложен около 60 лет назад академиком М. И. Агошковым [1,2].

М.И. Агошков предложил следующее выражение для определения оптимальной мощности рудника

сд = аА + — + с, (1)

д А

где сд - себестоимость добычи 1 т руды, руб; А - производственная мощность рудника, т/год; а ,Ь,с - стоимостные коэффициенты, которые определяются эмпирическим или аналитическим путем.

Оптимальное значение мощности рудника, отвечающее минимальной себестоимости добычи, М. И. Агошков предложил определять на основе дифференцирования выражения (1) и приравнивания к нулю его первой производной

йсд л2

—- = а - Ь / А = 0, отсюда

йА

Аор, =4ъГа . (2)

Академик Л.Д. Шевяков [6, 7] указал на то, что найденное по формулам (1, 2) оптимальное значение параметра Аор1

нужно рассматривать не как строго определенную величину, а как широкую область практически равноценных по себестоимости значений, объясняя это особым свойством функций рассматриваемого вида, которые в области пере-

гиба, т.е. минимума или максимума, являются очень пологими.

Симаков В. А. [3] исследовал предложенную М. И. Агошковым зависи-мость(1), представив себестоимость добычи 1 т как сумму эксплуатационных расходов, отнесенных на 1 т добытой рудной массы qэ и амортизационных отчислений на 1 т добытой рудной массы qа

, Ч"А

Ча = Ч + '

А" ’

Сд = Ч3 + Ча .

(3)

Эксплуатационные расходы qэ В.А. Симаков предложил рассматривать как сумму удельных условно-постоянных qпс и удельных переменных qпер расходов в общих эксплуатационных расходах.

Зависимость для показателя qэ от годовой производственной мощности рудника по Симакову В. А. выражается следующий формулой

А Чпс , АгЧпер А' Ч

Ч =--------— +--------- =-------— + Ч ,

л л л 1 пер ?

(4)

Аг Аг Аг где А' - базовая годовая производственная мощность рудника, для которой имеется расчетная калькуляция себестоимости добычи руды, и для которой определены qпс и qпер ; Аг - годовая производственная мощность рудника, для которой требуется определить qэ.

Зависимость амортизационных отчислений в выражении (3) от мощности рудника qа определяется по Симакову

В. А. как частное от деления капиталовложений на строительство, реконструкцию и поддержание мощности на промышленные запасы месторождения. При этом общая сумма амортизации складывается из двух составляющих, одна из которых не зависит от мощности рудника, а другая - пропорциональна годовой мощности рудника, т.е.

где ч - удельные амортизационные отчисления, не зависящие от мощности рудника, руб; ч" - удельные амортизационные отчисления, пропорциональные мощности рудника, руб.

В результате В.А. Симаков получил выражение, описывающее зависимость себестоимости добычи руды от годовой мощности рудника следующего вида А'Ч , Ч"А

с =—+ Ч + Ч ' +1—— , (6)

д а пер 1 А

где стоимостные коэффициенты а, Ь, с определяются как

— = а ; ч + Ч' = с ; Ач = Ь . (7)

А ±пер і * іпс V /

Широкая область экономически равноценных значений, получаемых при использовании критерия себестоимость добычи 1 т руды, не позволяет считать данный критерий достаточным для сравнения и оценки различных значений мощности рудника А и для выбора среди них оптимального в экономическом отношении.

Это связано, прежде всего, с тем, что кроме себестоимости добычи необходимо учитывать изменение капитальных вложений на строительство рудника. С увеличением мощности рудника размер капиталовложений на его строительство также возрастает.

А так как запасы полезного ископаемого на месторождении при этом неизменны, (при постоянных кондициях) то погашение капитальных затрат на 1 тонну руды увеличивается примерно в такой же степени, как и общая сумма капитальных затрат.

М.И. Агошков предложил усовершенствованную методику определения оптимальной мощности рудника на основе показателя приведенных затрат, где капитальные вложения на 1 т добывае-

мой руды (удельные капитальные вложения) в зависимости от мощности рудника определяются по формуле

куд = к1 + к2/ А , (8)

где к] - условно-постоянная часть капиталовложений, не зависящая от производственной мощности рудника, руб; к2 - переменная часть капиталовложений, руб.

Откуда выражение (1) для определения оптимальной производственной мощности рудника приобретает вид

с = аА + Ь / А + с + Е . (9)

пр н V /

йсп

Приравняв производную —— к ну-

лю и решив уравнение

йспр

йА

йА

= 0, полу-

Ь + к2 Е А , =.' 2 н

opt '

(10)

В.А. Шестаков [4] подтвердил зависимости (1, 9), полученные М. И. Агош-ковым и Симаковым В. А., но отметил, что недостаток всех рассмотренных аналитических методов определения оптимальной мощности рудника состоит в том, что определяется лишь единичное значение мощности, в то время как ее значения практически равноценны в пределах целой области. Поэтому более правильно решать задачу определения оптимальной мощности рудника методом вариантов, при котором для каждого месторождения выбирается несколько вариантов мощности руд-ника (в пределах наиболее вероятных значений), одним из которых принимается мощность рудника, максимальная по горным возможностям. Для каждого значения мощности расчетом устанавливаются соответствующие ему показатели себестоимости, удельных капиталовложений и удельных приведенных затрат и на основе сравнения результа-

тов устанавливается оптимальный вариант с минимумом приведенных затрат.

Для уранодобывающих рудников первые работы по оптимизации производственной мощности были выполнены Брылевым Н.С. и Хухлаевым В.Л. [8].

Они впервые в 1970 г предложили для определения оптимальной мощности уранового рудника критерий условной прибыли с учетом фактора времени. При этом рассматривается условная прибыль, как в сфере основной деятельности, так и в сфере строительства. Одновременно учитывается ущерб от преждевременного выбытия основных фондов и их неполная амортизация.

Условную прибыль они предложили определять по формуле

t=Т +Т +АТф

и; = X [М, ■ Цп-(с, + Е ■ кt)]х(11)

t=1 ,(11)

х(1 + Енп ? -

М1 - годовой выпуск полезного компонента в конечной продукции в t - м году; Цп - предельная цена (замыкающие затраты) 1 кг металла в конечный продукции; С1 - предстоящие эксплуатационные расходы в t - м году на получение конечной продукции; Ен - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений; К, - капитальные вложения в строительство предприятия в , -м году строительства; Тс - период строительства объекта; Тэ - период эксплуатации объекта; Енп - норматив дисконтирования для приведения разновременных затрат и результатов.

Также вопросом оптимизации годовой производственной мощности уранового рудника подземного выщелачивания (ПВ) занимался И.Н. Белогруд [9, 10]. По Белогруду И.Н. определение наивыгоднейшей мощности предприятия ПВ сводится к определению его оптимальной

производительности по продуктивным растворам.

Он разработал экономико-математическую модель для определения годовой мощности рудника ПВ.В качестве критерия оптимальности он также предложил показатель условной прибыли, определяемый по формуле

Иу хт = Х [ М,Цп-(С, + ЕЯК, )](1 - ЕНп )Т ,

(12)

Результаты анализа имеющихся методических подходов и критериев выбора оптимальной производственной мощности рудника, выполненных в Советский период времени, показывают, что все они базируются на критериях приведенных затрат и условной прибыли, а также принципе разделения эксплуатационных и капитальных затрат на условно-постоян-ные и переменные составляющие. Анализ также показал, что данному вопросу уделялось недостаточное внимание в Советский период времени. По мнению авторов настоящий публикации, это было связано, прежде всего, с тем, что в среде экономистов -практиков того времени доминировало мнение, что мощность рудника достаточно было выбрать на основе технических критериев, стараясь сделать ее максимально возможной. При этом себестоимость выпуска товарного металла предполагалась минимальной, а эффективность освоения месторождения -максимальной.

Как ни странно, но и в современной экономике реальных денег продолжает доминировать это мнение.

Об этом в частности свидетельствуют методические рекомендации Роснедра по оценке разведочных кондиций на твердые полезные ископаемые, где прямо указывается на то, что производственная мощность рудника должна приниматься мак-

симальной по горно-техническим факторам [11, 12].

Однако в современных экономических условиях рыночных преобразований, по мнению авторов, дело обстоит совершенно не так, прежде всего из-за высокой стоимости кредитных ресурсов, которые должны вкладываться в строительство горнодобывающего предприятия, особенно в начальный период.

Авторы настоящей публикации считают также, что наиболее близко современным принципам оценки эффективности инвестиционных проектов в части выбора оптимальной производственной мощности рудника, соответствуют методические разработки бывших сотрудников НИЛ - экономики ОАО «ВНИ-ПИпромтехнологии» В.Л. Хухлаева, Н.С. Брылева, И.Н. Белогруда.

Опираясь на эти и другие разработки авторы настоящей публикации попытались осовременить существующие методические принципы и приемы в этой области, придав им стройный системный характер, соответствующий современным методическим принципам оценки эффективности инвестиций [8, 11, 12, 13, 14].

С учетом сказанного для оптимизации производственной мощности рудника предлагается критерий чистого дисконтированного дохода. Общий вид выражения для оптимизации производственной мощности подземного рудника следующий

Т+Т, 1

ZH • 0,0ВД - 3, - K тах,

i=1 (1 + E)

(13)

где Д - годовая производственная мощность рудника по руде в г-м году, тонн;

C. - содержание полезного компонента в руде в г-м году, %; s - сквозной коэффициент извлечения полезного компонента из недр в товарную продукцию,

долл. ед; Ц - цена 1 ед. полезного компонента в товарной продукции, руб/ед; З = З. + ЗА - полные эксплуатационные затраты на производство товарной продукции в г - м году эксплуатации рудника, руб/год; З - условно-постоянные затраты на производство товарной продукции не зависящие от мощности рудника, руб/год; З - переменные затраты на производство товарной продукции не зависящие на 1 т добываемой руды от мощности рудника, руб/т; К. - капитальные вложения на строительство предприятия в г-м году строительства, руб; Е - ставка дисконтирования, доли ед; Тс - срок строительства рудника,

Б

лет; Тэ = -

1 - п.

і

1 - Р. А.

срок эксплуатации

месторождения, лет; Б - балансовые запасы руды на месторождении, тонн; п -коэффициент потерь руды в -м году эксплуатации месторождения, доли ед; р - коэффициент разубоживания руды в г-м году эксплуатации месторождения, доли ед.

Данный критерий и предложенные методические приемы были апробированы на примере уранового месторождения Г орное.

Согласно контракта № АЛ-04-06/27 между Федеральным агентством по не-драпользованию и ОАО «ВНИПИпром-технологии» в 2005-2006 гг. была выполнена геолого-экономическая переоценка уранового месторождения Горное с целью подготовки к лицензированию.

Согласно геологической изученности месторождение относится к средним объектам с преимущественно рядовым и богатым содержанием урана в руде. Балансовые запасы руды - 2165 тыс. т, среднее содержание урана более 0,2 %.

Учитывая неразвитость инфраструктуры района месторождения (отсутствие дорог, ЛЭП, населенных пунктов) с целью сокращения инвестиций было принято решение о разработке месторождения Горного способом подземного и кучного выщелачивания. Получаемые продуктивные растворы ПВ и КВ перерабатываются на месте с получением химконцентрата урана (желтого кека) на перерабатывающей установке. Полученная готовая продукция далее отправляется на ГМЗ ОАО «ППГХО» (г. Крас-нокаменск, Читинской области), где доводиться до товарной продукции закиси-окиси урана.

Для данного месторождения были рассмотрены три варианта развития, один, из которых соответствует максимальной мощности рудника по горным возможностям.

По горным возможностям согласно [15] мощность рудника была рассчитана в соответствии с «Нормами технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки - ВНТП -37 - 86» по формуле

А =

и-к • к2 • к • к4 • £-у-кП ----1—2—3—4--------------—, тыс.т/год,

(14)

Где и - среднее годовое понижение уровня выемки, при рудной мощности до 4 м, и =33 м; к1 - поправка к годовому понижению на угол падения рудного тела, при угле падения 70° к1 - 1,1; к2 -поправка на мощность рудного тела, при мощности до 3 м. к2=1,3; к3 - поправка в соответствии с применяемыми системами, к3=1,0; к4 - поправка на количество этажей, находящихся в одновременной работе, при числе этажей 2 и более к4=1,5; кП, кр - коэффициенты, учитывающие соответственно потери и

к

Р

разубоживание руды, кП =0,995, кр =0,7; £ - средняя величина рудной площади этажа, £ =1,6 тыс. м2; у - объемный вес, у =2,5 т/м3.

С учетом числовых коэффициентов получено

^ _ 35-1,1-1,3-1,0-1,5-1,6• 2,5• 0,995 ^

А —---------------------------------426

0,7

тыс. т/год.

Принимается 400 тыс. т/год. При этом 120 тыс. т/год (30%) добывается и выдается на поверхность с последующей переработкой способом КВ, 270 тыс. т/год (70%) разрыхляется и выщелачивается под землей в камерах ПВ. Календарный график освоения месторождения при этой мощности рудника представлен в табл. 1.

В соответствии с рекомендуемой методикой для определения оптимальной мощности рудника были рассмотрены еще 2 варианта развития: мощность рудника 250 и 150 тыс. т/год.

Для указанных вариантов также были составлены календарные графики освоения месторождения.

По варианту, где мощность рудника составляет 250 тыс. т/год, срок службы 16 лет. Добывается и выдается на поверхность 80 тыс. т/год. (32%),170 тыс. т/год. (68 %) разрыхляется и выщелачивается под землей в камерах ПВ. Календарный график освоения месторождения представлен в табл. 2.

По варианту, где мощность рудника составляет 150 тыс. т/год, срок службы 23 года. Добывается и выдается на поверхность 49 тыс. т/год. (33%), 101 тыс. т/год. (67 %) разрыхляется и выщелачивается под землей в камерах ПВ. Календарный график освоения месторождения представлен в табл. 3.

Далее, для каждого из вариантов были рассчитаны капитальные вложения на строительство рудника. Для первого

варианта (с годовой мощностью равной 400 тыс. т/год), стоимость строительства принята из [15] в соответствии со сметой затрат на строительство предприятия (табл. 4).

Для определения капитальных вложений на строительство рудника при его мощности по руде 250 и 150 тыс. т/год был выполнен анализ сводной и пообъектных смет на строительство рудника. В результате анализа была получена зависимость капитальных вложений на строительство рудника от его мощности при принятой концепции освоения месторождения. Зависимость носит линейный характер (рис. 1) при высокой корреляции ^=1,0).

В соответствии с выражением (13) для каждого из вариантов мощности рудника была определена полная себестоимость 1 кг. урана в закиси-окиси на основе анализа расчетных калькуляций. Зависимость себестоимости от производственной мощности рудника дана на рис. 2.

Далее для каждого из вариантов мощности с учетом полученных зависимостей (рис. 1,2) была рассчитана экономическая эффективность инвестиций в освоение месторождения Горное на основе критерия ЧДД (NPV) при расчетной цене за 1 кг урана 80 долл/кг, курсе рубля к доллару США 30:1 и ставке дисконтирования Е=10%.

В результате расчетов получены следующие результаты: при А=400

тыс.т/год ЧДД (NPV)=158,7 млн.руб, А=250 тыс.т/год ЧДД (NPV)=45,6 млн.руб, А=150 тыс.т/год ЧДД (NPV)=-329,4 млн.руб.

78

Таблица 1

Показатели Ед. изм. Всего за 1-12 гг Годы строительства и эксплуатации

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

ПВ

руда тыс.т. 2007 34 169 268 270 270 270 271 275 130 50

уран в р-ре т. 2588,891 43,8 218,01 345,72 348,2206 348,3 348,3 349,59 354,75 167,7 64,5

продукт р-р 3 т.м . 17259,27 292 1453,4 2304,8 2321,471 2322 2322 2330,6 2365 1118 430

КВ

руда тыс.т. 966 16 81 132 130 130 130 129 125 70 23

уран в р-ре т. 1246,105 20,64 104,49 170,28 167,6647 167,7 167,7 166,41 161,25 90,3 29,67

продукт р-р 3 т.м . 8307,365 137,6 696,6 1135,2 1117,765 1118 1118 1109,4 1075 602 197,8

ПВ+КВ

руда тыс.т. 2973 50 250 400 400 400 400 400 400 200 73

уран в р-ре т. 3835,17 64,5 322,5 516 516 516 516 516 516 258 94,17

продукт р-р 3 т.м . 25567,8 430 2150 3440 3440 3440 3440 3440 3440 1720 627,8

Товарная продукция т 3720,1 62,6 312,8 500,5 500,5 500,5 500,5 500,5 500,5 250,3 91,3

Таблица 2

Показатели Ед. изм. Всего за 1 16 гг Г оды строительства и эксплуатации

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16

ПВ

РУДа тыс.т. 2007 34 170 170 170 170 170 170 170 170 170 170 170 72 31

уран в р-ре т. 2588 43,86 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 219,3 92,16 39,68

продукт р-р 3 т.м . 17260,2 292,4 1462 1462 1462 1462 1462 1462 1462 1462 1462 1462 1462 619,2 266,6

КВ

руда тыс.т. 966 16 80 80 80 80 80 80 80 80 80 80 80 53 17

уран в р-ре т. 1246,14 20,64 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 103,2 68,37 21,93

продукт р-р 3 т.м . 8307,6 137,6 688 688 688 688 688 688 688 688 688 688 688 455,8 146,2

ПВ+КВ

руда тыс.т. 2973 50 250 250 250 250 2 О 2 О 2 О 2 О 2 О 2 О 2 О 125 48

уран в р-ре т. 3834,14 64,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 322,5 160,53 61,61

продукт р-р 3 т.м . 25567,8 430 2150 2150 2150 2150 2150 2150 2150 2150 2150 2150 2150 1075 412,8

Товарная продукция т 3719,116 62,57 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 312,83 155,71 59,76

79

Таблица 3

Показатели Ед. изм. Всего за 1-23 гг Г оды строительства и эксплуатации

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23

ПВ

руда тыс.т. 2007 34 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 101 54

уран в р-ре т. 2588,49 43,86 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 130,29 69,12

продукт р-р 3 т.м. 17260,2 292,4 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 868,6 464,4

КВ

руда тыс.т. 966 16 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 49 19

уран в р-ре т. 1246,14 20,64 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 63,21 24,51

продукт р-р 3 т.м . 8307,6 137,6 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 421,4 163,4

ПВ+КВ

руда тыс.т. 2973 50 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 150 73

уран в р-ре т. 3834,63 64,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 193,5 93,63

продукт р-р 3 т.м . 25567,8 430 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 1290 627,8

Таблица 4

Наименование глав, объектов, работ и затрат ГКР СМР Оборудование Всего

Глава 1 Подготовка территории строительства 1050 1050

Глава 2 Объекты основного производственного назначения 258519 213586,8 213615,9 685721,7

Глава 3 Объекты подсобного и обслуживающего назначения 36219 22941 59160

Глава 4 Объекты энергетического хозяйства 117853,8 64175,1 182028,9

Глава 5 Объекты транспортного хозяйства и связи 308412 66060 374472

Глава 6 Наружные сети и сооружения водоснабжения, канализации, теплоснабжения и газоснабжения 135162 319227 454389

Глава 7 Благоустройство и озеленение территории 4731 4731

ВСЕГО затрат на строительство рудника 258519 817014,6 686019 1761552,6

Внеобъемные и прочие затраты(15% от сумм по главам 1 -7) 38777,85 122552,19 102902,85 264232,89

НДС-18% 53513,433 169122,0222 142005,933 364641,3882

ВСЕГО затрат на строительство с НДС и резервом. 350810,283 1108688,812 930927,783 2390426,878

Т оже без НДС 297296,85 939566,79 788921,85 2025785,49

2050 2000 1950 1900 1850 1800 1750 1700 1650

100 200 300 400

Годовая мощность рудника, тыс. т/год Рис. 1. Зависимость капитальных вложений на строительство рудника от мощности рудника

1800

1750

1700

1650

1600

1550

1500

1450

1400

1350

1300

З = 0,0078*А2 - 6,0045*А + 2457,4 ________________R2 = 1_______________

100

150 200 250 300 350 400

Годовая мощность рудника, тыс. т/год

Рис. 2. Зависимость себестоимости 1 кг. урана в закись-окиси от годовой мощности рудника

На основании полученных результатов построен график зависимости ЧДД (КРУ) от мощности рудника (рис. 3).

Как видно из графика на рис. 3 зависимость чистого дисконтированного дохода ЧДД (КРУ) от годовой мощности рудника хорошо аппроксимируется параболой вида

у = ах2 + Ьх + с .

Из графика на рис. 3 видно также, что оптимальная мощность рудника по экономическому критерию меньше, чем рассчитанная по горным возможностям. Выводы

1. Оптимальная мощность рудника по экономическому критерию ЧДД (КРУ) меньше, чем его мощность, определенная по горно-техническим факторам.

2. При проектировании добывающих предприятий на новых месторождениях необходимо, наряду с обоснованием мощности рудника по горно-техническим факторам, делать обоснование по экономическому критерию чистого дисконтированного дохода ЧДД (КРУ). Окончательный выбор при проектировании должен быть сделан в пользу мощности рудника, обоснованного экономически. Такой подход позволяет получить существенный экономический эффект реальных денежных ресурсов. В рассматриваемом случае экономический эффект реальных денег за весь срок

450

службы составляет около 2,5 млн. дол- ларов США.

---------------------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Агошков М.И. Конструирование и расчеты систем и технологии разработки рудных месторождений. - М.: Наука,1965 г.

2. Агошков М.И., Малахов Г.М. Подземная разработка рудных месторождений. - М.: Недра, 1966 г.

3. Симаков В.А. Горная производительность рудника. - М.:1978 г.

4. Шестаков В.А. Проектирование рудников. - М.: Недра, 1987 г.

5. Астахов А.С., Краснянский Г.Л. Экономика и менеджмент горного производства. Книга 1 Основы экономики горного производства. - М.: изд. Академии Г орных наук, 2002 г.

6. Шевяков Л.Д., Конспект аналитического курса горного искусства. Свердловск, 1935 г.

7. Шевяков Л.Д., Основы теории проектирования угольных шахт. - М., Углетехиздат, 1950 г.

8. Хухлаев В.Л., Брылев Н.С., Волков В. Л., Ногорнов Д. И., Романченко А. С., Отраслевая инструкция по определению экономической эффективности капитальных вложений в горнометаллургической промышленности. -М.: Фонды ВНИПИПТ, 1970 г.

9. Белогруд И.Н. Диссертация на соискание ученой степени кандидат техниче-

ских наук. - М.: Фонды ВНИПИПТ, 1987 г.

10. Иванов В.Г., Белогруд И.Н. Проектирование горнотехнологических комплексов. -М.: изд. МГРИ, 1989 г.

11. Методические рекомендации по технико-экономическому обоснованию кондиций для подсчета запасов месторождений твердых полезных ископаемых (кроме углей и горючих сланцев). - М.: изд. ГКЗ РФ, 1999 г.

12. Методические рекомендации по технико-экономическому обоснованию кондиций для подсчета запасов месторождений твердых полезных ископаемых (кроме углей и горючих сланцев). - М.: изд. ГкЗ РФ, 2007 г.

13. Методические рекомендации по

оценке эффективности инвестиционных проектов и их отбору для финансирования. - М.;1994 г.

14. Методические рекомендации по

оценке эффективности инвестиционных проектов и их отбору для финансирования. - М.;1999 г.

15. Камнев Е. Н., Иванов В. Г., Кузнецов А. Г. Геолого-экономическая переоценка урановых объектов нераспределенного фонда с целью их подготовки к лицензированию месторождение Горное. - М.: Фонды ВНИПИПТ, 2005 г. ВГСга

— Коротко об авторах ----------------------------------------------------------------

Кузнецов А. Г. - кандидат технических наук, начальник лаборатории экономических исследований,

Зернов В. И. - младший научный сотрудник ОАО «ВНИПИпромтехнологии»,

E-mail :vnipipt@vnipipt.ru.