Расчет себестоимости добычи 1 тонны угля

 

СОДЕРЖАНИЕ

 

1. Общие сведения о районе  месторождения                                             3

1.1 Краткая географо-экономическая  характеристика района                  3

1.2 Геологическая характеристика  месторождения                                   4

2 Расчет себестоимости  1 тонны угля                                                         5

2.1 Расчёт необходимого технологического оборудования                      5

2.2 Расчёт численности и заработной платы работников                         9                       

2.3  Расчёт затрат по элементу «Материалы»                                           12

  2.4 Расчет затрат по элементу «Электроэнергия»                                    14

2.5 Расчет затрат  по элементу «Амортизация»                                      15

2.6 Расчет затрат на горно -подготовительные работы                           17

    2.7   Расчет затрат по элементу «Охрана труда»                                     18

          2.8 Расчет затрат  по элементу «Накладные расходы»                          19

2.9 Налоги относимые на себестоимость продукции                            19

          2.10 Расчет калькуляции себестоимости и технико-

экономических показателей                                                                                 20 

Список использованных источников                                                        23

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1 ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О РАЙОНЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

 

1.1 Краткая географо-экономическая  характеристика района

Уртуйское месторождение бурого угля расположено в 10 км севернее Краснокаменска в Краснокаменском районе. В 3-х км юго-восточнее месторождения находится железнодорожная станция.

Краснокаменский район расположен на юго-востоке Забайкальского края и занимает территорию общей площадью 5,3 тыс. км², граничит с Китаем. На территории района расположены город Краснокаменск с поселком Октябрьский и 11 сел и поселков. Расстояние до Читы 560 км. Рельеф большей части территории низкогорный, распространены холмисто-увалистые и мелкосопочные равнины, низкогорья, разъединенные обширными понижениями и сухими впадинами. Климат резко-континентальный с жарким коротким летом и продолжительной холодной зимой. Весна и начало лета в основном засушливы, весной часты пыльные бури. Средняя температура в июле +18 ÷ +20 °C (максимальная +38 °C), в январе –22 ÷ –26 °C (абс. минимум –47 °C). Годовое количество осадков не превышает 200–300 мм. Протекает р. Аргунь и ее приток р. Урулюнгуй. Основными и наиболее ценными почвами являются черноземы: среднемощные мало-, среднегумусные и луговые, а также глубокопромерзающие и каштановые. Почвы часто засолены. На черноземных и каштановых почвах распространена разнотравно-злаковая и пижмово-разнотравная степь.

Основным потребителем угля является Краснокаменская ТЭЦ, а также станции ОАО “Читаэнерго” и “Хабаровскэнерго”. Часть угля реализуется населению и сторонним организациям на бытовые нужды.  
   Геологические запасы угля подсчитаны на площади 2,9 кв. км до глубины 175 метров в естественных границах месторождения, совпадающих с выклиниванием пластов, выходом их под наносы и тектоническими нарушениями.

 

1.2 Геологическая характеристика  месторождения

Уртуйское буроугольное месторождение расположено в центральной части Южного Приаргунья, в пределах Восточно-Урулюнгуевской вулканотектонической впадины. Впадина сформирована в зоне крупных разломов и представляет собой грабен - синклиналь. Протяженность ее около 85 км при ширине 10-15 км. Поперечными разломами впадина расчленена на ряд блоков, в одном из которых находится Уртуйское месторождение.

В геологическом строении принимают участие палеозойские, мезозойские и четвертичные отложения. Мезозойские отложения представлены образованиями Тургинской и Кутинской свит нижнемелового возраста.

Промышленная угленосность связана с образованием Кутинской свиты, в составе которой выделяют нижнюю подугольную и верхнюю продуктивную толщи. Подугольная толща сложена песчаниками с горизонтами алевролитов, аргиллитов и конгломератов. Ее мощность - до 300 м. Непосредственно под угольным пластом залегает горизонт аргиллитов мощностью 20 - 30 м. Продуктивная толща имеет основной угольный пласт (м), пласты - спутники (м1, м2, мЗ) и пласт (В). Мощность толщи в центральной части месторождения изменяются в пределах 90 - 120 м, увеличиваясь к северу до 160 м.

Угли месторождения весьма активны к самовозгоранию, о чем  свидетельствуют частые случаи возгорания их в целиках горных выработок  на разрезе.

Добыча угля ведется открытым способом с использованием экскаваторов ЭР-1250. В качестве  транспорта используются железнодорожный.

 

 

 

 

 

 

 

2 РАСЧЕТ СЕБЕСТОИМОСТИ 1 ТОННЫ УГЛЯ

 

2.1 Расчёт необходимого технологического оборудования

Для расчета себестоимости 1 тонны угля примем, что разрез в  год добывает 1 млн. тонн угля. Уртуйский разрез работает по 5-дневной неделе, по 3 смены в сутки и продолжительность смены разреза составляет 8 часов. Далее рассчитаем потребность в оборудовании:

    - определим количество  буровых установок (СБР-160).

     Диаметр скважин  160 мм. Из общего объема годовой добычи (1 000 000 тонн) около 15% 150 000 тонн подлежит рыхлению с применением буровзрывных работ. Буровзрывные работы производятся один раз в неделю, что составляет 48 дней  в году.

Сменная производительность (Р_см) станка без учета внеплановых простоев составляет:

Р_см = ( Т_см – Т_п.з – Т_р) /  (60/V_т + t_в),

где  Т_см – продолжительность смены, 480 мин;

  Т_п.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций, 30мин;

  Тр- продолжительность регламентированных перерывов 10 мин;

   t_в – продолжительность вспомогательных операций при бурении в расчете на 1 м скважины при шнековом бурении 2 мин;

  V_т - техническая скорость бурения станка,м/ч.

  V_т = 3,5*Р0*W / П_б*dд² , где

   П_б - показатель трудности бурения (10);

   W- частота времени бурового станка (180 об/мин);

   dд - диаметр долота(160мм);

    Р0- осевое усиление подачи на забой скважины (8).

    V= 3,5*8*180/10*0,160²=12,9 (м/час)

    Р_см = (480-30-10)/ (60/12,9+2)= 66,2 (м/час)

  Определим годовую  производительность  бурового станка:

  Qгод = 66,2*3*36= 7149,6(м/год)

  Определим количество  буровых станков:

  N=(Qпо карьеру / объемный вес руды + Qпо вскрыше/ объемный вес руды)/ /Qср*Vгм,

где  Объемный вес руды = 2,5 т/м3;

Qср - средняя производительность буровых станков(1694,4 м/год);

Vгм - выход горной массы ( 49,7 м3);

Коэффициент вскрыши по проекту (1,12)

 N = (1 000 000/2,5  +  150 000 * 1,12/2,5 )/7149,6*49,7 = 1 станок

- в качестве выемочно - погрузочного оборудования в карьере применяются многоковшовые роторные экскаваторы ЭР-1250. Эксплуатационная производительность экскаватора зависит в основном от физико-механических свойств разрабатываемых пород, типа экскаватора, схемы его работы и вида транспорта, формы и размера забоя, организации горных работ в карьере и квалификации машиниста.

Р_тех = 60 Еn_чК_н / К_р

где    Р_тех – часовая эксплуатационная производительность экскаватора,м³;

E  - вместимость ковша экскаватора 1,0 м³;

n_ч – число разгрузок в минуту, 20;

 К_н - коэффициент наполнения ковша(0,6);

  К_p- коэффициент разрыхления (1,0).

Р_тех =  = 60*1,0*20*0,6/1,0 = 720 м³

Сменная производительность:

Рсм = Рэ * tсм  = 720 * 8 = 5760 м³

где    tсм  - продолжительность смены (8 час.)

Годовая производительность:

  Рг = Рсм * n *  Т = 5760 * 187 * 3 = 3231360 м³

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

 n  - количество смен в сутки (3).

Количество экскаваторов, занятых на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды(1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

       Q_год -  годовая производительность машины.

 N  =  1 600 000 / 3231360 = 1экскаватор

- для совместной работы  с экскаваторами применяются  бульдозеры. Производительность бульдозера  Д-572 определяется следующим образом.  Необходимо определить продолжительность  заезда:

Тз = l_r / v_r + l_n/ v_n + t₁ + t₂,

где l_r и l_n – длина соответственно грузового и порожнего пути,  30 м;

v_r и v_n – скорости движения соответственно грузовой и порожней машины, м/мин (v_r – 35 м/мин, v_n – 90 м/ мин);

   t₁  -  время заполнения отвала, бульдозера породой, 1,5 мин.;

   t₂  -  время остановок бульдозера для переключения на порожний ход, 0,15 мин.

 Тз = 30/ 35 + 30/ 90 + 1,5 + 0,15 = 2,83 мин

Число заездов бульдозеров  в смену рассчитывается по формуле:

N_з = 60Т_смК_и/Т_з,

где  Ки – коэффициент  использования рабочего времени, 0,85;

   Тсм – продолжительность смены, 8 ч;

   N_з = 60*8*0,85/ 2,83 = 144 заезда

  Объем породы, доставляемый  бульдозером к месту разгрузки:

   q = EК_н/К_р,

где Е – объем вала породы впереди отвала бульдозера,5,4 м³ ;

Ки – коэффициент наполнения отвала бульдозера у места доставки,0,84;

 Кр – коэффициент разрыхления пород,1,0.

    q = 5,4*0,84/1,0 = 4,53 м³

  Суточная производительность  бульдозера рассчитывается:

   Р_сут = qN_зn_см,

где n_см – количество смен в сутки

 Р_сут = 4,53*144*3 = 1956,9 м³

   Годовая производительность:

  Рг = Рсм * n = 1956,9 * 187 = 365 940 м³

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

              Количество бульдозеров, занятых  на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды (1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

Q_год -  годовая производительность машины.

N  =  1 600 000/ 365 940 = 4 бульдозера.

- рассчитаем  железнодорожный транспорт. Сменная производительность локомотивосостава определяется по формуле:

Р_n = 60Т_смК_иV_н/Т_р,

где Т_см - продолжительность смены, 8ч;

       К_и = коэффициент использования подвижного состава в течение смены (0,85);

       V_H - перевозимый поездом объем породы, 600т.;

       Т_р  время рейса локомотивосостава, 60мин.

          Р_n = 60*8*0,85*600/90 = 2720 т.

         Годовая производительность:

         Рг = Рсм * n *  Т = 2720 * 187 * 3 = 1525920 т.

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

            n  - количество смен в сутки (3).

Количество локомотивсоставов, занятых на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды (1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

       Q_год -  годовая производительность машины.

 N  =  1000000 / 1525920 = 1 локомотивсостав.

     Также для  доставки рабочих смены в карьер, затем и в населенный пункт  и других вспомогательных работ  возьмём вахтовую машину на  базе КамАЗ -4310 и Таджик-5, данный  тип автомашин наиболее рентабелен  для езды по бездорожью, внутри  разреза и иных сложных участков, а также имеет небольшой расход  топлива.

 

 

 

2.2 Расчёт численности и заработной платы работников

Списочное количество работников Ч_сп определяется следующим образом:

          Ч_сп=Ч_я*К_с, 

где  К_с - коэффициент списочного состава рабочих, который зависит от режима горного предприятия, а также от числа дней отпуска рабочего.

Коэффициент списочного состава  представляет собой отношение годового числа рабочих дней к плановому  числу выходов одного рабочего за этот же период.

Явочный состав работников Ч_я, выполняющих ненормируемую работу, определяется:

          Ч_я=N*H_oxt_см,

Где  N- количество рабочих мест (машин);

        H_o- норма обслуживания рабочих мест, чел.;

        t_см- количество рабочих смен в сумме.

        В  данном примере коэффициент списочного  состава примем – 1,18.

     

 

 

 

 

 

 

 

    Таблица 1 – Расчёт численности рабочих

№	Наименование	Количество	Спис-ый коэфф-нт	Число смен	Численность
					Явоч	Спис.
1	Машинист экскаватора ЭР-1250	1	1,18	3	1	3
2	Пом.машиниста экскаватора ЭР-1250	1	1,18	3	1	3
3	Машинист бурового станка	1	1,18	3	1	3
4	Пом.машиниста бурового станка	1	1,18	3	1	3
5	Машинист бульдозера	4	1,18	3	5	15
6	Машинист локомотива	1	1,18	3	1	3
7	Помощник машиниста локомотива	1	1,18	3	1	3
8	Слесарь ДЭМ	1	1,18	3	1	3
9	Газоэлектросварщик	1	1,18	3	1	3
10	Горнорабочий	5	1,18	3	6	18
11	Старший механик	1	1,18	3	1	3
12	Механик	1	1,18	3	1	3
13	Электрик	1	1,18	3	1	3
14	Горный мастер	1	1,18	3	1	3
15	Начальник смены	1	1,18	3	1	3
16	Бригадир	1	1,18	3	1	3
17	Водитель тех.транспорта	1	1,18	3	1	3
18	Рабочий водоотлива	2	1,18	3	2	6
19	Взрывник	2	1,18	3	2	6
20	Помощник взрывника	2	1,18	3	2	6
	ИТОГО	30			32	96

 

Заработную плату будем  рассчитывать по повременной - премиальной  системе оплаты труда. Эта система предполагает оплату труда работников в соответствии с их квалификацией (т.е. в соответствии с тарифными ставками и окладами) и количеством отработанного времени, а также премиальные доплаты в случае выполнения и перевыполнения плановых показателей участком, который они обслуживают. Повременно – премиальная заработная плата (ЗП_пвп) определяется по формуле:

ЗП_пвп = m * Т (1 + ),

где: m – часовая (дневная) тарифная ставка рабочего соответствующего разряда, р;

        Т – фактически отработанное  на производстве время, ч (дней);

         Р – размер премии в процентах к тарифной ставке за выполнение установленных показателей и условий премирования.

Оплата руководителей, специалистов и служащих производится по повременным  системам, но с отличием, что размер их заработка определяется исходя из месячного должностного оклада, числа  выходов и из премиальных доплат. При планировании фонда заработной платы (ФЗП) будем использовать метод  прямого счета: 

ФЗП = Ч_сп  * ЗП

где:  Ч_сп - списочная численность работающих по одному разряду, чел;

        ЗП - заработная плата одного работающего  в плановом периоде с доплатами  и начислениями, р.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 2 – Расчет заработной платы, руб.

Категория работника	Спис-ая числ-сть	ФЗП в месяц 1работника	ФЗП для группы работников	Годовой ФЗП
Машинист экскаватора ЭР-1250	3	32355	97065	1164780
Пом.машиниста экскаватора ЭР-1250	3	20448	61344	736128
Машинист бурового станка	3	33200	99600	1195200
Пом.машиниста бурового станка	3	20900	62700	752400
Машинист бульдозера	15	31900	478500	5742000
Машинист локомотива	3	33200	99600	1195200
Помощник машиниста локомотива	3	19900	59700	716400
Слесарь ДЭМ	3	18600	55800	669600
Газоэлектросварщик	3	19540	58620	703440
Горнорабочий	18	18450	332100	3985200
Старший механик	3	32500	97500	1170000
Механик	3	33620	100860	1210320
Электрик	3	33620	100860	1210320
Горный мастер	3	33620	100860	1210320
Начальник смены	3	33620	100860	1210320
Бригадир	3	33620	100860	1210320
Водитель тех.транспорта	3	19800	59400	712800
Рабочий водоотлива	6	17650	105900	1270800
Взрывник	6	31560	189360	2272320
Помощник взрывника	6	19680	118080	1416960
Итого рабочие	96		2479569	29754828
Директор	1	112300	112300	1347600
Главный инженер	1	105400	105400	1264800
Инженер по горным работам	1	80500	80500	966000
Инженер по ТБ	1	80520	80520	966240
Главный механик	1	80520	80520	966240
Главный энергетик	1	80520	80520	966240
Главный геолог	1	80520	80520	966240
Главный маркшейдер	1	80520	80520	966240
Участковый геолог	3	43600	130800	1569600
Участковый маркшейдер	3	43600	130800	1569600
Итого ИТР	14		962400	11548800
Шофер автобуса	3	22400	67200	806400
Пожарная смена	3	19820	59460	713520
Уборщица	3	15200	45600	547200
Вахтер	3	15200	45600	547200
Итого МОП	12		217860	2614320
Всего	122		3659829	43917948

 

Таблица 3 – Фонд заработной платы с начислениями, руб

Категория работников	Годовой ФЗП,	Налоги				Всего
		ПФР, 20,0%	ФСС, 2,9%	ФФОМС, 1,1%	ТФОМС, 2,0%
ППР	29754828	5950966	862890	327303	595097	37491083
ИТР	11548800	2309760	334915	127037	230976	14551488
МОП	2614320	522864	75815	28758	52286	3294043
Итого	43917948	8783590	1273620	483097	878359	55336614

Взносы по обязательному  социальному страхованию от несчастных случаев на производстве и профессиональных заболеваний ( размер тарифа для добычи угля открытым способом – 4,1 %) составят 4,1% - 1 800 636 руб.

       

2.3  Расчёт затрат по элементу «Материалы»

 

В данном элементе расходов отражается стоимость приобретаемых  со стороны материалов, топлива и  энергии всех видов, которые расходуются  как на технологические цели, так  и на обслуживание производства.

      Исходными  данными для расчёта себестоимости  добычи являются нормы расхода  материалов, цены на материалы,  потребности в них для выполнения  конкретного вида работ.

      Сумма материальных  затрат на добычу руды определяется  исходя из удельных норм расхода  основных материалов на работы  и цен за единицу материала.

      Расчёт  затрат производится по формуле:

      З_М = Ц х Р, где

где:   Ц – цена за единицу, руб.;

         Р – месячный расход.

Таблица 4 - Расчет затрат по элементу «Материалы»

 

№	Наименование материалов	Ед. изм.	Годовой расход	Стоим.за ед.,руб	Сумма за год, руб.
Добычные работы
1	Зубья ковша	шт.	1450	1250	1812500
2	Шнеки	шт.	1500	1320	1980000
3	Трос	м	1890	660	1247400
4	Рельсы	кг	20000	125	2500000
5	Крепления	кг	6250	22	137500
6	Болты с гайками	кг	90	22	1980
7	Шайбы	кг	60	25	1500
8	Костыли	кг	1000	25	25000
9	Лента транспортерная	м	4300	1310	5633000
10	Машинное масло	т	3600	24	86400
11	Солидол	т	1500	35	52500
12	Смазка графитная	т	3800	37	140600
13	Кабель	м	2000	4800	9600000
14	Траки гусениц	шт	3500	1200	4200000
14	Оптирочный материал	кг	895	55	49225
15	Канат стреловой	м	3956	360	1424160
16	Канат подъемный	м	2020	1410	2848200
Очистные работы
1	Аммонит	т	25260	124	3132240
2	Детонаторы	тыс.шт	10320	20	206400
3	Буровые коронки	шт.	320	225	72000
4	Буровая сталь	шт.	280	2800	784000
Транспорт
1	Дизельное топливо	т	24950	26	648700
2	Дизельное масло	т	13360	32	427520
3	Солидол	т	3700	30	111000
4	Автол	т	2120	35	74200
5	Нирол	т	3920	30	117600
7	Техническая вода	м3	2,5	24000	60000
Транспортные и заготовительные  расходы – 20%					7474725
Прочие расходы 14%					6278769
ИТОГО					51127119

 

 

 

 

2.4  Расчет затрат по элементу «Электроэнергия»

 

Расходы на электроэнергию включают в себя затраты на электрическую  и пневматическую энергию, которая  потребляется горными машинами и  механизмами.

      Величина платы за установленную мощность участкового трансформатора подсчитывается по формуле:

Э=N_i*t_э руб/год, где

N_i- установленная мощность трансформатора ,Ква;

t_э - тариф за 1 Ква установленной мощности , р/год.

Расчет дополнительной платы  за потребляемую энергию по каждому  потребителю энергии по формуле:

Э=N_дв*n*t_дв*K_м*d_э*K_пр,  где

N_дв-мощность двигателя, кВт, устанавливается по техническим характеристикам машины;

n- количество оборудования;

t_дв- время работы двигателя, ч ( в год 3850ч/год);

K_м- коэффициент, учитывающий загрузку двигателя по мощности(0,6);

d_э-тариф за 1 кВт-ч потребляемой энергии, р.(составляет 1,36 рублей/кВт-ч. ТЭЦ ОАО «ППГХО»)

K_пр- коэффициент простоя (0,25)

Трансформатор собственных  нужд ТМЭ-40/6 – 140кВА;

Приводной асинхронный электродвигатель преобразовательного агрегата АЭ-113-4М  – 350кВт

Присоединенная мощность электродвигателя при cos=0,85 и кпд=0,9

350:(0,85*0,9)=460 кВА.

Общая присоединенная мощность трансформатора и высоковольтного  двигателя 140+460=600 кВА .

Оплата за год за установленную  мощность

600*3850*0,6*1,36= 1 884 960(руб)

Рассчитаем электроэнергию, потребляемым экскаватором ЭР-1250:

Э=N_дв*n*t_дв*K_м*d_э*K_пр = 350*1*3850*0,6*1,36*0,25= 274 890 руб

Буровой станок СБР-160

Электродвигатель вращения ротора АО2-52-8-4; Р=40,3 кВт

Электродвигатель хода АОС 252-8, р=40,4 кВт.

Э=N_дв*n*t_дв*K_м*d_э*K_пр= 80,7*1*3850*0,6*1,36*0,25= 63 382 руб.

Таблица 5 - Расчет энергетических затрат

Потребитель	Число потребителей	Мощность Двигателя кВт/ч	Общая мощность   кВт/ч	Затраты в год
СБР-160	1	12,7	50,8	63 382
ЭР-1250	1	350	700	274 890
ЦНС-300	2	800	1600	1 256 640
Трансформатор собст. нужд	1	600	600	1 884 960
				3 479 872

 

2.5 Расчет затрат  по элементу «Амортизация»

 

      Начисление  амортизации на полное восстановление  стоимости второй части основных  фондов производится обычным  способом, то есть по утверждённым  нормам амортизационных отчислений. Линейный метод:

К=(1/n)*100%, где

К- норма амортизации в % к первоначальной стоимости имущества;

n – срок полезного использования имущества, месяцев.

По первой части основных фондов, кроме горно-капитальных  выработок на предприятиях со сроком эксплуатации свыше 25 лет, начисление амортизации на полное восстановление их стоимости производится по потонным ставкам.

Годовая сумма амортизационных  отчислений А_r, определяется по формуле:

 

А_r= О_фп * Н_r ,   где

О_фп- первоначальная стоимость объектов;

Н_r  - годовая норма амортизации.

Таблица 6 -  Расчет затрат по статье «Амортизация горного комплекса»

Наименование основных фондов	срок службы	Кол-во ед.	Ст-ть за  ед.	Балан- совая стоимость ОФ, руб.	Норма аморт. отчислен. %	Общая величина отчислений
ЭР-1250	10	1	1 550 000	1 550 000	10,0	155 000
Локомотивосостав	6	1	3 423 000	3 423 000	12,5	427 875
СБР-160	6	1	900 000	900 000	16,6	149 400
Бульдозер Д-572	8	4	695 000	2 780 000	12,5	347 500
Агрегат сварочный	10	1	120 000	120 000	10,0	12 000
КамАЗ - 4310	12	1	850 000	850 000	8,3	70 550
ЦНС-300	12	2	250 000	500 000	10,0	50 000
Таджик-5	12	1	1 098 000	1 098 000	8,3	91 134
Итого						1 303 459
Технолог. корпус	25	1	102 180 000	102 180 000
Администр. здание	40	1	82 170 000	82 170 000
Механ. мастерские	40	1	64 320 000	64 320 000
Котельная	40	1	21 900 000	21 900 000
Гараж	40	2	32 550 000	35 100 000
Склады	40	2	2 900 000	5 800 000
Железная дорога	15	1	21 356 900	21 356 900
Внутрен. инженер. сеть	40	1	2 650 000	2 650 000
Основ. гор/выработки	40	1	42 370 000	42 370 000
ИТОГО				377 846 900

 

Таблица 7 – Расчёт потонной ставки амортизационных отчислений

№№ п/п	Наименование показателя	Единица измерения	Значение
1	Балансовая стоимость основных фондов горного комплекса	т.руб.	377 847
2	Сумма начисленной амортизации  за все годы эксплуатации	т.руб.	30 228
3	Остаточная стоимость основных фондов горного комплекса	т.руб.	347 619
4	Норма амортизационных отчислений	руб/кг	0,08

 

     Амортизационные  отчисления :  0,08* 377 847 000 = 30 227 760 рублей

      Годовая  сумма амортизационных отчислений  будет равна:

      1 303 459 + 30 227 760 = 31 531 219 руб.

 

2.6. Расчет затрат на горно - подготовительные работы

 

Для осуществления промышленной добычи полезного ископаемого на каждом месторождении горные предприятия  в первую очередь должны выполнить  определенный объем горно-подготовительных работ (ГПР).

Работы выполняются в  объемах, вытекающих из расчета постоянного  опережения очистных работ, для того, чтобы иметь необходимый задел  подготовленных и готовых к выемке запасов полезного ископаемого.

 В условиях горнодобывающего  предприятия особое место занимает  калькулирование горно-подготовительных работ. Продукция этих работ не имеет самостоятельного значения и не реализуется, а служит средством получения конечной цели производства – определённого количества металла, минерала или концентрата.

      Поэтому  затраты на ГПР списываются  на себестоимость конечной продукции,  но не сразу, а по мере  отработки месторождения.

      Для определения  суммы погашения ГПР определим  коэффициент погашения ГПР, как  частное от деления всего объёма  ГПР по карьеру (1200000м³) на объём руды, подлежащей выемке (1000000т):

R _{пог.ГПР} = 1200000 / 1 000 000 = 1,12 м³/т

      На основании  этого коэффициента и месячного  объёма добычи руды устанавливаем  объём ГПР по блоку, подлежащий  погашению в данный период. Для  этого месячный объём добычи  руды умножаем на полученный  коэффициент погашения: