Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения
1
3
Курсовой проект
По дисциплине:
“Подземная разработка рудных и нерудных месторождений”
Тема: « Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения»
Введение.
Норильский горнорудный район приурочен к северо-западной оконечности Сибирской платформы. Здесь выявлен целый ряд рудопроявлений и месторождений сульфидных медно-никелевых руд, ассоциирующихся с трапповыми интрузивами.
Месторождения Норильского района - Норильское, Талнахское, Октябрьское и ряд других рудопроявлений, являются единой рудно-магматической системой.
В пределах района выделяются два типа рельефа: горный и равнинный. Горный рельеф характеризует Норильское (на юге) и Хараерлахское (на севере) плато столообразные возвышенности.
Талнахское и Октябрьское месторождения представлены сплошными сульфидными рудами, роговиками, аргиллитами, известняками, оливинсодержащими габбро-долеритами и пикритовыми габбро-долеритами.
Независимо от глубины залегания, месторождения относятся к угрожаемым по горным ударам, а с глубины 700 м. и ниже к опасным по горным ударам.
1. Промышленная оценка месторождения.
Используя данные по глубине залегания месторождения, угла падения, мощности контуров рудного тела от лежачего бока к висячему, размера месторождения по падению строим разрез рудного тела.
1.1 Горно-геологическая и экономическая характеристика рудного месторождения.
а) Определение длины месторождения по падению.
Определение длины месторождения ведется по формуле:
Вi = hi / Sin ?i , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами 45 м. и -15 м.
В1 = h1 / Sin ?1 = 60 / Sin 6? = 574.01 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -15 м. и -75 м.
В2 = h2 / Sin ?2 = 60 / Sin 7? = 492.33 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -75 м. и -135 м.
В3 = h3 / Sin ?3 = 60 / Sin 8? = 431.12 , м
Таким образом, длина месторождения по падению равна:
В = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12 = 1497.46 м.
б) Определение балансового запаса.
Расчет балансовых запасов ведется по формуле:
Бi = L B mi ? , т
где L, B - соответственно размеры месторождения по простиранию и падению, м.,
m - мощность месторождения, м., - объемный вес руды, т/м3. Запасы руды в контуре 1:
Б1 = L B1 m1 ? = 2000?574.01 ?12?2.9 = 39.95 млн.т.
Запасы руды в контуре 2:
Б2 = L B2 m2 ? = 2000?492.33 ?13?2.9 = 37.12 млн.т.
Запасы руды в контуре 3:
Б3 = L B3 m3 ? = 2000?431.12 ?14?2.9 = 35.01 млн.т.
Таким образом, определяем балансовые запасы руды:
Б = Б1+Б2+Б3 = 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн.т.
в) Определение срока отработки месторождения.
Определение срока отработки месторождения ведем по формуле:
Т = Б(1- n) / А(1- р) = 112.08 (1-0.35) / 1.5(1- 0.1) = 53.96 лет,
где Б - балансовые запасы руды, А=1.5 млн.т. - годовая производительность рудника (по заданию), n = 35% - проектные потери руды при разработке, р = 10% - оптимальные потери руды при разубоживании.
г) Определение среднего содержания металлов в балансовых запасах.
Определение среднего содержания металлов в балансовых запасах ведется по формуле:
Сср.= (С1Б1+С2Б2+С3Б3) / Б ,
где Сi - содержание металла по горизонтам (по заданию 4%,5% и 6% соответственно)
Сср.= (4?39.95 +5?37.12 +6?35.01) / 112.08 = 4.96%
д) Определение количества металла, содержащегося в месторождении.
Определим количество металла, содержащегося в месторождении по формуле:
QM = 0.01 Сср.Б = 0.01?4.96?112.08 = 5.559 млн.т.
Определим количество извлекаемого металла в год по формуле:
QMГ = 0.01 Сср.Бг = 0.01Сср.А(1 - р)/(1 - n) =
= 0.01?4.96?1.5(1- 0.1)/(1- 0.35) = 0.103 млн.т.
е) Определение ценности руды.
Определим балансовую ценность металла, содержащегося в 1 тонне руды:
Цб = 0.01Сср.Ц = 0.01?4.96?700 = 34.72 р.,
где Ц = 700 р. - цена 1 тонны условного металла.
Определим валовую ценность металла с учетом потерь разубоживания, содержащегося в 1 тонне руды:
Цв = 0.01Сср.(1 - р)Ц = 0.01?4.96(1- 0.1)700 = 31.248 р.,
Определим извлекаемую ценность руды по формуле:
Ци = 0.01Сср.(1-р)ИоИмЦ , р.,
где Ио = 0.82- коэффициент извлечения металла из руды при обогащении
Им = 0.95- коэффициент извлечения металла из руды при металлургической переработке.
Ци = 0.01?4.96(1- 0.1)0.82?0.95?700 = 24.34.р.
1.2 Расчет себестоимости конечной продукции горного производства.
а) Определение себестоимости 1 тонны концентрата.
Себестоимость 1 тонны концентрата находим по формуле:
Qk = qр(Сд + Со), р.,
где qр = 1/бр = Ск / Сср.(1-р)Ио - количество балансовой руды, необходимое для получения 1 тонны концентрата, Ск = 40% - содержание металла в концентрате, бр - выход концентрата из 1 тонны балансовой руды, Сд = 0.7 тыс.р.- себестоимость добычи 1 тонны руды, Со = 70 тыс.р.- себестоимость обогащения 1 тонны руды.
qр = 40 / 5.19(1- 0.1)0.82 = 10,44 т.
Qk = 10,44(180 + 70) = 2610 тыс.р.
б) Определение себестоимости 1 тонны металла.
Себестоимость 1 тонны металла определяем по формуле:
Qм = (Сд + Со)q + qкСмп , р.,
где Смп = 200 тыс.р.- себестоимость металлургической переработки концентрата, полученного из 1 тонны руды, q = 1/б =1 / 0.01 Сср.(1-р)ИоИм - количество рудной массы, необходимое для получения 1 тонны металла, бр - выход металла из 1 тонны балансовой руды, qк = 100 / Ск ? Им - необходимое количество концентрата для получения 1 тонны металла.
qк = 100 / Ск ? Им = 100 / 40?0.95 = 2.63 т.
q = 1 / 0.01?5.19(1- 0.1)0.82?0.95 = 27,48 т.
Qм = (180 + 70) 27,48 + 2.63?200 = 7396 тыс.р.
в) Определение себестоимости переработки 1 тонны руды в металл.
Себестоимость переработки 1 тонны руды в металл определяем по формуле:См = Сд + Со + Смп бр, р.,См = 180 + 70 + 200?1/10,44= 269,16 тыс.р. г) Определение минимального содержания металла в руде.Минимальное содержание металла в руде определяем по формуле:Сmin = Смп / 0.01(1-р)ИоИмЦ, %Сmin = 200 / 0.01 (1- 0.1) 0.82?0.95?20 = 1.43%д) Определение прибыли, получаемой из 1 тонны металла и прибыли от металла, полученного из 1 тонны руды.Прибыль, получаемую из 1 тонны металла, определяем по формуле:Пр = Ц - Qм = 20 - 7,396 = 12,604 млн.р. Прибыль от металла, полученного из 1 тонны руды определяем по формуле:Пр' = Ци - См = 728 - 269,16 = 458,84 тыс.р.е) Проверка себестоимости 1 тонны металла.Qм = q ? См = 27,48?269,16 = 7396,52 тыс.р. 1.3 Расчет экономического ущерба от потерь и разубоживания руды при разработке месторождения.а) Экономический ущерб, складывается из двух величин:недополученная прибыль от не извлеченного металла из потерянной руды;непроизводительные затраты на разведку потерянной руды.Эп = Цизв. - (Сб + -- Зр ),где Сб = (Сд + Со)1/Кк + бр Смп - себестоимость добычи и переработки 1 тонны балансовой руды,Кк = 1 - р = 0.9 - коэффициент качества руды, Зр = 0.01Сср.Ц ? - затраты на геологоразведочные работы,? = 0.1 - доля затрат на геологоразведочные работы в цене металла, содержащегося в 1 тонне балансовой руды,Цизв. = 0.01Сср.(1-р)ИоИмЦ - ценность извлечения 1 тонны руды.Цизв. = 0.01?5,19 (1- 0.1)0.82?0.95?20 = 727,7 тыс.р.Зр = 0.01?5,19?20?0.1 = 103,8 тыс.р.Сб = (180 + 70)1/0.9 + 1/10,44200 = 296,9 тыс.р.Эп = Цизв. - (Сб + Зр ) = 727,7 - (296,9 + 103,8 )= 327 тыс.р.Годовой экономический ущерб от потерь руды при разработке месторождения определяем по формуле:
Эпг = n А (1-р)Эп / 100(1- n), р.,
Эпг = 0.02?2,3(1- 0.1)327 / 100(1- 0.02) = 138,1 млн.р.
б) Определение экономического ущерба от разубоживания.
Экономический ущерб от разубоживания складывается из двух величин:
затраты на добычу разубоживающих пород, которая равна затратам на добычу руды по руднику.
затраты на обогащение.
Количество разубоживающих пород приходящихся на 1 тонну балансовой руды:
Х = р / 1 - р = 0.1/1- 0.1 = 0.11
Экономический ущерб от разубоживания 1 тонны балансовой руды:
Эр = Х (Сд + Со) = 0.11(180+70) = 27,5 тыс.р.
Годовой экономический ущерб от разубоживания:
Эрг = Вг (Сд + Со) = р?А(Сд + Со) = 0,12,3(180+70)= 57,5 млрд.р.
где Вг - количество разубоживающих пород в рудной массе, добываемой рудником за 1 год в тоннах.
в) Для полной оценки месторождения полезных ископаемых необходимо подсчитать:
- годовая производительность обогатительной фабрики:
Ао = А ? бр = 2,3 ? 1/10,44 = 220,3 тыс.т.
- годовая производительность металлургического цеха:
Ам = А ? б = 2,3 ? 0.04 = 92 тыс.т.
- годовая производительность закладочного комплекса:
Азг = А / ? = 2,3 / 4 = 575 тыс.т.
- суточная производительность закладочного комплекса:
Азс = Азк / Тзк = 575 / 305 = 1,89 тыс.т./сут.
сменная производительность закладочного комплекса:
Азсм = Азс / 3 = 1,89 / 3 = 630 т
Годовая прибыль горно-металлургического комбината:
Прг = Бг Пр' = Б/Т Пр1 =70,73/33,5 458,84 = 9,61011 руб.
1.4 Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.
Балансовые запасы, Б 70,73 млн.т.Среднее содержание балансовых запасов, Сср 5,19%Количество металла, содержащегося в месторождении, Qм 3,671 млн.т. Количество извлекаемого ежегодно металла, Qмг 109 тыс.т.Балансовые запасы ежегодной добычи руды, Бг 2,11Балансовая ценность руды, Цб 1,038 млн.р.Валовая ценность руды, Цв 930тыс.р.Извлекаемая ценность руды, Ци 727,7тыс.р.Годовая производительность рудника, А 2,3 млн.т.Срок отработки месторождения, Т 33,5 летЭкономический ущерб от потерь 1 т. балансовой руды, Эп 327 тыс.р.Экономический ущерб от разубоживания 1 т. балансовой руды, Эр 27.5 тыс.р. Годовой экономический ущерб от потерь рудыпри разработке месторождения, Эпг 138,1 млн.р.Годовой экономический ущерб от разубоживания руды при разработке месторождения, Эрг 57,5 млрд.р.Себестоимость 1 т концентрата, Qк 2610 тыс.р.Себестоимость 1 т металла, Qм 7396 тыс.р.Себестоимость добычи 1 т. руды, Сд 180 тыс.р.Себестоимость обогащения 1 т. руды, Со 70 тыс.р.Минимальное содержание металла в руде, Сmin 1.43%Годовая производительность обогатительной фабрики, Ао 220,3 тыс.т.Годовая производительность металлургического цеха, Ам 92 тыс.т.Оптимальные потери руды при разработке, n 2%Оптимальные потери руды при разубоживании, р 10% Годовая производительность закладочного комплекса, Азг 575 тыс.т.Прибыль, получаемая из 1 т. руды, Пр' 458,84 тыс.р.Прибыль, получаемая из 1 т. металла, Пр 12,604 млн.р.Годовая прибыль горно-металлургического комбината, Прг 960 млрд.р.1.5 Расчет площади земельного отвода.
Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельного отвода находим Вг - проекцию месторождения на горизонтальную плоскость (рис. на стр. 9):
Вг1 = В1Cos1 = 287.94 Cos 10 = 283.57 м;
Вг2 = В2Cos2 = 359,26 Cos 8 = 355,76 м;
Вг3 = В3Cos3 = 240,49 Cos 12 = 235,23 м;
Вг = Вг1+ Вг2+ Вг3 = 283.57+355,76+235,23 = 874,56 м,
где: В - размер месторождения по падению, м., - угол залегания месторождения, град.
Определяем длины х1 и х2 :
х1 = Нн tg (90-) = 1000tg (90-75) = 267,9 м;
х2 = Нв tg (90-) = 850tg (90-75) = 227,8 м,
где: Нн , Нв - соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., = 75- угол зоны сдвижения горных пород.
Площадь земельного отвода:
S = (x1 + L + x2)(x1 + Вг + x2) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м? ,
где: L - размер месторождения по простиранию, м.
Вскрытие местоорждения.
2.1 Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород.
Расчет длин вскрывающих квершлагов.
Lвск=Н / tg ; м
Длина вскрывающего квершлага горизонта --850 м Lвск1=850 / tg75 =227,8 м
Длина вскрывающего квершлага горизонта -900 м. L900 = L850 + Вг1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта -950 м. L950 = L900 + Вг2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта -1010 м. L1010 = L950 + Вг3 = 867,06+235,23=1102,29
Длина скипового ствола.
Нсс = Нн + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.
Расчет параметров подготовительных выработок.
Горизонт - 900 метров.
Панельная схема отработки. Панель делится на блоки по 110 метров исходя из эффективности электровозной откатки.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг1 = 283,5 м.
Длина откаточных штреков: Lш1 = L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Схема вентилляционно-закладочного горизонта подобна схеме откаточного горизонта, но без промежуточных квершлагов.
Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567= 2767 м.
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта -900 метров:
Lл1 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б1 · 1000м = 7802 / 12,67*1000 = 0,6
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта -900 метров:
Lv1 = (Lобщ. от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,2 м3/1000т
где Sот. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м? - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Горизонт - 950 метров.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг2 = 355,76 м.
Длина откаточных штреков: Lш2 = L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш2 + 10Lот. к-ш = 2200+3557,6=5757,6м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш2+2Lот. к-ш = 2200+715,2=2915,2м
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта -950 метров:
Lл2 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б2 · 1000м = 0,274 м /1000т
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта -950 метров:
Lv2 = (Lобщ. от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б2 · 1000м = 3,66 м?/1000т ,
где Sот. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м? - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Горизонт - 1010 метров.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг3 = 235,23м.
Длина откаточных штреков: Lш3 = L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш3 + 10Lот. к-ш =2200+2352,3= 4552,3м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш3+2Lот. к-ш =2200+470,4=2670,46
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта -1010 метров:
Lл3 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б3 · 1000м = 0,27 м /1000т
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта -1010 метров:
Lv3 = (Lобщ. от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б3 · 1000м = 3,62 м?/1000т ,
где Sот. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м? - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс = Нсс qсс = 1040 15 = 15,6 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв = 2 вск qкв = 4961,3 1,5 = 7,442 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кк.руд. = Нобщ.к.р. qк.р. , руб.;
Нобщ.к.р.-общая высота капитальных рудоспусков ;
Нобщ.к.р.=2*( Lк.р.г.-900+Lк.р.г.-950+Lк.р.г.-1010 ) м.
Где Lк.р.г.=hy1 + hy2 + Hз - длина капитального рудоспуска горизонта.
hy1=50м. hy2=60м. Hз= 30м.
Lк.р.г.-900= 50+60+30 = 140 м.
Lк.р.г.-950= 60+30 = 90 м.
Lк.р.г.-1010= Нз=30 м.
Нобщ.к.р.= 2(140+90+30) = 520 м.
Кк.руд.=5201,2106= 624 млн. руб.
Общие капитальные затраты:
Кобщ = К =15,6 + 7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.
Удельные капитальные затраты:
Куд = = = 10,29 тыс.р/ т
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 15,6 = 156 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв = 0,025 Ккв = 0,025 7442 = 186,05 млн.р.
Страницы: 1, 2