Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения
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 αi
, м
Определим
длину месторождения
по падению
между горизонтами
45 м. и -15 м.
В1
= h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6є
= 574.01 , м
Определим
длину месторождения
по падению
между горизонтами
-15 м. и -75 м.
В2
= h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7є
= 492.33 , м
Определим
длину месторождения
по падению
между горизонтами
-75 м. и -135 м.
В3
= h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8є
= 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
γ
, т
где L, B
– соответственно
размеры месторождения
по простиранию
и падению, м.,
m – мощность
месторождения,
м., g
- объемный вес
руды, т/м3. Запасы
руды в контуре
1:
Б1 = L B1
m1 γ
= 2000Ч574.01
Ч12Ч2.9
= 39.95 млн.т.
Запасы руды
в контуре 2:
Б2 = L B2
m2 γ
= 2000Ч492.33
Ч13Ч2.9
= 37.12 млн.т.
Запасы руды
в контуре 3:
Б3 = L B3
m3 γ
= 2000Ч431.12
Ч14Ч2.9
= 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.=
(4Ч39.95 +5Ч37.12
+6Ч35.01) / 112.08 =
4.96%
д) Определение
количества
металла, содержащегося
в месторождении.
Определим
количество
металла, содержащегося
в месторождении
по формуле:
QM
= 0.01 Сср.Б = 0.01Ч4.96Ч112.08
= 5.559 млн.т.
Определим
количество
извлекаемого
металла в год
по формуле:
QMГ
= 0.01 Сср.Бг =
0.01Сср.А(1 – р)/(1 –
n) =
= 0.01Ч4.96Ч1.5(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
= 0.01Ч4.96Ч700
= 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 = 0.01Ч4.96(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
= 0.01Ч4.96(1-
0.1)0.82Ч0.95Ч700 = 24.34.р.
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
Ч Им – необходимое
количество
концентрата
для получения
1 тонны металла.
qк = 100 / Ск
Ч Им
= 100 / 40Ч0.95 = 2.63 т.
q
= 1 / 0.01Ч5.19(1- 0.1)0.82Ч0.95 = 27,48 т.
Qм
= (180 + 70) 27,48 + 2.63Ч200 = 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 + 200Ч1/10,44= 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) 0.82Ч0.95Ч20 = 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
Ч См
= 27,48Ч269,16 = 7396,52 тыс.р.
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
ρ – затраты
на геологоразведочные
работы,
ρ = 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.
= 0.01Ч5,19 (1- 0.1)0.82Ч0.95Ч20 = 727,7 тыс.р.
Зр
= 0.01Ч5,19Ч20Ч0.1 = 103,8 тыс.р.
Сб = (180 + 70)1/0.9 +
1/10,44ґ200 = 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
= 0.02Ч2,3(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) = рЧА(Сд
+ Со) = 0,1
2,3
(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 Ч
бр
= 2,3 Ч 1/10,44 = 220,3 тыс.т.
- годовая
производительность
металлургического
цеха:
Ам = А Ч
б = 2,3 Ч 0.04
= 92 тыс.т.
- годовая
производительность
закладочного
комплекса:
Азг = А / γ
= 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.
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 2,11
Балансовая
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 лет
Экономический
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
руды
при 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 = В1Cosa1
= 287.94 ґ
Cos 10°
= 283.57 м;
Вг2 = В2Cosa2
= 359,26 ґ
Cos 8°
= 355,76 м;
Вг3 = В3Cosa3
= 240,49 ґ
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.,
a
- угол залегания
месторождения,
град.
Определяем
длины х1 и х2
:
х1 = Нн tg
(90-d)
= 1000ґtg
(90-75) = 267,9 м;
х2 = Нв tg
(90-d)
= 850ґtg
(90-75) = 227,8 м,
где: Нн , Нв
– соответственно
нижняя и верхняя
границы оруденения
месторождения,
м., d
= 75°-
угол зоны сдвижения
горных пород.
Площадь земельного
отвода:
S = (x1 +
L + x2)ґ(x1
+ Вг + x2)
=
= (267,9 + 1100 + 227,8) ґ
(267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 мІ
,
где: L – размер
месторождения
по простиранию,
м.
Вскрытие
местоорждения.
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 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - 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 мі/1000т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - 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 мі/1000т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - площадь
поперечного
сечения выработок
вентиляционного
горизонта.
Расчет
капитальных
затрат и эксплуатационных
годовых затрат.
Капитальные
затраты на
стоительтво
скипового
ствола:
Ксс
= Нсс
ґ
qсс
= 1040 ґ
15 ґ
=
15,6 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
вскрывающих
квершлагов:
Ккв
= 2
вск
ґ
qкв
= 4961,3 ґ
1,5 ґ
=
7,442 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
капитальных
рудоспусков:
Кк.руд.
= Нобщ.к.р.
ґ
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 ґ
15,6 ґ
=
156 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
вскрывающих
квершлагов:
Скв
= 0,025 Ккв
= 0,025 ґ
7442 ґ
= 186,05 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
подъем руды
скипами:
nn=200
руб. – стоимость
подъема 1 т руды
скипом .
Сп
=
=
=
4.784 млрд.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
электровозную
откатку:
Сэ
=
=
=
0.86 млрд.р.
Общие эксплуатационные
затраты на
подготовительные
выработки:
Спв
= Lобщ.отк
ґ
qкв
= 15344.9 ґ
1,5 ґ
=
23.02 млрд.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
подготовительные
выработки:
Сгпв
=
=
3.289 млрд.р.
Общие эксплуатационные
затраты:
Собщ
= Σ С =
(156+186.05+4784)106+0.86109+3.289109=
9.275 млрд.р.
Удельные
эксплуатационные
затраты:
Су
=
=
=
4032.61 руб/т
Приведенные
затраты:
Пр
= Су
+ Ку
ґ
Е = 4032,61 + 10,29103
ґ
0,14 = 2005,2 руб/т
где Е = 0,14 – коэффициент
эффективности
капитальных
вложений.
Комбинированный
способ вскрытия
вертикальным
скиповым стволом
в лежачем боку
месторождения
посредине
линии простирания
вне зоны сдвижения
пород и конвейерным
наклонным
стволом.
Угол наклона
конвейерного
ствола:
φ
= arctg
= arctg
= 5,8˚ ,
где:
h = 100 м. – перепад
высот конвейерного
ствола,
Lгкс
= Lвск3 +
0,5Вг3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. –
горизонтальная
составляющая
длины конвейерного
ствола
Длина
конвейерного
ствола:
Lкс
= 984,7/ Cos 5,8 = 989,8 м.
Расчет
длин вскрывающих
квершлагов.
Длина
вскрывающего
квершлага
горизонта –900
м. Lвск1
= Lвск + Вт1
= 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина
вскрывающего
квершлага
горизонта –950
м. Lвск2
= Lвск1 + Вг2
= 511,3 + 235,23 = 746,53м
Длина
скипового
ствола.
Нсс
= 980 м.
Расчет
технико-экономических
показателей
схемы подготовки
откаточных
и вентиляционных
квершлагов.
Горизонт
– 900 метров.
