Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения (стр. 1 из 5)
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. Промышленнаяоценка 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 / Sinαi , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами 45 м. и -15 м.
В1 = h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6º = 574.01 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -15 м. и -75 м.
В2 = h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7º = 492.33 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -75 м. и -135 м.
В3 = h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8º = 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 = LBmiγ , 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 = LB1m1 γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95 млн.т.
Запасы руды в контуре 2:
Б2 = LB2m2 γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.
Запасы руды в контуре 3:
Б3 = LB3m3 γ = 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 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. = 0.01×5,19 (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 + 1/10,44´200 = 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) = 0,1
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 × 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 / 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 = 9,6 1011 руб.