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 / 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:

Б_i = LBm_i 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 = LB₁ m₁ γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95 млн.т.

Запасы руды в контуре 2:

Б₂ = LB₂ m₂ γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.

Запасы руды в контуре 3:

Б₃ = LB₃ m₃ 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:

С_ср. = (С₁ Б₁ +С₂ Б₂ +С₃ Б₃ ) / Б ,

где С_i – содержание металла по горизонтам (по заданию 4%,5% и 6% соответственно)

С_ср. = (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:

Q_M = 0.01 С_ср. Б = 0.01×4.96×112.08 = 5.559 млн.т.

Определим количество извлекаемого металла в год по формуле:

Q_{M Г} = 0.01 С_ср. Б_г = 0.01С_ср. 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:

Ц_б = 0.01С_ср. 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:

Ц_в = 0.01С_ср. (1 – р)Ц = 0.01×4.96(1- 0.1)700 = 31.248 р.,

Определим извлекаемую ценность руды по формуле:

Ц_и = 0.01С_ср. (1-р)И_о И_м Ц , р.,

где И_о = 0.82- коэффициент извлечения металла из руды при обогащении

И_м = 0.95- коэффициент извлечения металла из руды при металлургической переработке.

Ц_и = 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:

Q_k = q_р (С_д + С_о ), р.,

где q_р = 1/б_р = С_к / С_ср. (1-р)И_о – количество балансовой руды, необходимое для получения 1 тонны концентрата, С_к = 40% - содержание металла в концентрате, б_р – выход концентрата из 1 тонны балансовой руды, С_д = 0.7 тыс.р.- себестоимость добычи 1 тонны руды, С_о = 70 тыс.р.- себестоимость обогащения 1 тонны руды.

q_р = 40 / 5.19(1- 0.1)0.82 = 10,44 т.

Q_k = 10,44(180 + 70) = 2610 тыс.р.

б) Определение себестоимости 1 тонны металла.

Себестоимость 1 тонны металла определяем по формуле:

Q_м = (С_д + С_о )q + q_к С_мп , р.,

где С_мп = 200 тыс.р.- себестоимость металлургической переработки концентрата, полученного из 1 тонны руды, q = 1/б =1 / 0.01 С_ср. (1-р)И_о И_м – количество рудной массы, необходимое для получения 1 тонны металла, б_р – выход металла из 1 тонны балансовой руды, q_к = 100 / С_к × И_м – необходимое количество концентрата для получения 1 тонны металла.

q_к = 100 / С_к × И_м = 100 / 40×0.95 = 2.63 т.

q = 1 / 0.01×5.19(1- 0.1)0.82×0.95 = 27,48 т.

Q_м = (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:

С_м = С_д + С_о + С_мп б_р , р.,

С_м = 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:

С_min = С_мп / 0.01(1-р)И_о И_м Ц, %

С_min = 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:

П_р = Ц – Q_м = 20 – 7,396 = 12,604 млн.р.

Прибыль от металла, полученного из 1 тонны руды определяем по формуле:

П_р ' = Ц_и – С_м = 728 – 269,16 = 458,84 тыс.р.

е) Проверка себестоимости 1 тонны металла.

Q_м = q × С_м = 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.

Э_п = Ц_изв. – (С_б + ­­ З_р ),

где С_б = (С_д + С_о )1/К_к + б_р С_мп – себестоимость добычи и переработки 1 тонны балансовой руды,

К_к = 1 – р = 0.9 – коэффициент качества руды,

З_р = 0.01С_ср. Ц ρ – затраты на геологоразведочные работы,

ρ = 0.1 – доля затрат на геологоразведочные работы в цене металла, содержащегося в 1 тонне балансовой руды,

Ц_изв. = 0.01С_ср. (1-р)И_о И_м Ц – ценность извлечения 1 тонны руды.

Ц_изв. = 0.01×5,19 (1- 0.1)0.82×0.95×20 = 727,7 тыс.р.

З_р = 0.01×5,19×20×0.1 = 103,8 тыс.р.

С_б = (180 + 70)1/0.9 + 1/10,44´200 = 296,9 тыс.р.

Э_п = Ц_изв. – (С_б + З_р ) = 727,7 – (296,9 + 103,8 )= 327 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от потерь руды при разработке месторождения определяем по формуле:

Э_пг = n А (1-р)Э_п / 100(1- n), р.,

Э_пг = 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:

Э_р = Х (С_д + С_о ) = 0.11(180+70) = 27,5 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от разубоживания:

Э_рг = В_г (С_д + С_о ) = р×А(С_д + С_о ) = 0,12,3(180+70)= 57,5 млрд.р.

где В_г – 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:

А_о = А × б_р = 2,3 × 1/10,44 = 220,3 тыс.т.

- годовая производительность металлургического цеха:

А_м = А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тыс.т.

- годовая производительность закладочного комплекса:

А_зг = А / γ = 2,3 / 4 = 575 тыс.т.

- суточная производительность закладочного комплекса:

А_зс = А_зк / Т_зк = 575 / 305 = 1,89 тыс.т./сут.

- сменная производительность закладочного комплекса:

А_зсм = А_зс / 3 = 1,89 / 3 = 630 т

Годовая прибыль горно-металлургического комбината:

П_рг = Б_г П_р ' = Б/Т П_р ¹ =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, С_ср 5,19%

Количество металла, содержащегося в месторождении, Q_м 3,671 млн.т.

Количество извлекаемого ежегодно металла, Q_мг 109 тыс.т.

Балансовые запасы ежегодной добычи руды, Б_г 2,11

Балансовая ценность руды, Ц_б 1,038 млн.р.

Валовая ценность руды, Ц_в 930тыс.р.

Извлекаемая ценность руды, Ц_и 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, Э_п 327 тыс.р.

Экономический ущерб от разубоживания 1 т.

балансовой руды, Э_р 27.5 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от потерь руды

при разработке месторождения, Э_пг 138,1 млн.р.

Годовой экономический ущерб от разубоживания руды при

разработке месторождения, Э_рг 57,5 млрд.р.

Себестоимость 1 т концентрата, Q_к 2610 тыс.р.

Себестоимость 1 т металла, Q_м 7396 тыс.р.

Себестоимость добычи 1 т. руды, С_д 180 тыс.р.

Себестоимость обогащения 1 т. руды, С_о 70 тыс.р.

Минимальное содержание металла в руде, С_min 1.43%

Годовая производительность обогатительной фабрики, А_о 220,3 тыс.т.

Годовая производительность металлургического цеха, А_м 92 тыс.т.

Оптимальные потери руды при разработке, n 2%

Оптимальные потери руды при разубоживании, р 10%

Годовая производительность закладочного комплекса, А_зг 575 тыс.т.

Прибыль, получаемая из 1 т. руды, П_р ' 458,84 тыс.р.

Прибыль, получаемая из 1 т. металла, П_р 12,604 млн.р.

Годовая прибыль горно-металлургического комбината, П_рг 960 млрд.р.

1.5 Расчет площади земельного отвода.

Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельного отвода находим В_г - проекцию месторождения на горизонтальную плоскость (рис. на стр. 9):

В_г1 = В₁ Cosa₁ = 287.94 ´Cos 10° = 283.57 м;

В_г2 = В₂ Cosa₂ = 359,26 ´Cos 8° = 355,76 м;

В_г3 = В₃ Cosa₃ = 240,49 ´Cos 12° = 235,23 м;

В_г = В_г1 + В_г2 + В_г3 = 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 = Н_н tg (90-d) = 1000´tg (90-75) = 267,9 м;

х₂ = Н_в tg (90-d) = 850´tg (90-75) = 227,8 м,

где: Н_н , Н_в – соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., d = 75°- угол зоны сдвижения горных пород.

Площадь земельного отвода:

S = (x₁ + L + x₂ )´(x₁ + В_г + x₂ ) =

= (267,9 + 1100 + 227,8) ´ (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м² ,

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.

L_вск =Н / tg; м

Длина вскрывающего квершлага горизонта ­–850 м L_вск1 =850 / tg75 =227,8 м

Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L₉₀₀ = L₈₅₀ + В_г1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L₉₅₀ = L₉₀₀ + В_г2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L₁₀₁₀ = L₉₅₀ + В_г3 = 867,06+235,23=1102,29

Длина скипового ствола.

Н_сс = Н_н + 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: L_{от. к-ш} = В_г1 = 283,5 м.

Длина откаточных штреков: L_ш1 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: L_{общ. от.} = 2L_ш1 + 10L_{от. к-ш} = 2200 + 2835 = 5035 м.

Схема вентилляционно-закладочного горизонта подобна схеме откаточного горизонта, но без промежуточных квершлагов.

L_{общ. вз.} = 2L_ш1 + 2L_{от. к-ш} = 2200 + 567= 2767 м.

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:

L_л1 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.} ) / Б₁ · 1000м = 7802 / 12,67*1000 = 0,6

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_{v 1} = (L_{общ. от.} · S_от. + L_{общ. вз.} · S_в ) / Б₁ · 1000м = 8,2 м³ /_1000т

где S_от. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

S_в. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

Горизонт – 950 метров.

Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L_{от. к-ш} = В_г2 = 355,76 м.

Длина откаточных штреков: L_ш2 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: L_{общ. от.} = 2L_ш2 + 10L_{от. к-ш} = 2200+3557,6=5757,6м

Общая протяженность вентиляционного горизонта: L_{общ. вз} = 2L_ш2 +2L_{от. к-ш} = 2200+715,2=2915,2м

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –950 метров:

L_л2 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.} ) / Б₂ · 1000м = 0,274 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:

L_{v 2} = (L_{общ. от.} · S_от. + L_{общ. вз.} · S_в ) / Б₂ · 1000м = 3,66 м³/_1000т ,

где S_от. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

S_в. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

Горизонт – 1010 метров.

Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L_{от. к-ш} = В_г3 = 235,23м.

Длина откаточных штреков: L_ш3 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: L_{общ. от.} = 2L_ш3 + 10L_{от. к-ш} =2200+2352,3= 4552,3м

Общая протяженность вентиляционного горизонта: L_{общ. вз} = 2L_ш3 +2L_{от. к-ш} =2200+470,4=2670,46

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –1010 метров:

L_л3 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.} ) / Б₃ · 1000м = 0,27 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:

L_{v 3} = (L_{общ. от.} · S_от. + L_{общ. вз.} · S_в ) / Б₃ · 1000м = 3,62 м³/_1000т ,

где S_от. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

S_в. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:

К_сс = Н_сс ´ q_сс = 1040 ´ 15 ´= 15,6 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:

К_кв = 2 _вск ´ q_кв = 4961,3 ´ 1,5 ´= 7,442 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:

К_к.руд. = Н_{общ.к.р.} ´ q_к.р. , руб.;

Н_{общ.к.р.} -общая высота капитальных рудоспусков ;

Н_{общ.к.р.} =2*( L_{к.р.г.-900} +L_{к.р.г.-950} +L_{к.р.г.-1010} ) м.

Где L_к.р.г. =h_{y 1} + h_{y 2} + H_з – длина капитального рудоспуска горизонта.

h_{y 1} =50м. h_{y 2} =60м. H_з = 30м.

L_{к.р.г.-900} = 50+60+30 = 140 м.

L_{к.р.г.-950} = 60+30 = 90 м.

L_{к.р.г.-1010} = Н_з =30 м.

Н_{общ.к.р.} = 2(140+90+30) = 520 м.

К_к.руд. =5201,210⁶ = 624 млн. руб.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К =15,6 + 7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 10,29 _{тыс.р/ т}

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:

С_сс = 0,01 К_сс = 0,01 ´ 15,6 ´= 156 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:

С_кв = 0,025 К_кв = 0,025 ´ 7442 ´ = 186,05 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:

n_n =200 руб. – стоимость подъема 1 т руды скипом .

С_п = = = 4.784 млрд.р.

Годовые эксплуатационные затраты на электровозную откатку:

С_э = = = 0.86 млрд.р.

Общие эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:

С_пв = L_{общ.отк} ´ q_кв = 15344.9 ´ 1,5 ´= 23.02 млрд.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:

С_гпв = = 3.289 млрд.р.

Общие эксплуатационные затраты:

С_общ = Σ С = (156+186.05+4784)10⁶ +0.8610⁹ +3.28910⁹ = 9.275 млрд.р.

Удельные эксплуатационные затраты:

С_у = = = 4032.61 _руб/т

Приведенные затраты:

П_р = С_у + К_у ´ Е = 4032,61 + 10,2910³ ´ 0,14 = 2005,2 _руб/т

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.

2.2 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

29-04-2015, 00:43