Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения (25295)

Посмотреть архив целиком









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 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 = L B mi γ , 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 γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95 млн.т.

Запасы руды в контуре 2:

Б2 = L B2 m2 γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.

Запасы руды в контуре 3:

Б3 = L B3 m3 γ = 2000×431.12 ×14×2.9 = 35.01 млн.т.

Таким образом, определяем балансовые запасы руды:

Б = Б123 = 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.= (С1Б12Б23Б3) / 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. Расчет себестоимости конечной продукции горного производства.


а) Определение себестоимости 1 тонны концентрата.

Себестоимость 1 тонны концентрата находим по формуле:

Qk = qрд + 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. 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 + 1/10,44200 = 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 д + 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 / 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:


Случайные файлы

Файл
154155.rtf
60937.rtf
144442.rtf
24890.rtf
117823.rtf




Чтобы не видеть здесь видео-рекламу достаточно стать зарегистрированным пользователем.
Чтобы не видеть никакую рекламу на сайте, нужно стать VIP-пользователем.
Это можно сделать совершенно бесплатно. Читайте подробности тут.