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 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 = L B m_iγ , 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 = 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 = 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.= (С₁Б₁+С₂Б₂+С₃Б₃) / 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_MГ = 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_оИ_мЦ , 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.