1、计算公式一、矿山服务年限计算N= （a）)1(eAQ式中：N矿山服务年限 （a）；Q设计利用储量 万 t；矿石回采率 %；（地下开采 80%-90%，露天开采 85%-95%）A矿山年产量 万 t/a；e废石混入率 %；（地下开采 10%，露天开采 5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天）A= （a）)(eHVP式中：A矿山生产能力 万 t/a；P水平分层 平均矿量 万 t；V采矿工程年延深速度 m/a；矿石回收率 %；H阶段高度 m；e废石混入率 %；2、根 据 矿 山 开 采 年 下 降 速 度 计 算 和 验 证 矿 山 生 产 能 力 （地 下 开
2、采 ）A= K1K2E （万 t）SV式中：A矿山年生产能力 万 t/a；V回采工作面下降速度 m/a；(浅孔留矿为 10-25 m/a)S矿体开采面 积 m2；矿石体重 t/m3；矿石回收率 %；（80%-90%）废石混入率 %；（10%-20%）E地 质影响系数 （0.7-0.9）；K1矿体倾角修正系数 K2矿体厚度修正系数 （0.8-1.2）3、矿山生产能力计算（地下开采）A= （万 t/a）ZEQN1式中：A矿山生产能力 万 t/a；Q矿块生产能力 万 t/a；N分布矿块数 个；K矿块利用系数 （0.1-0.4）；E地 质影响系数 （0.7-0.9）；Z废 石混入率 （10%-20%）
3、；4、露天矿总生产能力计算A=A(1+ns）=Ak+nsAk （万 t/a）式中：A 年矿岩总生产能力 t/a；A年矿石生产能力 t/a；ns生产剥采比 t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=NnQ （t/a）式中：A露天矿矿石年产量 t/a；Q挖掘机生产能力 t/a；n同时工作的采矿阶段数 N一个阶段可布置的挖掘机数 （汽车运输为 1-2）；N= oLL一个台阶的矿石工作线长度 m；Lo一台挖掘机占用的工作线长度 m；6、根据矿石储量估算露天矿生产能力A= QL=0.2 千式中：A矿山年生产能力 t/a；Q境界内矿石储量 t；L矿 山寿命 a；三、矿井需风量、 负压计算1）风量计算按井下同
4、时工作的最多人数计算Q=qN m3/min式中：Q矿井需风量 m3/min；q每人用风量 4m3/min；N最多入井人数 人；按矿 井各地点实际需要风量的总和计算a、采 场需风量1按排除采场炮烟计算Q1=A25 m3/min式中：Q 1按排除采场炮烟所需的风量 m3/min；A每次爆破使用的最大炸药量 kg；25每 kg 炸药爆破后需风量 2按排尘风速计算Q1=VS式中：Q 1按采场排尘所需的风量 m3/min；V“规 程”规定风速 取 0.25m/sS采场通风 断面积 m3b、掘进工作面需风量1按一次爆破的最大炸药量计算Qz=25A m3/min2按生产过程中最多人数计算Qz=Qn m3/m
5、in3按排尘风速计算Qz=VS m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min80m 3/mind、矿井各地点用风量总和为Q 总 =Q1+Q2+Q3最终矿 井风量的确定Q=KQ 总 m3/min式中：K为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQ2 PaR= 3SLP式中：H矿井通风摩擦阻力 PaR矿 井通风摩擦阻力Q矿井风量 m3/s巷道通风摩擦阻力系数P巷道周 长 mL巷道长度 m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Qmax=HpF/1000式中：Q max最大降雨 时露天采坑的涌水量 m3/dHp设计频率暴雨量 mm暴雨地表径流系数 （0.5-0.9）F入渗
6、区汇 水面积 m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Qm=HF/1000式中：Q m正常降雨涌水量 m3/dH平均及降雨量 mmF机械排水担 负的 汇水面积 m2正常降雨地表径流系数直 （0.3-0.5）3、用稳定流解析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量Q= )(26.1rRegSHK式中：Q竖井成矿坑的涌水量 m3/dH潜水含水层厚度 mK渗透系数 m/dS水位降深 mR影响半径 mr竖 井半径成矿坑引用半径 m矿坑引用半径 r 的确定：当开采范围为不规则形状时 r= F当天采范围为矩形时 r= 4baF为开采面 积、b分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积Vy=VsKs
7、/(1+Kc)式中：V y排土场设计的有效容积 m3Vs剥离岩土的实系数 m3Ks岩土的松散系数 m3Kc岩土的下沉率（ %） （7%-15%）2、排土场的设计总容积V=K1Vy m3式中：V排土场的设计总容积 m3Vy排土场的设计容积 m3K1容积富余系数 （1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算12=（1-）d2式中： 12采区采出矿 石品位 %（或 g/t）废石混入率 %d2采区矿石地质平均品位 %（或 g/t）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算Vb=0.6Tb式中：V b潜孔钻机台班生产能力 m/台班Tb潜孔 钻机每班工作时间 min潜孔钻机时间利用系数 （0.
8、6-0.4）潜孔钻机钻进进度 cm/minVb 一般为 15-32m/台班上式中机械钻速可近似的用下式表示V=-4ank/DE式中 a-冲击功（kg/m）；n-冲 击频 率（次/min）D-钻孔直径（cm ）；E-岩石凿碎功比耗（ kg.m/cm）;k-冲 击 能利用系数，0.6-0.8.v=3.75Pn/Df（cm/min）P-轴压 （t）；n-钻头钻速（r/min ）；D-钻头直径；f-岩石坚固性系数。2、凿岩机台班生产能力对中等硬度矿岩一般为 20m-30m/台班3、挖掘机生产能力计算QB= m3/台班 （1.0-2.0m3 斗容积）sBmKTE60式中：Q B挖掘机台班生产能力 m3/
9、台班T挖掘机装载循环时间 s(40s）E铲 斗容积 m3 （1.0-2.0m3）Km铲斗装满系数 (0.8-0.9)Ks岩石松散系数 (1.5)每班工作小时数B挖掘机工作时间利用系数QB：1m3铲斗为 8-15m3/台 班， 2m3铲斗为 20-28m3/台 班。挖掘机台年生产能力计算QB=QcNn式中：Q B挖掘机台年生产能力 m3/aQc挖掘机台班生 产能力N挖掘机工作系数n工作日班数4、推土机生产能力计算Q= m3/台班（推移土岩）KpTq80式中：Q推土机生产能力 m3/台班T作业循环所需时间的平均值 min时间利用系数 （0.7-0.75）q铲土板中的容土量 m3Kp松散系数 （1.
10、1-1.28）5、汽车台班运输能力计算 （4.5-7.0t）A= K1K2TG480式中：A自卸汽车台班运输能力 t/台班G自卸汽车额定载重量 tK1汽车载重利用系数 （0.82-1.0）K2汽车时间利用系数 （0.85-0.9）T汽 车周转一次所需时间 minT=tx+ty+tq+tztx挖掘机装满 1 辆汽车的时间 minty汽车往返运行时间 minty= vl120汽车平均运距 kmlv汽车平均运行速度 km/h(查表 )tq汽车卸载时间 （一般取 1min）tz汽 车调头 和停留时间 （3-5min）6、挖掘机铲斗允许的最大块度 dd=0.8E (m)d-挖掘机铲斗容积允许的最大块度；
11、E-挖掘机铲 斗容积（m）破碎机入口宽度d0.8F(m)F-破碎机入口的最大宽度。八、主要设备所需台数计算1、潜孔钻机所需台数N= )(eqpQ式中：N所需钻机数量 台Q设计的矿山规模 t/ap钻机台年穿孔效率 m/a台（20-25m/台班）q每米炮孔爆破量 t/m(为 高 10m，KQ-150 钻 机 ，5=8-14，q=14-17m3/m)e废孔率 % （7-10%）2、凿岩机所需台数（一次浅孔凿岩爆破）N= qVQb式中：N每班工作的凿岩机台数Q矿山每班平均爆破量 tVb凿岩机生产能力 m/台 班（21-32 ）q每米孔的爆破量 t/m（1.2-1.4m3/m）凿岩机备用率为 100%一
12、次破碎一般采用专人专机，二次破碎一般是一台挖掘机配备一台凿岩机3、挖掘机台数计算N= BQA式中：N挖掘机台数A年剥采量 m3QB挖掘机台年效率 m3/a一般不备用，但每个矿至少要有两台挖掘机4、推土机台数计算N= K1QVc式中：N推土机数量Vc每班推岩量 m3Q推土机生产能力 m3/台班K1检修系数 （1.2-1.25）5、汽车所需台数计算N= 43AHC式中：N汽车所需台数 台Q露天矿年运输量 t/aK3运输不均衡系数 （K=1.05-1.15）C每日工作班数H年工作日数A汽车台班生产能力 t/台 班K4汽车出车率 （0.4-0.6）九、露天矿剥采比计算1、经济合理剥采比（N jh）经济
13、合理剥采比，是指露天开采在经济允许条件下的最大剥采比，其值为一理论极限值，是确定露天开采的重要技术经济依据，经济合理剥采比，是以露天矿和地下开采单位成本相等为计算基础，确定经济合理剥采比，即：Njh= bac式中：N jh经济合理剥采比 t/t 或 m3/m3c地下开采矿 石成本 元/ta露天开采单 位矿石的采矿费用（不含剥离费）b露天开采单位废石的剥离费用2、境界剥采比（N j）是指露天矿开采境界每增加一个单位深度 H 所发生的岩石增量 V 与矿石增量 A 的比值，即：Nj= AV另一种计算方法是：在露天矿平面图上标出境界内矿岩总面积和矿石总面积， 计算境界剥采比。Nj= oS式中：N j境
14、界剥采比S露天矿 境内矿岩水平投影 总面积 m2So露天矿 底和边邦上 矿石水平投影总面积 m23、平均剥采比（N p）平均 剥 采 比 是 指 露 天 开 采 境 界 内 岩 石 总 量 与 矿 石 总 量 的 比 值 ，即 ：Np= AV式中：N p平均剥采比V开采境界内岩石总量 t 或 m3A开采境界内矿石总量 t 或 m34、生产剥采比（N s）生产剥采比是指露天矿开采某一时期内，所剥离的岩石量，与所采出的矿石量之比值，即：Ns= AV式中：N s生产剥采比V最大几个分层的总剥离量 t 或 m3A最大几个分层的总矿石量 t 或 m35、上述几个剥采比是确定露天矿境界和经济合理性的主要依
15、据，并要求：NpNjh NjNjh NsNjh露天矿资源开发利用方案编制提纲1、总论1.1 矿区交通位置及录属关系 附“矿区交通位置图”1.2 自然地理概况1.3 企业经济类型、法人代表1.4 矿山开采现状1.5 矿山设计依据1.6 主要设计原则1.7 需要说明的问题2、矿产资源概况2.1 对地质资料的评述2.1.1 设计所依据的地质资料2.1.2 对设计所依据地质资料的评述2.2 矿区地质概况2.2.1 地层2.2.2 构造2.2.3 岩浆岩2.3 矿床地质2.3.1 矿床成因2.3.2 矿体特征 附“矿体特征表”2.3.3 矿石质量2.4 矿产资源储量 附“露天采场内矿岩量表”2.5 开采
16、技术条件 附“矿岩物理力学参数表”2.5.1 围岩情况2.5.2 矿岩物理力学参数2.5.3 水文地质3、矿山建设规模、服 务年限、工作制度与 产品方案3.1 矿山建设规模3.2 矿山服务年限3.3 矿山工作制度3.4 产品方案4、主要建设方案的确定4.1 矿区开采范围和开采方式4.1.1 矿区范围 附“矿区范围拐点坐标表”4.1.2 开采方式4.2 设计利用储量4.3 露天开采境界的圈定4.3.1 露天开采境界圈定原则4.3.2 露天矿终了边坡构成要素 附 “露 天 矿 终 了 边 坡 构 成 要 素 表 ”4.3.3 露天矿终了境界圈定的结果 附 “露 天 矿 终 了 境 界 圈 定 结
17、果 表 ”4.4 矿床开拓4.4.1 开拓运输方式的确定4.4.2 开拓运输系统4.5 采矿方法4.5.1 穿孔爆破工作 附“爆破材料消耗表”4.5.2 装载运输工作4.5.3 辅助设备4.6 基建工程4.6.1 基建项目及工程量4.6.2 基建工程时间4.7 采剥进度计划的编制4.7.1 采剥进度计划编制依据4.7.2 采剥进度计划的编制 附“剥采进度计划图表”4.8 矿山压风4.8.1 矿山压风量估算4.8.2 矿山压风设备选型及数量4.9 矿山防排水4.9.1 截洪沟工程4.9.2 矿山排水1）矿山涌水量估算2）排水设备选择4.10 矿山炸药及贮存5、总图运输5.1 设计基础资料5.2
18、运输系统5.2.1 各段道路设计坡度及坡长 附“道路坡度及坡长表”5.2.2 道路技术标准5.3 排土场5.3.1 露天矿剥岩量5.3.2 排土场位置及容积5.4 矿岩运输5.4.1 矿石运输5.4.2 岩石运输与堆置5.4.3 运输及排土设备1）计算参数2）计算公式3）设备数量5.5 道路工程量所需设备及人员6、采场供电7、投资估算7.1 投资估算编制范围7.2 编制依据7.2.1 工程量7.2.2 定额及指标7.2.3 材料、设备价格7.3 估算总投资 附“固定资产投资分析表”“固定资产投 资估算表 ”8、技术经济8.1 职工定员及劳动生产率8.1.1 工作制度8.1.2 职工定员 附“职
19、工定员表”8.1.3 劳动生产率 附“劳动生产率指标表”8.2 财务评价8.2.1 评价原则及依据8.2.2 项目基础数据1）产品价格及产量2）生产进度及投资使用计划3）税金与基金8.2.3 项目总投资与资金筹措8.2.4 成本费用估算1）矿石开采成本费用估算用制造法计算矿石成本，矿石成本计算至矿石堆场矿石成本，由：辅助材料费、油化能耗费、生产工人工资、制造费、管理费五项组成。 附“矿石成本计 算表”2）精矿制造成本估算 附“总成本及费用表”8.2.5 销售利润与税金8.2.6 投资回收期与收益率8.2.7 盈亏平衡点分析8.2.8 评价指标 附“主要技术经济指标汇总表”8.2.9 评价结论9
20、、环境保护、 矿山安全与工业卫生9.1 环境保护9.1.1 设计依据及采用标准9.1.2 自然环境概况9.1.3 主要污染源、污染物及其控制措施1）主要污染源2）污染物及其控制措施粉尘 废水 固体废物 噪声9.1.4 生态分析9.1.5 环保管理机构及环境监测9.2 矿山劳动安全9.2.1 设计依据及采用的标准9.2.2 劳动安全9.3 工业卫生9.3.1 防毒、防尘9.3.2 防噪声9.3.3 防振动9.3.4 防暑、防湿9.4 安全卫生机构及预期效果9.4.1 灾害性事故的应急处理9.4.2 救护和医疗的急救9.4.3 安全教育及培训9.4.4 安全卫生预期效果穿孔爆破计算公式1、 底盘抵
21、抗线按钻机安全作业条件计算W=hctg+3可参考的经验公式W=0.024d+0.85W=(0.24hK+3.6)d/150W-d 底盘抵抗线；a-台阶坡面角；h-台 阶 高度；q1-每米炮孔装药量；q-单 位炸 药小号量；m-领近系数；l-炮孔 长度；d-炮孔直径；K-与岩石坚固性系数有关的系数，2、炮孔间距与排拒a=mWb=（0.9-0.95）W a- 炮孔间距b- 炮孔排距m-领近系数 m=1.0-1.4Q=qWahQH=(1.2-1.5)qwah空口堵塞长度（0.7-0.8）W汽车最小工作评判宽度为：Bmin=b+c+e+f+gBmin-最小工作平盘宽 度；b-爆堆宽度；c- 爆堆坡底线
22、至汽车边缘距离；d- 汽车运行的宽度（与调车方式有关）；e- 线路外侧至动力电杆的距离；f- 动力电杆至台阶稳定边界线的距离，f=3-4m；g- 安全宽度，g=h （ctg-ctg）；-台阶坡面角；-台 阶稳定坡面角。铁路运输最小工作平台的宽度等于Bmin=b+c1+d1+e1+f+gc1-爆堆坡底线至铁道线路中心线间距，c1=2-3m；d1 铁路线中心线间距，同向架线时 d16.5m，背向架线时d18.5m；e1-外侧线路中心至动力电杆间距，e1=3m。单斗生产挖掘机的生产能力挖掘机的生产能力是指单位时间内，从工作面采装出的矿岩实房体积或重量。根据计算时间的单位不同，可分为班、日、月、年的生
23、产能力。Qw=60ETHh/KptE-铲斗容积T-每班工作时间-班工作时间利用系数KH-满斗系数t-挖掘机工作循环时间（min）Kp-矿岩在铲斗中的松散系数，中硬及中硬一下的矿岩 Kp=1.3-1.5，坚硬矿岩 Kp=1.5-1.7挖掘机年生产能力Qwn=QwMw（m/a）Mw-挖掘机年工作班数，即由日历天数扣除节假日、计划检修、气候影响等停机时间后的实际天数，Mw=mw。w-挖掘机出勤率m-年日 历班数。1、平均剥采比 np 指露天开采境界的岩石总量与矿石总量之比。Np=最终帮坡角由公式计算 tg 计算得到)(ctgahnb故 59.1，小于 60。式中：为最终边坡角；h为台阶高度；b安全平
24、台和清扫平台；台阶坡面角。3、按经济合理服务年限进行验证25.4 万 m/a)1(TQA式中：Q开采范围内矿石储量 92.13 万 m3；矿石回收率，露天开采回收率定为 91%；T矿山经济合理服务年限，根据矿山条件设计采用 3.3a；废石混入率，露天开采，设计采用 0%。经济合理剥采比的确定露天采出单位体积的矿石成本，由纯采矿成本和剥离成本俩部分组成，即Cl=a+nbCl-露天开采的矿石成本（元/m）a- 露天开采的纯矿石的成本（不包含剥离）（元/t）b- 露天开采的剥离成本（t/m）-矿 石容重（t/m）n-剥采比（m/m）根据上述原则列出下式。a+nb=CD由上式得出经济合理剥采比 n 为
25、n=（C-a）/b（m/m）露天矿场的最小底宽及最终边坡角的确定当采用汽车运输时，底宽应满足汽车调车的要求。采用回返式调车时，底宽为Bmin=2（Rcmin+0.5bc+e）采用折返式调车时，则Bmin=Rcmin+0.5bc+2e+0.5Lc式中 Rcmin-汽车最小转弯半径（m）bc-汽车宽度（m）；e-汽车距边距的安全距离Le-汽车长度。露天矿矿岩生产能力（采剥总量）与生产剥采比和矿石的生产能力的关系为：A=Ak/p+nsAk=Ak（1/p+ns）（m/a）A- 露天矿矿岩生产能力（m/a）Ak-露天矿矿石生产能力（t/a）ns-生产剥采比（m/t）p-矿石荣重（t/m）A=Ak（1+n
26、）（m/a 或 t/a）缓帮开采的工作帮坡角计算公式：tg=h/hctg+Bh- 台阶高度（m）B- 工作平盘宽度（m）陡帮开采工作帮坡面角的确定：tg=nh/Bp+（n+1）b+nhtgn-组内台阶数；-台阶坡面角。一个采矿台阶可能布置的挖掘机台数：Nwt=LT /LcNwt-一个采矿台阶可能布置的挖掘机数（台）LT 台阶工作线长度；Lc-采区长度。采矿工作帮的水平投影长度为M=M/（1ctgtg）M-采矿工作帮的水平投影；M-矿体水平厚度；-矿体倾角；-工作帮坡角；“”-采 矿工程从下 盘向上 盘推进时去“+”，反之取“-”当工作平盘宽度相同时，可能同时工作的台阶数为m= M/B+htgC- 工作平盘宽度；h-台 阶 高度；-台阶坡面角。m=M/(1ctgtg)(B+hctg)露天矿的生产能力Ak=NwkmQwk (t/a) Ak 采矿挖掘机平均生产能力。矿山工程的延深速度是根据新水平的准备时间所完成的台阶高度，折合成每年下降进尺，又称下降速度，其计算公式为u=h /T h-新水平台阶高度（m）T-新水平开拓准备时间 （a）。
