设计用计算公式.docx
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设计用计算公式
计算公式
一、矿山服务年限计算
N=
QA（1e）
（a）
式中：
N—矿山服务年限（a）；
Q—设计利用储量η—矿石回采率
A—矿山年产量e—废石混入率
二、矿山生产能力计算
万t；
%；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%）
万t/a；
%；（地下开采10%，露天开采5%）
1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天）
A=
PVH（1e）
（a）
式中：
A—矿山生产能力P—水平分层平均矿量V—采矿工程年延深速度η—矿石回收率H—阶段高度e—废石混入率
万t/a；
万t；
m/a；
%；
m；
%；
2、根据矿山开采年下降速度计算和验证矿山生产能力（地下开采）
A=
VS1
K1·K2·E
（万t）
式中：
A—矿山年生产能力
万t/a；
2
3
V—回采工作面下降速度S—矿体开采面积
—矿石体重
α—矿石回收率
β—废石混入率
m/a；（浅孔留矿为10-25m/a）m；
t/m；
%；（80%-90%）
%；（10%-20%）
E—地质影响系数（0.7-0.9）；K1—矿体倾角修正系数
K
2
—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=
NQKE1Z
（万t/a）
式中：
A—矿山生产能力Q—矿块生产能力N—分布矿块数
万t/a；
万t/a；
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%）；
4、露天矿总生产能力计算
Aα=A（1+ns）（万t/a）
式中：
A
α—年矿岩总生产能力
t/a；
A—年矿石生产能力
t/a；
n
s
—生产剥采比
t/t；
5、露天矿可能达到的生产能力
A=N·n·Q
（t/a）
3
3
3
式中：
A—露天矿矿石年产量Q—挖掘机生产能力
t/a；
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=
L
Lo
L—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
Q
A=
L
L=0.2
千
Q
式中：
A—矿山年生产能力Q—境界内矿石储量L—矿山寿命
三、矿井需风量、负压计算
t/a；
t；
a；
1）风量计算
①按井下同时工作的最多人数计算Q=qNm/min
式中：
Q—矿井需风量q—每人用风量N—最多入井人数
m/min；
4m/min；
人；
②按矿井各地点实际需要风量的总和计算a、采场需风量
3
3
3
3
3
3
3
3
1°按排除采场炮烟计算
Q
1
=A·25m/min
式中：
Q1—按排除采场炮烟所需的风量A—每次爆破使用的最大炸药量25—每kg炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算
Q1=V·S
m/min；
kg；
式中：
Q
1
—按采场排尘所需的风量
m/min；
V—“规程”规定风速
S—采场通风断面积
b、掘进工作面需风量
1°按一次爆破的最大炸药量计算Qz=25Am/min
2°按生产过程中最多人数计算Qz=Qnm/min
3°按排尘风速计算
Qz=V·Sm/min
c、硐室需风量
Q3=40m/min～80m/min
d、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3
③最终矿井风量的确定
取0.25m/s
m
Q=KQ
总
m/min
3
′
3
′
2
3
2
式中：
K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算
H=RQ
2
Pa
R=
PLS
式中：
H—矿井通风摩擦阻力R—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量
—巷道通风摩擦阻力系数P—巷道周长
L—巷道长度
四、矿井涌水量计算
Pa
m/s
m
m
1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Qmax=Hp·F·φ/1000
式中：
Q
max
—最大降雨时露天采坑的涌水量
m/d
Hp—设计频率暴雨量
mm
φ—暴雨地表径流系数（0.5-0.9）
F—入渗区汇水面积
2、露天采坑正常降雨涌水量计算Qm=H·F·φ/1000
式中：
Q
m—正常降雨涌水量
H—平均及降雨量
F—机械排水担负的汇水面积
m/d
mm
m
m
φ—正常降雨地表径流系数直（0.3-0.5）
3
3
3
3
3
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=
1.366K（2HS）SR
eg（）
r
式中：
Q—竖井成矿坑的涌水量H—潜水含水层厚度
K—渗透系数
S—水位降深
R—影响半径
r—竖井半径成矿坑引用半径矿坑引用半径r的确定：
m/d
m
m/d
m
m
m
当开采范围为不规则形状时
r=
F
当天采范围为矩形时
r=
ab
4
F—为开采面积
α、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=Vs·Ks/（1+Kc）
式中：
V
y
—排土场设计的有效容积
m
Vs—剥离岩土的实系数
m
K
s
—岩土的松散系数
m
Kc—岩土的下沉率（%）（7%-15%）2、排土场的设计总容积
V=K1·Vy
m
3
3
1
1
3
s
式中：
V—排土场的设计总容积
m
V
y
—排土场的设计容积
m
K1—容积富余系数（1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算
α2=（1-γ）d
2
式中：
α
2
—采区采出矿石品位
%（或g/t）
γ—废石混入率
%
d
2
—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=0.6·υ·Tb·η
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
η—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）
υ—潜孔钻机钻进进度
cm/min
V
b
一般为15-32m/台·班
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
Q
B
=
3600EKmTBDKs
m/台·班（1.0-2.0斗容积）
式中：
QB—挖掘机台班生产能力T—挖掘机装载循环时间
m/台·班s（40）
3
3
3
E—铲斗容积m
（1.0-2.0）
K
m—铲斗装满系数
（0.8-0.9）
Ks—岩石松散系数
D—每班工作小时数
ηB—挖掘机工作时间利用系数
（1.5）
Q
B
：
1m铲斗为8-15m/台·班，2m铲斗为20-28m/台·班。
挖掘机台年生产能力计算
Q
B
=Q
c·N·n
式中：
QB—挖掘机台年生产能力
m/a
Q
c—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=
480q
TKp
m/台·班（推移土岩）
式中：
Q—推土机生产能力
T—作业循环所需时间的平均值
m/台·班min
η—时间利用系数（0.7-0.75）
q—铲土板中的容土量
m
Kp—松散系数（1.1-1.28）5、汽车台班运输能力计算（4.5-7.0t）
A=
480G
T
K1·K2
式中：
A—自卸汽车台班运输能力
t/台·班
3
G—自卸汽车额定载重量
t
K
1
—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T=tx+ty+tq+tz
min
tx
—挖掘机装满1辆汽车的时间min
ty—汽车往返运行时间
min
ty=
120l
v
l—汽车平均运距
v—汽车平均运行速度tq—汽车卸载时间
tz—汽车调头和停留时间
八、主要设备所需台数计算1、潜孔钻机所需台数
km
km/h（查表）（一般取1min）（3-5min）
N=
Qqp（1e）
式中：
N—所需钻机数量Q—设计的矿山规模p—钻机台年穿孔效率
台
t/a
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=14-17m/m）
e—废孔率%
（7-10%）
2、凿岩机所需台数（一次浅孔凿岩爆破）
N=
Q
Vbq
3
3
3
3
3
式中：
N—每班工作的凿岩机台数Q—矿山每班平均爆破量Vb—凿岩机生产能力q—每米孔的爆破量
t
m/台·班（21-32）t/m（1.2-1.4m/m）
凿岩机备用率为100%一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=
A
QB
式中：
N—挖掘机台数A—年剥采量
QB—挖掘机台年效率
m
m/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=
Vc
Q
K
1
式中：
N—推土机数量
V
c—每班推岩量
m
Q—推土机生产能力
m/台·班
K
1
—检修系数（1.2-1.25）
5、汽车所需台数计算
N=
QK3CHAK
4
式中：
N—汽车所需台数
台
33
Q—露天矿年运输量
t/a
K
3
—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
K
4
—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：
N
jh
=
ca
b
式中：
N
jh
—经济合理剥采比
t/t或m/m
c—地下开采矿石成本元/t
a—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ΔH所发生的岩石增量ΔV与矿石增量ΔA的比值，即：
Nj=
V
A
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。
2
2
3
3
3
3
Nj=
SS
So
o
式中：
N
j—境界剥采比
S—露天矿境内矿岩水平投影总面积
m
S
o
—露天矿底和边邦上矿石水平投影总面积
m
3、平均剥采比（Np）
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=
V
A
式中：
Np—平均剥采比
V—开采境界内岩石总量A—开采境界内矿石总量
t或m
t或m
4、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：
N
s
=
V
A
式中：
N
s
—生产剥采比
ΣV—最大几个分层的总剥离量ΣA—最大几个分层的总矿石量
t或m
t或m
5、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据，并要求：
Np≤Njh
Nj≤Njh
Ns≤Njh
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
附“矿区交通位置图”
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2.3.3矿石质量2.4矿产资源储量2.5开采技术条件
附“矿体特征表”
附“露天采场内矿岩量表”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4.5.2装载运输工作
附“爆破材料消耗表”
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运输系统
5.2.1各段道路设计坡度及坡长5.2.2道路技术标准
5.3排土场
5.3.1露天矿剥岩量
附“道路坡度及坡长表”
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
8、技术经济
附“固定资产投资分析表”“固定资产投资估算表”
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8.1.3劳动生产率
附“职工定员表”
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
附“总成本及费用表”
8.2.8评价指标8.2.9评价结论
附“主要技术经济指标汇总表”
9、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
①粉尘
②废水
③固体废物
④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
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