1、计算公式一、矿山服务年限计算N= (a)式中:N矿山服务年限 (a);Q设计运用储量 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拟定矿山生产能力(露天)A= (a)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(地下开采)A= K1K2E (万t)式中:A矿山年生产能力 万t/a;V回采工作面下降
2、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)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矿块运用系数 (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A=A(1+ns)=Ak+nsAk (万t/a)式中:A年矿岩总生产能力 t/a;A
3、年矿石生产能力 t/a;ns生产剥采比 t/t;5、露天矿也许达成的生产能力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 (汽车运送为1-2);N=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A= L=0.2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
4、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:Q1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:Q1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/min3按排尘风速计算Qz=VS m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=Q1+Q2+Q3最终矿
5、井风量的拟定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=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 m L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:Qmax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入渗区汇水面积 m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Qm=HF/1000式中:Qm正常降雨涌水量 m3/dH平均及降雨量 mm F机械排水担负的汇水面积 m2 正常降雨地表径流系数直
6、 (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=式中:Q竖井成矿坑的涌水量 m3/d H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的拟定:当开采范围为不规则形状时 r=当天采范围为矩形时 r= F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、排土场合需容积Vy=VsKs/(1+Kc)式中:Vy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
7、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、重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:Vb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潜孔钻机时间运用系数 (0.6-0.4)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达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
8、-冲击能运用系数,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档硬度矿岩一般为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)式中:QB挖掘机台班生产能力 m3/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挖掘机工作时间运用系数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=Qc
9、Nn式中:QB挖掘机台年生产能力 m3/a Qc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)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 时间运用系数 (0.7-0.75)q铲土板中的容土量 m3 Kp松散系数 (1.1-1.28)5、汽车台班运送能力计算 (4.5-7.0t)A=K1K2式中:A自卸汽车台班运送能力 t/台班 G自卸汽车额定载重量 t K1汽车载重运用系数 (0.82-1.0) K2汽车时间运用系数 (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
10、车的时间 minty汽车往返运营时间 minty=汽车平均运距 kmv汽车平均运营速度 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;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、重要设备所需台数计算1、潜孔钻机所需台数N=式中:N所需钻机数量 台 Q设计的矿山规模 t/a p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%
11、 (7-10%)2、凿岩机所需台数(一次浅孔凿岩爆破)N=式中:N每班工作的凿岩机台数 Q矿山每班平均爆破量 t Vb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=式中:N挖掘机台数 A年剥采量 m3 QB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=K1式中:N推土机数量 Vc每班推岩量 m3 Q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=式中:N汽车所需台数 台
12、Q露天矿年运送量 t/a K3运送不均衡系数 (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(Njh)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,是拟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,拟定经济合理剥采比,即:Njh=式中:Njh经济合理剥采比 t/t或m3/m3 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(Nj)是指露天矿
13、开采境界每增长一个单位深度H所发生的岩石增量V与矿石增量A的比值,即:Nj=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=式中:Nj境界剥采比 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(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=式中:Np平均剥采比 V开采境界内岩石总量 t或m3 A开采境界内矿石总量 t或m34、生产剥采比(Ns)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=式中:Ns生产剥采比 V最大几个分层的总剥离量 t或m
14、3A最大几个分层的总矿石量 t或m35、上述几个剥采比是拟定露天矿境界和经济合理性的重要依据,并规定:NpNjh NjNjh NsNjh露天矿资源开发运用方案编制提纲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公司经济类型、法人代表1.4矿山开采现状1.5矿山设计依据1.6重要设计原则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矿体特性 附“矿体特性表”2.3.3矿石质量2.
15、4矿产资源储量 附“露天采场内矿岩量表”2.5开采技术条件 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、重要建设方案的拟定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设计运用储量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
16、拓运送方式的拟定4.4.2开拓运送系统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装载运送工作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、总图运送5.1设计基础资料5.2运送系统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
17、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矿岩运送5.4.1矿石运送5.4.2岩石运送与堆置5.4.3运送及排土设备 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
18、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、油化能花费、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)精矿制导致本估算 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“重要技术经济指标汇总表”8.2.9评价结论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重要污染源、污染物及
19、其控制措施 1)重要污染源 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灾害性事故的应急解决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
20、-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- 爆堆坡底线至汽车边沿距离;d- 汽车运营的宽度(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-c
21、tg);-台阶坡面角;-台阶稳定坡面角。铁路运送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、年的生产能力。Qw=60ETHh/KptE-铲斗容积T-每班工作时间-班工作时间运用系数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
22、=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计算得到故59.1,小于60。式中:为最终边坡角;h为台阶高度;b安全平台和清扫平台;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
23、率,露天开采,设计采用0%。经济合理剥采比的拟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n=(C-a)/b(m/m)露天矿场的最小底宽及最终边坡角的拟定当采用汽车运送时,底宽应满足汽车调车的规定。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
24、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)(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拟定:tg=nh/Bp+(n+1)b+nhtgn-组内台阶数;-台阶坡面角。一个采矿台阶也许布置的挖掘机台数:N
25、wt=LT /LcNwt-一个采矿台阶也许布置的挖掘机数(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动时去“+”,反之取“-”当工作平盘宽度相同时,也许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毕的台阶高度,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)。