矿山开采设计用计算定律
采煤设计一般原则

2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量=(122b)+(333)×k其中,k-可信度系数,根据本井田内地质构造、煤层稳定性,k取0.8。
矿井工业资源/储量=(122b)+(333)×k=544+1001×0.8=1344.8万t3、矿井设计资源/储量矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。
即:矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失=1344.8-10.85-57.17-94.66=1182.12(万吨)永久煤柱损失的计算:a.断层煤柱损失:井田内无断层,故无断层煤柱损失。
b.防水煤柱损失:采空区防水煤柱=采空区长×20×采高×比重c.地面永久煤柱:在井田范围内村寨,压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层,设计留设保护煤柱,其保安煤柱留设原则:首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带,然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积,然后计算煤柱。
d.井田境界煤柱:以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。
煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。
防水煤柱10.85万吨,村寨煤柱57.17万吨,井田境界煤柱94.66万吨,井筒、工业场地煤柱35.68万吨,二、矿井生产能力1、确定矿井设计生产能力的主要原则(1)符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。
(2)立足于已探明、控制的资源/储量及范围,并考虑长远的发展。
(3)客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件(特别是瓦斯)等进行分析研究。
考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序,按照合理集中生产的原则,对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。
矿山开采设计用计算公式

计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η (a ) 式中:N —矿山服务年限 (a );Q —设计利用储量 万t ;η—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=)1(e H V P -⋅⋅η (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 ;η—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=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E (万t ) 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 m 2;γ—矿石体重 t/m 3;α—矿石回收率%;(80%-90%)β—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=Z EKQN-⋅⋅⋅1(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+n s)=Ak+nsAk (万t/a)式中:Aα—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)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=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ;L o —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=LQ L=0.2千Q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①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中:Q —矿井需风量 m 3/min ;q —每人用风量 4m 3/min ;N —最多入井人数 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1°按排除采场炮烟计算Q 1=A ·25 m 3/min式中:Q 1—按排除采场炮烟所需的风量 m 3/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=V·S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Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min~80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③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=3S LP⋅⋅γ式中:H—矿井通风摩擦阻力Pa R—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量m3/sγ—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Q max =H p ·F ·φ′/1000式中:Q max —最大降雨时露天采坑的涌水量 m 3/dH p —设计频率暴雨量 mmφ′—暴雨地表径流系数 (0.5-0.9)F —入渗区汇水面积 m 22、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m =H ·F ·φ/1000式中:Q m —正常降雨涌水量 m 3/dH —平均及降雨量 mmF —机械排水担负的汇水面积 m 2φ—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=)()2(366.1rR eg S S H K 式中:Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/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=πF当天采范围为矩形时r=4ba+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V y=V s·K s/(1+Kc)式中:V y—排土场设计的有效容积m3V s—剥离岩土的实系数m3K s—岩土的松散系数m3K c—岩土的下沉率(%)(7%-15%)2、排土场的设计总容积V=K1·V y m3式中:V—排土场的设计总容积m3V y—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α12=(1-γ)d2式中:α12—采区采出矿石品位%(或g/t)γ—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V b=0.6·υ·T b·η式中:V b—潜孔钻机台班生产能力m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间minη—潜孔钻机时间利用系数(0.6-0.4)υ—潜孔钻机钻进进度cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD²E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/cm³);k-冲击能利用系数,0.6-0.8.②v=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。
矿山建设工程量计算规则

矿山建设工程量计算规则一、工程量计算单位1.体积计算单位:立方米(m3)。
2.面积计算单位:平方米(m2)。
3.长度计算单位:米、千米(m、km)。
4.重量计算单位:吨、千克(t、kg)。
5.件数计算单位:件(个、根、架、组)。
6.机械班次计算单位:台班。
二、工程量计算准确度1.立方米(m3)、平方米(m2)、米(m)以下取两位。
2.吨(t)以下取三位。
3.千克(kg)、件、个、根、架、组取整数。
三、井巷工程的掘进及支护工程量计算1.掘进断面按设计掘进断面计算,不包括水沟、电缆沟、管子沟等掘进断面。
掘进工程量不计算墙基础量,支护工程量计算墙基础量。
施工中发生的片邦冒顶隐蔽工程量以及施工验收规范允许的超挖量,计算工程量时不得计入掘进量或掘进断面中。
采用先导硐后刷大施工方法施工的巷道,掘进工程量应根据所有掘进和刷大各阶段的巷道工程量总和计算。
2.井巷工程掘进定额是按100m3编制的,工程量按设计掘进断面乘以井巷长度计算。
3.喷射混凝土永久支护工程:定额内已包括30㎜厚的填凹垫层,喷射砂浆支护定额已包含5㎜厚垫层,计算工程量时不得增加这部分工程量。
4.井巷工程掘进及支护体积应根据附表“一般井巷断面掘进及支护工程量计算公式”计算。
5.当壁后发生片帮冒顶的隐蔽工程时计算其出矸量与充填量,套用相应定额子目。
一、各种不同结构部分工程量计算规定1.坑木支架和方木——按设计木材体积计算。
2.金属支架、金属结构件——按设计的金属结构重量计算(金属支架包括附件重量)。
3.混凝土、砖、石、混凝土砖砌筑——按设计砌体体积计算。
4.钢筋混凝土——按设计混凝土体积和钢筋的重量计算。
5.混凝土支架——按设计架数和不同的设计规格计算体积。
6.锚杆(索)支护——按设计的根数计算。
7.喷射混凝土、砂浆支护——按设计喷射体的体积计算。
8.带金属网锚喷支护——金属网按重量、锚杆(索)按根数、喷体按设计的体积计算。
9.排水沟——按设计体积计算。
矿山生产计算公式

1.采出矿石品位采出矿石品位是指采出矿石中所含主要成分总量占开采矿石量的百分比。
其计算公式为:采出矿石品位(%)= 采出矿石量中主要成分总含量(吨)×100%/开采矿石量(吨)计算说明:(1)采出矿石含主要成分总量,铁矿、锰矿、铬矿是指金属含量,其它非金属矿是指有用主要成分的含量。
铁矿石按全铁计算,凡涉及含铁量处均按全铁计算。
(2)采出矿石含主要成分总量,露天矿应根据各采场穿孔或爆堆取样化验的矿石品位;地下矿根据各个采掘工作面刻槽或钻孔取样化验的矿石品位,按加权算术平均法计算。
(3)采出矿石量是指掌子出矿量及剥离(掘进)带矿之和,不包括地面回收矿石。
2.采矿回采率是指采矿过程中,采出矿石量占该采场或采矿区域内资源储量的百分比值,是反映矿山开采过程中对矿产资源利用情况的指标。
其计算公式:某个矿山企业辖有1号、2号两个坑内开采井田,还有一个3号露天采场。
井田名称年采出矿石量开采回采率1号坑100万吨75%2号坑50万吨85%3号露天采场30万吨95%(1)采用算术加权平均计算公式:开采总回采率=(100×75+50×85+30×95)/(100+50+30)=81.1(%)(2)采用算术调和加权平均计算公式:开采总回采率=(100+50+30)/(100/75+50/85+30/95)=80.5(%)汇总的开采回采率采一律采用加权平均的计算方法,计算开采同一矿产的各类矿山企业的总回采率。
具体计算时,可以各矿山企业当年变动储量中的采出矿石量作为权数,采用算术加权平均计算公式或算术调和加权平均计算公式进行计算,其中后者的计算精度高于前者。
3.矿石贫化率是工业储量矿石品位与采出矿石品位之间对采出工业储量矿石品位之比用百分比表示。
其计算公式为:式中:ρ ——贫化率,%;α ——工业储量矿石品位,%;α′——采出矿石(包含混入的废石)的品位,%4.选矿回收率是指精矿中某金属总量与原矿中该金属总量之比。
矿井速度计算,设计依据

(一) 设计依据
1.主井提升
1) 矿井年产量A(t/a);
2) 工作制度即年工作日数br,日工作小时数t,《煤炭工业设计规范》规定:br = 330d,t = 16h;
3) 矿井开采水平数及各水平服务年限;
4) 矿井深度Hs,即井口至各开采水平的深度;
5) 卸载水平与井口的高差Hx(m),可按下列数据选取:
对于底卸式箕斗:Hx=15~25m,
对于普通罐笼:Hx=0~15m;
6) 装载水平与井下运输水平的高差Hz(m),对于底卸式箕斗:Hz=18~25m;
7) 煤的散集密度(t/m3);
8) 提升方式:箕斗或罐笼;
9) 矿井电压等级。
2.副井提升
1) 矸石年产量:
如无特别指出时,可取煤炭产量的15~20%;
最大班出矸石按日出矸石量的50%计算;
2) 最大班下井人员数目(人/班);立井的最大班工人下井时间,不应超过40min;最大班作业时间按6h计算。
3) 矿井深度Hs (m);
4) 每班下井材料、设备、炸药次数。
(次/班);
5) 提升罐笼型式规格,罐笼质量(kg),矿车质量(kg);
6) 矸石散集密度(t/m3)。
(二) 设计的主要内容
1、计算并选择提升容器;
2、计算并选择提升钢丝绳,
3、计算并选择提升机;
4、提升电动机的预选;
5、提升机与井筒相对位置的计算;
6、运动学及动力学计算;
7、电动机功率的验算;
8、计算吨煤电耗(对于主井提升);
9、制定最大班作业时间平衡表(对于副井)。
1.主井提升。
煤矿相关计算公式

煤矿相关计算公式
煤矿是利用煤炭资源进行开采和加工的工作场所,涉及到许多计算公式。
下面是一些与煤矿相关的常见计算公式:
1.煤矿开采量计算:
开采量=采煤工作面产量×采煤时间
2.煤矿产煤率计算:
产煤率=开采量/开采面积
3.煤矿回采率计算:
回采率=采出煤量/可回采煤储量
4.煤矿采空区体积计算:
采空区体积=煤柱宽度×开采面积×最大开采高度
5.煤矿更新率计算:
更新率=可更新煤储量/可回采煤储量
6.煤矿损失率计算:
损失率=非可回采煤储量/可回采煤储量
7.煤矿矿井支承压力计算:
矿井支承压力=矿床厚度×在采煤机作业面单位面积煤量
8.煤矿采煤机利用系数计算:
采煤机利用系数=采煤机实际工作时间/采煤机总工作时间
9.煤矿采空区面积计算:
采空区面积=开采面积×采空率
10.煤矿煤炭资源评估计算:
煤炭资源量=煤层面积×煤层厚度×煤层有效含煤率
11.煤矿企业能耗计算:
能耗=煤矿岗位能耗+其他能耗
以上是一些常见的煤矿相关计算公式,这些公式可以用于煤矿的生产管理、资源评估、能耗分析等方面。
需要注意的是,煤矿业存在许多复杂的因素和变量,因此在实际应用中,可能需要综合考虑更多因素和进行修正。
煤矿常用计算公式

煤矿常用计算公式煤矿常用的计算公式主要涉及以下几个方面:煤矿生产能力、煤矿设计和开采参数、矿井工程和矿山安全等。
以下是一些常用的计算公式:1.煤矿生产能力计算公式:煤矿生产能力(t/y)=煤层产前储量(t)/矿井生产寿命(年)2.煤矿设计和开采参数计算公式:(1)岩石的堆积密度计算公式:岩石堆积密度(t/m^3)=岩石的容重(t/m^3)×(1+含水量)(2)煤炭的资源量计算公式:煤炭资源量(t)=采区面积(m^2)×煤层厚度(m)×煤层的堆积密度(t/m^3)(3)矿井排水量计算公式:矿井排水量(m^3/d)=采区面积(m^2)×煤层厚度(m)×煤层的含水量(%)(4)矿井高度计算公式:矿井高度(m)=矿井深度(m)-井底煤层厚度(m)-井顶底板距离(m)3.矿井工程计算公式:(1)矿井调度周期计算公式:矿井调度周期(年)=采区面积(m^2)/矿井生产面积流量(m^2/d)(2)采场回采期计算公式:采场回采期(天)=采场煤炭储量(t)/日产量(t/d)(3)矿井支护设计计算公式:矿井支护的设计高度(m)=煤层强度(MPa)×矿井高度(m)/支护巷道宽度(m)4.矿山安全计算公式:(1)瓦斯抽放能力计算公式:瓦斯抽放能力(m^3/min)= 瓦斯含量(%)× 瓦斯抽放效率(%)× 矿井生产瓦斯排放量(m^3/min)(2)煤与瓦斯突出危险预警公式:煤与瓦斯突出危险指数=α×Q/(α1+α2)(3)慢性顶板突出危险指数计算公式:慢性顶板突出危险指数=(H×L)/(E×S)以上只是煤矿常用的一些计算公式,根据具体情况还有其他公式或参数可供使用。
在煤矿生产和矿山安全管理中,正确应用这些计算公式对于提高生产效能和保障矿山安全具有重要意义。
选矿常用计算公式

选矿常用计算公式选矿常用计算公式1、品位:一般用化学分析确定α一原矿品位,β—精矿品位,θ—尾矿品位2、产率:(1)用重量计算γ精= Q K/ Q n*(100%) γ尾= Q n- Q k/ Q n*(100%)式中:Q n、Q k分别为原矿和精矿重量(吨)(2)用品位计算γ精=α-θ/β-θ*(100%) γ尾=1- γ精(3)用回收率计算γ精=α·ε/β*100%式中:ε为回收率3、选矿比:(1)用重量计算K重= Q k/ Q n(倍)(2)用品位计算K重=β-θ/α-θ(倍)4、富矿比:I n=β/α(倍)5、破碎比:I=D max/d min 式中:D max破碎前物料最大块直径(mm) d min破碎后物料最大块直径(mm)6、单个矿块粒度计算:d=(a+b+c)/3 式中:a、b、c分别为块矿的长、宽、高尺寸7、筛分效率:(1)E1=β(α-θ)/α(β-θ)*100%(2)E2=C/(θ*α)*100%式中:α、β、θ分别为给矿、筛下、筛上产物中小于筛孔尺寸粒级的百分含量,C为筛下产品重量8、破碎机作业率:作=t实/t计*100% 式中:t实为破碎机实际开车小时数t计为日历台数X台数X24小时(计开车小时数)9、球磨机作业率:计算方法同破碎机作业率10、球磨机台数能力:Q台= Q总/ t实(t/H)式中:Q台为球磨机1小时处理原矿吨数Q总为球磨机当班(或日、月、季、年等)处理原矿总吨数11、球磨机利用系数:系= Q台/V(t/H·m3)式中:?系为球磨机单位体积单位时间内处理的原矿量V为球磨机有效容积(m3)12、磨矿效率:q-200= Q台(γ溢-γ给)/V(t/H·m3)式中:q-200为磨机单位时间单位容积磨出指定粒级的矿山重量γ溢为溢流中指定粒级含量的百分数γ给为给矿中指定粒级含量的百分数13、按电耗计算磨矿效率:C= q·V/N(t/瓦·时)式中:C为按电耗计算得磨矿效率q为磨机单位时间单位容积的-200的含量N为单位时间磨机耗电量(度)14、球磨机转数:(1)临界转数n临=42.2/√D(转/分)(2)实际转数n实=32.2/√D-2b(转/分)(3)工作转数 2= 同/S(转/分)式中:D为球磨直径 b为球磨衬板厚度同为同步机转数 S为球磨机大、小齿轮之比(转数)15、装球量公式:G=φ·V·△式中:G为装球量(吨)φ为充填系数百分数(取40-45%)△为钢球堆比重(取△=4.85t/m3)16、装球直径(拉祖莫夫公式)D=f3√d式中:D为钢球直径(mm)f为矿石性质(硬度)系数(f在28-38-48)d为给矿最大直径(mm)17、介质球充填率:φ=50-127*b/D(%)式中:φ为钢(铁)球充填率(%)b为介质水平面距磨机筒体中心线高度(m)D为磨机有效直径(m)18、钢球重量:W=7.8*(π/6)D3式中:W为单个钢球重量(g或kg)D为钢球直径(mm)19、分级效率:E=(α-θ)(β-α)/α(β·θ)(1-α)*100% 式中:E为分级效率α为给矿中小于分级粒度含量(%)β为溢流中小于分级粒度含量(%)θ为沉砂中小于分级粒度含量(%)20、细筛筛分效率:计算公式同分级效率21、分级返砂循环负荷:C=(β-α)/(α-θ)*100%22、返砂比: C=S/ Q(%)式中:C为返砂比S为返砂量(吨)Q为新给矿量(吨)23、细筛分离粒度经验公式:(1)d=1/2·S·K式中:d为细筛分离粒度(mm)S 为筛孔尺寸(mm)K为系数(在0.75~1.25)(2)查表法S·d及倾角24、过滤效率:q精= Q总/∑m2·∑t(t/H·m3)式中:Q总为各台过滤机过滤干精矿之和(吨)∑m2为参加生产过滤机有效面积之和(m2)∑t为各台过滤机实际过滤时间之和(小时)25、回收率的计算:(1)实际回收率ε=(Q k*β)/(Q0*α)*100%(2)理论回收率ε=β(α-θ)/α(β-θ)*100%式中:Q k为精矿产量,Q0为尾矿产量磁选机磁场感应强度表示:1T(特斯拉)=1000mT(毫特斯拉)=10000GS(高斯)。
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计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η (a ) 式中:N —矿山服务年限 (a );Q —设计利用储量 万t ;η—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=)1(e H V P -⋅⋅η (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 ;η—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=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E (万t ) 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;γ—矿石体重t/m3;α—矿石回收率%;(80%-90%)β—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=Z EKQN-⋅⋅⋅1(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+n s)=Ak+nsAk (万t/a)式中:Aα—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)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=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ;L o —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=LQ L=0.2千Q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①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中:Q —矿井需风量 m 3/min ;q —每人用风量 4m 3/min ;N —最多入井人数 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1°按排除采场炮烟计算Q1=A·25 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=V·S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Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min~80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③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=3S LP⋅⋅γ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/sγ—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Q max=H p·F·φ′/1000式中:Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量m3/dH p—设计频率暴雨量mmφ′—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Q m=H·F·φ/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m2φ—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=)()2(366.1rR eg S S H K - 式中:Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/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=πF当天采范围为矩形时 r=4b a + 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V y =V s ·K s /(1+Kc)式中:V y —排土场设计的有效容积 m 3V s —剥离岩土的实系数 m 3K s —岩土的松散系数 m 3K c —岩土的下沉率(%) (7%-15%)2、排土场的设计总容积V=K 1·V y m 3式中:V—排土场的设计总容积m3V y—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α12=(1-γ)d2式中:α12—采区采出矿石品位%(或g/t)γ—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V b=0.6·υ·T b·η式中:V b—潜孔钻机台班生产能力m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间minη—潜孔钻机时间利用系数(0.6-0.4)υ—潜孔钻机钻进进度cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD²E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/cm³);k-冲击能利用系数,0.6-0.8.②v=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Q B=s Bm K TK E⋅⋅⋅⋅ η3600m3/台·班(1.0-2.0m3斗容积)式中:Q B—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)K m—铲斗装满系数(0.8-0.9)K s—岩石松散系数(1.5)—每班工作小时数ηB—挖掘机工作时间利用系数Q B: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Q B=Q c·N·n式中:Q B—挖掘机台年生产能力m3/aQ 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=KpT q ⋅⋅η480 m 3/台·班(推移土岩) 式中:Q —推土机生产能力 m 3/台·班 T —作业循环所需时间的平均值 minη—时间利用系数 (0.7-0.75)q —铲土板中的容土量 m 3K p —松散系数 (1.1-1.28)5、汽车台班运输能力计算 (4.5-7.0t ) A=TG 480K 1·K 2 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 tK 1—汽车载重利用系数 (0.82-1.0) K 2—汽车时间利用系数 (0.85-0.9)T —汽车周转一次所需时间 minT=t x +t y +t q +t zt x —挖掘机装满1辆汽车的时间 mint y —汽车往返运行时间 mint y =vl 120 l —汽车平均运距 kmv —汽车平均运行速度 km/h(查表)t q —汽车卸载时间 (一般取1min )t z —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 ½ (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 ³)破碎机入口宽度d ≤0.8F(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=)1(e qp Q 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=14-17m 3/m)e —废孔率% (7-10%)2、凿岩机所需台数(一次浅孔凿岩爆破) N=qV Q b 式中:N —每班工作的凿岩机台数Q —矿山每班平均爆破量 tV b —凿岩机生产能力 m/台·班(21-32)q —每米孔的爆破量 t/m (1.2-1.4m 3/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=BQ A 式中:N —挖掘机台数A —年剥采量 m 3Q B —挖掘机台年效率 m 3/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=QV c K 1 式中:N —推土机数量V c —每班推岩量 m 3Q —推土机生产能力 m 3/台·班K 1—检修系数 (1.2-1.25)5、汽车所需台数计算 N=43K A H C K Q ⋅⋅⋅⋅ 式中:N —汽车所需台数 台Q —露天矿年运输量 t/aK 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 =ba c - 式中:N jh —经济合理剥采比 t/t 或m 3/m 3c —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ΔH 所发生的岩石增量ΔV 与矿石增量ΔA 的比值,即:N j =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。