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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。
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。
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。
矿山开采回采储量计算公式
矿山开采损失量包括边角损失和装运损失，本矿山边角损失为矿区拐点无法开采部分，装运损失为开采场地中的损失，主要为因边坡滑落、剥离、夹石剔除、爆破飞散及装、卸、运等过程中所造成的矿石损失等。
矿山开采损失量为装运损失量与边角损失量之和，根据剖面图可计算如下：边角损失量=台阶数×台阶面积×边坡长度×容重
=7×35×3709.94×2.00
≈181.7871万t
装运损失量估略为1t矿石约损失0.01t，则装运损失量为：
装运损失量=828.8852×0.01=8.2889万t
开采损失量=181.7871+8.2889=190.076万t
根据《矿业权评估指南》(2006修订)矿业权评估收益途径评估方法和参数中计算公式可知：
采矿损失率=损失资源量/总资源量
×100%=190.076÷828.8852*100%=22.93%
采矿回采率=1-采矿损失率=77%
本矿山采矿回采率取γ＝77％
2、设计可采资源量（Qk）
设计可采储量＝设计利用资源储量－采矿损失量
＝768.0619－190.076
＝577.9859万t
3、矿山服务年限
设计可采资源量577.9859万t ，建设规模40万t/年。
矿山服务年限：
式中：T-矿山服务年限（a ）；
Qk-可采资源量（万t ）；
A-矿山设计生产能力40万t/年；
α—矿石贫化率（取0%）。
经计算，矿山服务年限约为14年，满足相应规范要求。
()[]()[])年(1445.1401409859.5771≈=-⨯=-⨯=αA Q T k。
一建矿业工程公式汇总矿业工程是一门综合性学科，涉及到矿山开采、选矿、矿山环境保护等方面。
在矿业工程的实践中，有许多公式被广泛应用于解决各种问题。
本文将汇总一些常用的一建矿业工程公式，并对其进行简要介绍和应用示例。
1. 矿山储量计算公式矿山储量是指矿藏中可以经济地开采的矿石量。
根据矿石体积或重量可以使用不同的公式计算矿山储量。
其中，体积法计算矿山储量的公式为：储量 = 可采矿体积× 矿石的平均容重2. 矿石品位计算公式矿石品位是指矿石中有用矿物的含量，通常以百分比表示。
矿石品位可以通过以下公式计算：品位 = 有用矿物的质量 / 矿石的总质量3. 矿石回收率计算公式矿石回收率是指从矿石中提取有用矿物的百分比。
矿石回收率可以通过以下公式计算：回收率 = 提取的有用矿物的质量 / 矿石中有用矿物的质量4. 矿石浓度计算公式矿石浓度是指在选矿过程中，矿石中有用矿物的质量与矿石总质量的比值。
矿石浓度可以通过以下公式计算：浓度 = 有用矿物的质量 / 矿石的总质量5. 矿山开采效率计算公式矿山开采效率是指在矿山开采过程中，实际开采的矿石量与矿山储量的比值。
矿山开采效率可以通过以下公式计算：开采效率 = 实际开采的矿石量 / 矿山储量6. 矿石处理能力计算公式矿石处理能力是指选矿厂或矿山每单位时间内处理的矿石量。
矿石处理能力可以通过以下公式计算：处理能力 = 每小时处理的矿石量7. 矿石运输能力计算公式矿石运输能力是指矿山或选矿厂每单位时间内运输的矿石量。
矿石运输能力可以通过以下公式计算：运输能力 = 每小时运输的矿石量8. 矿山采场面积计算公式矿山采场面积是指矿山开采区域的总面积。
矿山采场面积可以通过以下公式计算：采场面积 = 采场长度× 采场宽度9. 矿石开采周期计算公式矿石开采周期是指开采一定量矿石所需要的时间。
矿石开采周期可以通过以下公式计算：开采周期 = 矿山储量 / 每年开采量10. 矿石堆存容量计算公式矿石堆存容量是指矿石堆存场所能容纳的矿石量。
矿石品位计算公式矿石品位是指矿石中包含有用物质的含量。
在矿山开采过程中，矿石的品位是一个重要的指标，因为它能够反映矿石的价值和资源利用的经济效益。
本文将为大家介绍矿石品位的计算公式及其实际应用。
矿石品位计算公式的基本思想是根据矿石中含有有用物质的重量比例，计算出每吨矿石中有用物质的含量。
其公式如下：矿石品位（%）=（有用物质的重量÷ 矿石总重量）×100%其中，“有用物质的重量”指的是矿石中所含有用物质的质量或重量，比如金、银、铜、锡、铅等；“矿石总重量”指的是矿石的总质量或重量。
举个例子来说，假设我们要计算一块铜矿石的品位。
假设这块矿石的总重量为10吨，其中铜的重量为1吨。
根据矿石品位的计算公式，我们可以得到：矿石品位（%）=（1 ÷ 10）×100% = 10%因此，这块铜矿石的品位为10%。
这意味着每吨矿石中含有0.1吨（或100公斤）的铜。
矿石品位的计算对于矿山开采的规划、生产、管理和经济效益的评估和分析都具有非常重要的作用。
例如，矿石品位可以作为矿山资源储量的重要参数来帮助矿山评价和监测矿山储量变化，制定资源规划和开采策略；矿石品位还可以作为矿物加工和冶炼工艺技术性能的重要依据，判断处理技术的可行性和优劣，以及预测产品质量和产率；矿石品位还可以作为矿山投资价值和经济效益的重要参考，评估矿山开采的盈利能力和发展前景。
在实际的矿山开采和资源利用过程中，由于各种因素的影响，矿石品位的变化是常见的。
例如，矿体深度、形状、分布、结构、岩性、矿化程度、矿物粒度、地质环境、采矿方法、排水措施等都会对矿石品位产生影响。
因此，在进行矿山开采和资源利用的过程中，需要不断地进行矿石品位的监测和分析，根据实际情况调整开采策略和处理方案，实现资源的高效利用和经济效益的最大化。
总之，矿石品位计算公式是矿山开采和资源利用中非常重要的工具，它可以帮助我们准确地评估和分析矿石资源的价值和开采潜力。
矿井水文地质常用计算公式目录一、突水系数公式： (1)二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)： (2)三、防水煤柱经验公式： (2)四、老空积水量估算公式： (3)五、明渠稳定均匀流计算公式： (4)六、矿井排水能力计算公式： (4)㈠矿井正常排水能力计算： (4)㈡抢险排水能力计算： (5)㈢排水扬程的计算： (5)㈣排水管径计算： (5)㈤排水时间计算： (6)㈥水仓容量： (6)七、矿井涌水量计算： (6)八、矿井水文点流量测定计算方法： (7)㈠容积法： (7)㈡淹没法： (7)㈢浮标法： (7)㈣堰测法： (7)九、浆液注入量预算公式： (8)十、常用注浆材料计算公式及参数： (9)㈠普通水泥主要性质： (9)㈡水泥浆配制公式： (9)㈢水玻璃浓度 (10)㈣粘土浆主要参数： (10)十一、钻探常用计算公式： (10)十二、单孔出水量估算公式： (11)十三、注浆压力计算公式： (11)十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12)十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12)十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)一、突水系数公式：㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg)式中：Ts—突水系数（MPa/m）；P—隔水层承受的水压（MPa）；M—底板隔水层厚度（m）；Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg—隔水层中危险导高（m）。
㈢公式主要用途：1.确定安全疏降水头；2.反映工作面受水威胁程度。
富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m；正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。
㈣参数取值依据：Ts—常用工作面最大突水系数。
一般按工作面最高水压，最薄有效隔水层厚度计算，或者对工作面分块段计算最大突水系数，取最大一个值作为工作面的最大突水系数。
P—最大水压的取值，一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得，水压值计算至含水层顶面。
悬顶面积计算公式煤矿煤矿悬顶面积计算公式是指在煤矿开采的过程中，为了保证矿山工作面的安全和稳定，需要计算矿层底板和上覆岩层之间的悬顶面积。
下面将详细介绍煤矿悬顶面积计算的相关内容。
1.悬顶面积的定义和意义：悬顶面积是指煤矿开采工作面上部矿层底板与上覆岩层之间的区域面积，是评估煤矿工作面风险和安全性的重要指标之一、确定悬顶面积大小能够帮助矿山工程师设计合理的支护结构和制定科学的工作面采矿方案，从而减少矿山灾害的发生，确保矿山工作面的安全和高效运营。
2.悬顶面积计算公式：煤矿悬顶面积的计算需要根据矿山地质条件和支护方案来确定，一般使用以下的计算公式：悬顶面积=接触压力×接触面积其中，接触压力是指矿层底板与上覆岩层之间的压力大小，一般由地质条件和煤层厚度决定。
接触面积是指矿层底板与上覆岩层之间的实际接触面积，需要根据矿层的几何形状和支护措施来确定。
3.悬顶面积计算的具体步骤：（1）首先，需要对矿层进行详细的测量和绘制地质剖面图。
测量包括煤层厚度、矿层倾角、矿层的水平延伸范围等，绘制地质剖面图则可以直观地展示煤层与上覆岩层之间的关系。
（2）根据地质剖面图，确定矿层底板与上覆岩层之间的接触线。
接触线是指矿层底板与上覆岩层之间的实际接触线条，可以采用直线或曲线来表示，具体根据地质构造和工程需要来确定。
（3）根据接触线的长度和矿层的几何形状，计算出矿层底板与上覆岩层之间的接触面积。
接触面积可以根据几何图形计算公式来求解，如矩形、三角形、梯形等。
（4）确定接触压力。
接触压力是指矿层底板与上覆岩层之间的压力大小，可以通过地质采样和岩石力学试验来确定。
根据不同的地质构造、煤层倾角和岩石的物理力学性质，可以选择不同的接触压力计算方法。
（5）最后，根据接触面积和接触压力，计算出煤矿悬顶面积。
将接触面积与接触压力相乘，即可得到悬顶面积的结果。
总结：煤矿悬顶面积的计算公式是通过确定接触面积和接触压力来评估煤矿工作面的安全性和稳定性。
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 m 3V 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/πD² E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（）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（）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（）；E—地质影响系数（）；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=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/s S—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=）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/d H p—设计频率暴雨量mm φ′—暴雨地表径流系数（）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/d H—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（）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=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（）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=·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（）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（cm3）;k-冲击能利用系数，（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。
矿山平硐井口高程计算公式矿山平硐井口高程计算是矿山工程中的重要计算之一，它是指在矿山开采过程中，为了确定井口的高程，以便进行矿井的设计和施工。
井口的高程计算需要考虑地质条件、地表起伏、矿层厚度等因素，因此需要一个合理的计算公式来进行准确计算。
矿山平硐井口高程计算公式可以根据矿山的具体地质条件和矿层情况来确定，一般来说，可以采用以下公式进行计算：H = h + (n-1) t。
其中，H为井口的高程，h为井口所在地的地面高程，n为矿层的层数，t为矿层的厚度。
这个公式的推导是基于矿层的叠加原理，即每一层矿层的厚度叠加在一起就可以得到井口的高程。
在实际应用中，可以根据具体的地质条件和矿层情况来确定n和t的数值，从而计算出井口的高程。
在进行矿山平硐井口高程计算时，需要考虑以下几个因素：1. 地质条件，不同的地质条件会对井口高程的计算产生影响，例如地表的起伏、地层的倾角等都需要考虑在内。
2. 矿层情况，矿层的厚度和层数是确定井口高程的重要因素，需要对矿层进行详细的调查和分析。
3. 工程要求，根据具体的矿山工程要求，确定井口高程的计算方法和精度要求。
在实际的矿山工程中，矿山平硐井口高程计算是一个非常重要的工作，它直接关系到矿山的开采和生产。
合理的井口高程计算可以为矿山的设计和施工提供重要的依据，从而保证矿山的安全和高效运行。
除了上述的计算公式之外，还有一些其他的计算方法可以用来确定井口高程，例如地面测量法、地质勘探法等。
这些方法都可以根据具体的矿山地质条件和工程要求来选择和应用。
总之，矿山平硐井口高程计算是矿山工程中的重要计算之一，它需要考虑地质条件、矿层情况和工程要求等多个因素，通过合理的计算方法和精确的数据来确定井口的高程，从而为矿山的设计和施工提供重要的依据。
在今后的矿山工程中，我们需要进一步研究和完善井口高程的计算方法，以满足矿山开采和生产的需要。
矿井水文地质常用计算公式目录一、突水系数公式： (1)二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)： (2)三、防水煤柱经验公式： (2)四、老空积水量估算公式： (3)五、明渠稳定均匀流计算公式： (4)六、矿井排水能力计算公式： (4)㈠矿井正常排水能力计算： (4)㈡抢险排水能力计算： (5)㈢排水扬程的计算： (5)㈣排水管径计算： (5)㈤排水时间计算： (6)㈥水仓容量： (6)七、矿井涌水量计算： (6)八、矿井水文点流量测定计算方法： (7)㈠容积法： (7)㈡淹没法： (7)㈢浮标法： (7)㈣堰测法： (7)九、浆液注入量预算公式： (8)十、常用注浆材料计算公式及参数： (9)㈠普通水泥主要性质： (9)㈡水泥浆配制公式： (9)㈢水玻璃浓度 (10)㈣粘土浆主要参数： (10)十一、钻探常用计算公式： (10)十二、单孔出水量估算公式： (11)十三、注浆压力计算公式： (11)十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12)十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12)十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)一、突水系数公式：㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg)式中：Ts—突水系数（MPa/m）；P—隔水层承受的水压（MPa）；M—底板隔水层厚度（m）；Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg—隔水层中危险导高（m）。
㈢公式主要用途：1.确定安全疏降水头；2.反映工作面受水威胁程度。
富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m；正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。
㈣参数取值依据：Ts—常用工作面最大突水系数。
一般按工作面最高水压，最薄有效隔水层厚度计算，或者对工作面分块段计算最大突水系数，取最大一个值作为工作面的最大突水系数。
P—最大水压的取值，一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得，水压值计算至含水层顶面。
采矿中的采掘比和采剥比发表评论(0)编辑词条采矿中的采掘比和采剥比采掘比是坑内开采的矿山，每采100t矿石所做的掘进工作量，也叫千吨掘进量。
它是反映采矿与掘进作业比例关系的指标。
正常的采掘比是保证矿山持续正常生产的重要条件。
其计算公式如下：采掘比(m/kt)=掘进量(m)/采矿量(t)采剥比是露天平均每采1t（或1m3）矿石需要剥离多少表土和岩石量。
因为矿床埋藏条件不同，各矿山的采剥比也不一样。
以我国露天铁矿为例，一般大型露天矿每采1t矿石表土，岩石剥离量不超过5～6t，中型矿不超过4～5t，小型矿不超过3～4t。
如果超过这个比例。
经济上就不合算了，一般就采用地下开采了。
经济合理剥采比的确定经济合理剥采比，是露天开采设计中确定露天矿最终境界的重要依据。
目前关于经济合理剥采比的确定方法很多，但归纳起来主要分两类，即比较法和价格法。
对于那些选用何种开采方式尚不明确的矿床，如矿体延深大、覆盖层不太厚的矿床和赋存于平缓地区的水平或倾角很小、延伸很长、覆盖层较厚的矿床，虽然在技术上可以预计在其上部用露天开采、下部用地下开采，但这种露天与地下联合开采方式相对于整个矿床用地下开采方式的经济合理性尚难直观判断。
需要用露天开采和地下开采的经济效果作比较来计算经济合理剥采比，以确定在经济上最有利的露天开采和地下开采的分界线。
常见的有原矿成本比较法、金属成本比较法和储量盈利比较法。
对那些能明显判定在经济上只宜采取露天开采的矿床和在技术上只能采取露天开采的矿床〈前者如埋藏不深、覆盖层薄或无覆盖层的较厚或厚度大的矿床，以及矿产品现行价格低于地下开采成本的矿床等；后者如各类地表砂矿床，高硫易燃矿床，矿岩松碎破裂、已产生移动和表土含泥过多的矿床，涌水量特别大的矿床，含放射性元素和氡气的矿床，以及对矿石分采、分运和配矿要求严格的矿床等〉,没有必要和地下开采进行比较，而只需要另行选择适当的最低价格或允许的最高成本的矿产品作比较的基础，来计算经济合理剥采比，如产值法、最低利润法和回收投资法等。
矿压总离层量计算公式表一、背景介绍在矿山开采过程中，矿石层与覆岩层之间由于地质构造和矿体开采引起的变形和应力释放会导致矿层产生压力。
为了预测和评估矿山的安全性，需要对矿压总离层量进行计算。
以下是矿压总离层量计算公式表。
二、矿压总离层量计算公式表1. 针对平面应变情况下的矿压总离层量计算公式：矿压总离层量 = 压力调节系数× 矿层总厚度× 岩层变形指数2. 针对立体应变情况下的矿压总离层量计算公式：矿压总离层量 = 压力调节系数× 矿层总厚度× (岩层变形指数+ 岩体体积膨胀指数)三、公式解读1. 压力调节系数：反映了矿层中围岩变形和应力释放对矿压总离层量的影响程度。
通常通过现场观测和试验获得。
2. 矿层总厚度：指从矿层顶板到底板的总距离，通常通过测量和地质勘探获得。
3. 岩层变形指数：反映了岩层的变形能力。
该指数可通过实验室试验和现场观测获得，并可以根据不同的岩石类型进行调整。
4. 岩体体积膨胀指数：考虑了岩石在开采过程中的体积膨胀现象，通常通过实验室试验和现场观测获得，并可以根据不同的岩石类型进行调整。
四、应用场景矿压总离层量计算公式适用于矿山开采过程中的安全评估和预测。
通过计算矿压总离层量，可以评估矿山的稳定性，预测可能出现的岩层变形和应力释放情况，为矿山的安全管理和工程设计提供依据。
五、注意事项1. 公式中的各个参数需要准确地获取，以保证计算结果的可靠性。
2. 不同矿山、不同地质条件下的矿压总离层量计算可能存在差异，需要根据具体情况进行调整和修正。
3. 在实际应用中，还需要考虑其他因素如地应力、开采方法等对矿山稳定性的影响，以获得更准确的评估结果。
六、结语矿压总离层量计算是矿山安全评估和工程设计中的重要内容。
通过合理应用矿压总离层量计算公式，可以预测和评估矿山的稳定性，提前采取措施保障矿山的安全生产。
然而，公式的应用需要结合实际情况，并且需要专业人员进行准确计算和解读，以确保结果的可靠性和准确性。
计算公式一、矿山服务年限计算)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8090%，露天开采8595%） A —矿山年产量 万；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） )1(e H V P -⋅⋅η （a ） 式中：A —矿山生产能力 万；P —水平分层平均矿量 万t ；V —采矿工程年延深速度 ；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） βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E （万t ） 式中：A —矿山年生产能力 万；V —回采工作面下降速度 ；(浅孔留矿为10-25 m)S—矿体开采面积m2；γ—矿石体重3；α—矿石回收率%；（8090%）β—废石混入率%；（1020%）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）Z EKQN-⋅⋅⋅1（万）式中：A—矿山生产能力万；Q—矿块生产能力万；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（1020%）；4、露天矿总生产能力计算Aα(1）（万）式中：Aα—年矿岩总生产能力；A—年矿石生产能力；—生产剥采比；5、露天矿可能达到的生产能力·n·Q （）式中：A—露天矿矿石年产量；Q —挖掘机生产能力 ；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）； oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ；—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LQ 0.2千Q式中：A —矿山年生产能力 ；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m 3式中：Q —矿井需风量 m 3；q —每人用风量 4m 3；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Q1·25 m3式中：Q1—按排除采场炮烟所需的风量m3；A—每次爆破使用的最大炸药量；25—每炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1·S式中：Q1—按采场排尘所需的风量m3；V—“规程”规定风速取0.25mS—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25A m32°按生产过程中最多人数计算m33°按排尘风速计算·S m3c、硐室需风量Q340m3～80m3d、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总m3式中：K—为风量备用系数（1.1-1.25）2）负压计算23 S LP⋅⋅γ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m3γ—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·F·φ′/1000式中：—最大降雨时露天采坑的涌水量m3—设计频率暴雨量φ′—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·F·φ/1000式中：—正常降雨涌水量m3H—平均与降雨量F—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)()2(366.1rR eg S S H K - 式中：Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3H —潜水含水层厚度 mK —渗透系数S —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πF 当天采范围为矩形时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·(1)式中：—排土场设计的有效容积 m 3—剥离岩土的实系数 m 3—岩土的松散系数 m 3—岩土的下沉率（%） （715%）2、排土场的设计总容积1· m 3 式中：V —排土场的设计总容积 m 3—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）γ—废石混入率%d2—采区矿石地质平均品位%（或）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算0.6·υ··η式中：—潜孔钻机台班生产能力台·班—潜孔钻机每班工作时间η—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）υ—潜孔钻机钻进进度一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①4πD²E式中冲击功（）；冲击频率（次）钻孔直径（）；岩石凿碎功比耗（³）;冲击能利用系数，0.6-0.8.②3.75（）轴压（t）；钻头钻速（）；钻头直径；岩石坚固性系数。
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。
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 m 3V 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⋅⋅⋅⋅∆η3600 m3/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。
