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）。
一建矿业工程公式汇总
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。
设计用计算公式
计算公式一、矿山服务年限计算??Q（aN=）A(1?e)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）??VP?（aA=）H(1?e)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） ???S?V? K·K·E （万t）A= 21??1；t/a万—矿山年生产能力A式中：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—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）；K—矿体倾角修正系数1K—矿体厚度修正系数（0.8-1.2）23、矿山生产能力计算（地下开采）N?Q?K?E A=（万t/a）1?Z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A=A(1+n）（万t/a）sα式中：A—年矿岩总生产能力t/a；αA—年矿石生产能力t/a；n—生产剥采比t/t；s5、露天矿可能达到的生产能力）t/a（Q ·n·A=N．；t/a式中：A—露天矿矿石年产量；t/a Q—挖掘机生产能力n—同时工作的采矿阶段数；1-2）N—一个阶段可布置的挖掘机数（汽车运输为L N=L o；mL—一个台阶的矿石工作线长度；mL—一台挖掘机占用的工作线长度o 6、根据矿石储量估算露天矿生产能力Q A=L L=0.2Q千；t/a式中：A—矿山年生产能力t；Q—境界内矿石储量a；L—矿山寿命三、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/minm Q=qN 3 /min；m Q式中：—矿井需风量3 4m/min；q—每人用风量3人；N—最多入井人数②按矿井各地点实际需要风量的总和计算、采场需风量a1°按排除采场炮烟计算Q=A·25 m/min31式中：Q—按排除采场炮烟所需的风量m/min；31A—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Q=V·S1式中：Q—按采场排尘所需的风量m/min；31V—“规程”规定风速取0.25m/sS—采场通风断面积m 3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q=25A m/min 3z2°按生产过程中最多人数计算Q=Qn m/min 3z3°按排尘风速计算Q=V·S m/min 3z c、硐室需风量Q=40m/min～80m/min 333d、矿井各地点用风量总和为Q=ΣQ+ΣQ+ΣQ 3总21③最终矿井风量的确定Q=KQm/min3 总式中：K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQPa 2??P?L R=3S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m/s3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Q=H·F·φ/1000′pmax式中：Q—最大降雨时露天采坑的涌水量m/d3max H—设计频率暴雨量mm pφ—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=H·F·φ/1000m式中：Q—正常降雨涌水量m/d3m H—平均及降雨量mmF—机械排水担负的汇水面积m 2）0.3-0.5（φ—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SS)(2H?1.366K Q=R)eg(r/dm 式中：Q—竖井成矿坑的涌水量3m —潜水含水层厚度Hm/d K—渗透系数m S—水位降深m —影响半径Rm —竖井半径成矿坑引用半径r r的确定：矿坑引用半径F r=当开采范围为不规则形状时?ba? r=当天采范围为矩形时4—为开采面积 F —分别为开采范围的长度和宽度α、b 五、排土场计算、排土场所需容积1/=V·KV(1+Kc) ssy m 式中：V—排土场设计的有效容积3y—剥离岩土的实系数mV3s m —岩土的松散系数K 3s—岩土的下沉率（K%）（7%-15%）c、排土场的设计总容积2 mV=K·V3 y 1．式中：V—排土场的设计总容积m 3V—排土场的设计容积m 3y K—容积富余系数（1.02-1.05）1六、采场采出矿石品位计算α=（1-γ）d 122式中：α—采区采出矿石品位%（或g/t）12γ—废石混入率%d—采区矿石地质平均品位%（或g/t）2七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V=0.6·υ·T·ηbb式中：V—潜孔钻机台班生产能力m/台·班b T—潜孔钻机每班工作时间min bη—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一般为15-32m/台·班b2、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???T3600E?K m/=Q台·班（1.0-2.0斗容积）m33Bm B?K s式中：Q—挖掘机台班生产能力m/台·班3B T—挖掘机装载循环时间s(40 ）sE—铲斗容积m（1.0-2.0）m3 3K—铲斗装满系数(0.8-0.9) m K—岩石松散系数(1.5)s—每班工作小时数 η—挖掘机工作时间利用系数B Q：1m铲斗为8-15m/台·班，2m铲斗为20-28m/台·班。
kdm计算公式
kdm计算公式KDM计算公式是指一种用于计算矿山开发成本的数学公式。
在矿山开发中，了解和掌握KDM计算公式对于评估矿山项目的可行性和盈利潜力非常重要。
本文将介绍KDM计算公式的原理和应用，并探讨其在矿山开发中的实际应用。
KDM计算公式是由矿山经济学家和工程师共同研发的，它基于矿石储量、开采效率、矿石品位等因素，通过一系列数学运算来计算矿山开发的成本。
KDM计算公式的核心思想是将矿山开发成本分解为多个因素，并通过定量化的方法来进行评估。
KDM计算公式考虑了矿石储量对矿山开发成本的影响。
矿石储量是指矿山储量中可经济开采的矿石量，是评估矿山项目可行性的重要指标之一。
KDM计算公式通过考虑矿石储量的大小，来评估矿山开发所需的投资成本。
矿石储量越大，开发成本相对较低；反之，矿石储量较小，开发成本相对较高。
KDM计算公式还考虑了开采效率对矿山开发成本的影响。
开采效率是指矿山开采过程中矿石的回收率和生产效率。
KDM计算公式通过考虑开采效率的高低，来评估矿山开发的经济效益。
开采效率越高，开发成本相对较低；反之，开采效率较低，开发成本相对较高。
KDM计算公式还考虑了矿石品位对矿山开发成本的影响。
矿石品位是指矿石中所含的有价值矿物的含量，是评估矿石品质的重要指标之一。
KDM计算公式通过考虑矿石品位的高低，来评估矿山开发的经济效益。
矿石品位越高，开发成本相对较低；反之，矿石品位较低，开发成本相对较高。
KDM计算公式是一种用于计算矿山开发成本的数学公式，它通过考虑矿石储量、开采效率和矿石品位等因素，来评估矿山项目的可行性和盈利潜力。
矿山开发者可以利用KDM计算公式来进行项目投资决策和成本控制，从而更好地实现矿山开发的经济效益。
然而，需要注意的是，KDM计算公式只是一种评估矿山开发成本的工具，其结果仅供参考。
在实际应用中，矿山开发者还需要考虑其他因素，如市场需求、环境保护和法律法规等，来综合评估矿山项目的可行性和风险。
此外，KDM计算公式的准确性和可靠性也需要依赖于输入数据的准确性和可靠性，因此在使用KDM计算公式时，需要确保输入数据的准确性和可靠性。
矿山平硐井口高程计算公式
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。
矿山开采设计用计算公式
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。
煤矿通用计算公式定理
煤矿巷道及通风计算公式一、常见断面面积计算：1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+0.39×巷宽）2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+0.26×巷宽）3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷24、矩形面积=巷宽×巷高二、风速测定计算：V 表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V 表：计算出的表速； n ：见表读数； t ：测风时间（s ） V 真=a+ b ×V 表式中：V 真：真风速（扣除风表误差后的风速）；a 、b ：为校正见表常数。
V 平=K V 真=（S-0.4）×V 真÷S式中：K 为校正系数（侧身法测风时K=（S-0.4）/S ，迎面测风时取1.14）； S 为测风地点的井巷断面积三、风量的测定：Q=SV式中Q ：井巷中的风量（m 3/s ）;S ：测风地点的井巷断面积（m 2）; V ：井巷中的平均风速（m/s ）例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s ，问此巷道风量是多少。
例2：某煤巷掘进断面积3m 2,风量36 m 3/min ，风速超限吗？四、矿井瓦斯涌出量的计算：1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q 瓦）Q 瓦=QC （m 3/min ）式中Q ：为工作面的风量；C ：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度）例：某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。
2、相对瓦斯涌出量（q 瓦）q 瓦=1440Q 瓦*N T（m 3/t ）式中Q瓦：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟；N：工作的天数（当月）；T：当月的产量五、全矿井风量计算：1、按井下同时工作最多人为数计算Q矿=4NK （m3/min）式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N：井下最多人数；K：系数（1.2~1.5）2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他）×K式中K：校正系数（取1.2~1.8）六、采煤工作面需风量1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×K CH4 （m3/min）式中100：为系数；q采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）；K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取1.4~2.0）2、按采面气温计算：Q采=60×V×S （m3/min）式中60：为系数； V：采面的风速（温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s，温度为20～23℃时取1.0～1.5 m/s）; S:采面平均断面积。
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（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。
矿井相关计算公式
矿井相关计算公式矿井是指开采矿物资源的地下作业场所，其工程计算涉及到许多方面，包括矿井设计、地下巷道和支护结构设计、通风和排水系统设计等。
本文将介绍矿井设计和巷道支护设计中常用的计算公式。
1.矿井设计：(1)计算井筒尺寸：根据开采目标、工艺要求和产量选择矿井尺寸，通常采用以下公式计算：井筒直径= sqrt((4 * Q) / (π * v))其中，Q为单位时间采净矿量，v为每天工作的小时数。
(2)车辆往返时间计算：车辆往返时间对矿井生产效率至关重要，可以通过以下公式计算：t往返=2*L/V其中，L为车辆往返距离，V为车辆的平均行驶速度。
(3)计算采场大小：采场大小的计算可以通过以下公式进行：采场面积=(Q/q)*(1/(1-h/H))其中，Q为单位时间采净矿量，q为单个采矿工人的采矿速度，h为采场厚度，H为矿体的有效高度。
2.巷道支护设计：(1)计算锚杆支护数量：锚杆是巷道支护中常用的一种方式，可以通过以下公式计算锚杆数量：N=(L*R)/(2*A)其中，L为锚杆间的距离，R为锚杆的抗拉强度，A为单根锚杆的有效面积。
(2)计算巷道允许落石直径：为了保护巷道安全，需要计算巷道允许的最大落石直径，可以通过以下公式计算：D允许=(W*l*F)/(π*σ)其中，W为巷道宽度，l为巷道高度，F为负荷安全系数，σ为矿岩的强度。
(3)计算巷道的支护结构力学参数：巷道支护结构的设计需要计算结构的力学参数，例如延性系数、刚度系数等，可通过以下公式进行计算：延性系数=P/(L*δ)刚度系数=ΔP/δ其中，P为巷道轴向力，L为巷道长度，δ为围岩位移，ΔP为围岩移动引起的巷道轴向力的变化量。
以上只是矿井设计和巷道支护设计中常用的一部分计算公式，实际应用还需要根据具体情况进行调整。
此外，由于矿井工程涉及到不同的矿石类型、地质条件和开采方式，计算公式也会有所不同。
因此，在进行矿井工程计算时，需要依据专业知识、实际测量数据和工程经验进行综合分析和计算，以确保工程的安全与可靠。
矿山地质储量计算方法
露天开采储量计算公式
1、各分段矿体体积计算公式：
（1）当上、下两水平层矿体面积相差＜40％时
S 1+S 2 Ⅴ= .H 2
（2）当上、下两水平层矿体面积相差＞40％时
S 1+S 2+√S 1.S 2 Ⅴ= .H 3
当矿体作楔形尖灭时
S Ⅴ= .H 2
当矿体作锥形尖灭时
S Ⅴ= .H 3
式中：V ：分段矿体体积（m 3）
S 1、S 2：分段上下两水平层矿体面积（m 2）
H ：分段高（m ）
2矿体各矿石类型体积计算以该矿石类型上、下水平层的面积和占分段矿体上、上两水平总面积的比例乘以分段矿体总体积求得。
S 1i +S 2i Ⅴi = .V S 1+S 2
式中：V i ：分段某矿石类型体积
S 1i ：S 2i ：分段某矿石类型上、下两水平层面积
S 1、S 2：分段矿体上、下两水平层总面积
V ：分段矿体总体积
3矿石储量计算公式
Q=V .（1-G ）.D
式中：Q ：矿石储量
V ：某矿石类型体积（m 3）
G: 矿体平均夹石率（％）（≤0.5～1.99m 夹石厚度占矿体总厚度比例） D ：矿石类型体重值（t ／m 3）。
矿山采选主要技术经济指标计算公式
矿山采选主要技术经济指标计算公式1矿山采选主要技术经济指标计算公式露天采矿指标露天采矿指标露天采矿指标露天采矿指标（一）剥采比剥采比是指露天开采矿山平均每采1吨矿石需要剥离的数量（剥离量不包括剥离带矿量）。
其计算公式为：剥采比剥采比剥采比剥采比(吨吨吨吨/吨吨吨吨)=剥离量剥离量剥离量剥离量(吨吨吨吨)/掌子出矿量掌子出矿量掌子出矿量掌子出矿量（（（（吨吨吨吨））））（二）采矿强度采矿强度是指露天采矿场平均每米采矿工作线每月（年）采出的矿石量。
其计算公式为：采矿强度采矿强度采矿强度采矿强度=掌子出矿量掌子出矿量掌子出矿量掌子出矿量(吨吨吨吨)/各采场工作线长度之和各采场工作线长度之和各采场工作线长度之和各采场工作线长度之和[米米米米·月月月月（（（（年年年年））））]计算说明：工作线长度（全长）是指剥离后暴露出来的采矿工作帮上（不包括非工作帮）工作平台的长度。
在露天采场平面图上，沿着工作线平台量取直线的长度，或较大的曲线长度（如采场的端帮）。
当上部阶段已推进到境界时或大部已推到境界，少部没靠境界，但已不能继续生产时，都视为工作线的消失，不计算工作线长度。
(三)下降速度下降速度是指年平均下降速度，是综合反映开采强度及集中作业情况的指标。
它一般与采矿强度、水平推进速度、损失、贫化率等指标构成一个完整的指标体系。
其计算公式为：全年掌子出矿量全年掌子出矿量全年掌子出矿量全年掌子出矿量（（（（吨吨吨吨））））×[1一贫化率一贫化率一贫化率一贫化率（（（（%））））]×各作业台阶平均阶高各作业台阶平均阶高各作业台阶平均阶高各作业台阶平均阶高(米米米米)年平年平年平年平均下降速度均下降速度均下降速度均下降速度（（（（米米米米／／／／年年年年））））=平均作业水平分层矿量平均作业水平分层矿量平均作业水平分层矿量平均作业水平分层矿量（（（（吨吨吨吨）／）／）／）／回采率回采率回采率回采率（％）（％）（％）（％）计算说明：（l）平均下降速度应按车间或矿区分别计算，总公司也要汇总。
最新矿山生产计算公式
最新矿山生产计算公式矿山生产是指在矿区内通过挖掘、处理和提炼矿物而产生的各种矿产品。
矿山生产计算是指通过各项指标对矿山生产进行量化分析，以便更好地评估、规划和管理矿山生产活动。
本文将介绍最新矿山生产计算公式。
挖掘量计算公式挖掘量是指通过采掘、挖泥和挖矿等方式所挖出的矿石总量。
挖掘量计算公式如下：挖掘量 = (采矿区域平均高度 × 采矿区域平均宽度 × 挖掘长度) × 每立方米的矿石重量其中，采矿区域平均高度和宽度的计算方法如下：采矿区域平均高度 = (采矿区域最高点高度 + 采矿区域最低点高度) ÷ 2采矿区域平均宽度 = (采矿区域最左侧点到采矿区域最右侧点的距离) ÷ 2加工量计算公式加工量是指通过把矿石进行破碎、筛分、浮选、浸出等方式所得到的矿物产品总量。
加工量计算公式如下：加工量 = 原矿量 × 破碎率 × 筛分率 × 浮选率 × 浸出率其中，各种率的定义和计算方法如下：•破碎率：指原矿中被破碎到所需产品规格以下的矿物颗粒所占的比例，可以用破碎所需能量来计算，计算公式如下：破碎率 = [1 - (Ei / Ek)] × 100%其中，Ei为实际破碎所需能量，Ek为理论破碎所需能量。
•筛分率：指在破碎后矿物颗粒通过筛网和分级机进行筛分后所得到所需产品规格的矿物颗粒所占的比例，可以通过筛分实验来计算。
•浮选率：指在矿浆中加入浮选剂后，所需要浮选时间内浮选器中所得到所需产品规格的浮选泡沫所占的比例，可以通过浮选实验来计算。
•浸出率：指在浸出工艺中，通过加入浸出剂使矿石中所需产品溶解的比例，可以通过浸出实验来计算。
出矿率计算公式出矿率是指从矿山中采出所需产品的百分比，它是评价采矿操作效果的重要指标。
出矿率计算公式如下：出矿率 = (出矿量 ÷ 矿山岩石总量) × 100%其中，出矿量是指从矿山中采出所需产品的总量，矿山岩石总量是指矿山中所有岩石的总量。
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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。