毕业设计(论文)设计指导书(采矿工程方向)

PAGEPAGE32毕业设计（论文）指导书（采矿工程方向）矿物资源教研室毕业设计（论文）指导书一、毕业设计（论文）的内容及步骤毕业设计是采矿专业教学计划中最后的一个教学环节，是从教学的需要和特点出发，使学生初步掌握采矿设计的基本内容，步骤和方法的一种教学方式。毕业设计的目的是培养未来的采矿工程师，使学生具有解决矿床开采技术问题和编制初步设计的能力。1.设计题目现在正在开采的生产或扩建矿山、改建矿山或经详细勘探了的其储量具有省和地方批准核实了的中小型新建矿山。2.主要内容（1）总论（2）矿区地质（3）矿山工作制度及生产能力（4）矿床开拓（5）基建工程量和基建进度计划（6）采矿方法（7）矿柱回采与空场处理（8）矿山机械（9）供电（10）矿山总平面布置（11）矿山技术经济3.设计步骤第一章总论第一节设计任务和依据一、阐明设计任务系根据指导教师下达的毕业设计任务书编制本设计。所设计矿山为新建工程。二、阐明设计的地质资料编写的单位、时间、文号及领导部门对报告审批的单位、时间、文号以及审批意见。设计者本人对该报告的编制内容和地质勘探程度能否满足设计要求进行简要的评述。第二节技术经济指标设计矿山的技术经济指标汇总于表1-1。技术经济指标汇总表表1-1顺序指标名称单位数量备注一、地质部分1矿床类型①工业类型①勘探类型2矿床产状①厚度米②倾角度=3\*GB3③走向长度米④赋存标高米=5\*GB3⑤最低侵蚀基准面标高米3矿石类型4围岩性质上盘岩石f下盘岩石f松散系数容重吨／米35矿石平均品位%6矿石平均容重吨／米27矿石松散系数8矿石储量122b+333级万吨334级万吨122b+333+334级万吨二、生产能力、服务年限9矿山设计生产能力万吨／年10服务年限年11矿山投产时间年x年x月12矿山达产时间年x年x月三、采矿部分13开拓方式14阶段高度米15同时工作的阶段数个16采矿方法17采矿方法比重①空场法比重%②崩落法比重%③充填法比重%18年下降速度米19劳动生产率①回采工作中，凿岩工人劳动生产率吨(米3)／班=2\*GB3②矿山全员劳动生产率吨(米3)／班=3\*GB3③掌子面工人劳动生产率吨(米3)／班=4\*GB3④井下工人劳动生产率吨(米3)／班=5\*GB3⑤矿山工人劳动生产率吨(米3)／班20贫化率％21损失率％22采出矿石品位％23千吨采准比％24围岩矿石品位％三、主要材料消耗25①回采1)炸药公斤／吨2)坑木米3／米33)钎钢公斤／吨4)硬质合金克/吨26②采准1)炸药公斤／吨2)坑木米3／米33)钎钢公斤／吨4)硬质合金克／吨四、运输部分27全年运输量万吨①矿石量万吨②废石量万吨28主要运输设备数量①*吨电机车台②*m3矿车(矿石)台③*m3矿车(废石)台④*吨材料车台五、矿山机械部分29提升设备①主井②副井30压气设备31凿岩设备32采矿机械化程度33矿山机械设备总重量吨34矿山电器设备总容量千瓦六、职工定员35全矿职工总人数其中：①工人=2\*GB3②工程技术人员=3\*GB3③辅助工种人员=4\*GB3④管理行政人员七、技术经济部分36全年耗电量万度37单位矿石耗电量度／吨38全年耗水量万吨39单位矿石耗水量吨40基建投资总额万元41单位矿石投资元／吨42单位矿石成本第二章矿区地质第一节矿区概述一、矿区地理及行政概况：概述矿区地理位置、行政隶属关系、交通道路、矿区附近的城镇居民区等。并画一简单的矿区位置交通图。二、矿山经济简述：附近工农业概况，建材、木材、水泥、燃料等供应情况，劳动力、动力、水、电等的来源。三、矿区自然条件：年最高、最低与年平均气温，年降雨量、降雪量（包括最大值），雨季的时间，风向、风力和地震等级。第二节矿区地质一、矿区地质概况——与矿体顶、底板及矿体赋存有关的地层详细介绍，其他地层见到1-3句带过、说明产状等主要特征即可矿区地层层序，岩性、厚度、接触关系，分布情况与矿体赋存的关系。矿区岩浆岩的种类、分布、形态、产状及其相互关系和矿床生成关系。后期岩浆对矿体的破坏情况。——也是一个地层，放在地层层序中去介绍，只是这个层序可能是含矿层，因而介绍的详细点就可以了；岩浆岩也可能是切穿上述各地层而形成的矿体赋存部位矿区构造(褶皱、断层和破碎带等)的性质，特征、分布情况及其对成矿的控制或破坏情况。——与成矿和控矿有关的构造详细点介绍，其他简短几句带过矿床地质特征：矿床的成因类型和工业类型。矿体的数量、产状、形态、空间位置、分布规律及其相互关系。——仅分别介绍矿体特征的各矿体的长度、厚度、倾角、延深及其沿走向、倾斜的变化情况，可按表2-1列出其产状特征。各矿体的产状及特征表2-1矿体号赋存特征I号矿体Ⅱ号矿体Ⅲ号矿体走向走向长度(米)倾向倾角(度)厚度（米)矿体赋存标高延深深度(米)第三节矿石质量——简短介绍即可矿石类型（工业类型和自然类型)，矿石的矿物组成含量，粒度及其共生关系。矿石的氧化程度、含泥情况，矿石的结构、构造特征。矿石技术加工性能及试验的结果。第四节开采技术条件和水文地质条件一、开采技术条件矿体及其顶、底盘岩石的裂隙、节理发育程度和分布规律。——重点介绍矿石和围岩的物理力学性质(容重、湿度、稳固性、f系数、松散系数、安息角、粉矿比例、硫化矿石的结块性、氧化和自燃性、二氧化硅的含量)。——重点介绍综合上述条件，着重说明矿床开采的有关地质因素和应采取的措施。二、水文地质条件矿区水文地质的类型，矿区降雨及其动态变化，地表水与地下水的联系及其对开采的影响。——矿区地质中介绍了的，这里不重复，一句话见…..就行了，这里重点说明地下涌水、含水层、隔水层及地下与地表、河流等的水力联系等情况矿区含水层的岩性、厚度、分布及其水力联系。矿区地下水的化学性质(PH值)和涌水量。第五节矿区勘探和储量计算一、对矿区勘探类型、勘探手段、勘探网度、勘探工程的质量、矿体控制程度、矿石质量的研究程度进行评述，并指出存在问题。——说明矿里的勘探网度，看分别对应122还是333二、矿区储量计算——详细说明如何计算的储量(1)说明储量计算的工业指标，储量计算的方法和参数。(2)储量计算成果可列入表2-2。各阶段储量计算成果表2-2矿体号矿石类型储量级别矿石量（吨）品位(％)金属量（吨）备注122b333112b+333334112b+333+334第六节生产地质工作————该部分可以去掉一、生产勘探简述生产勘探的目的和任务；说明所采用的生产勘探手段和网度的依据、工程布置原则、生产勘探工程与采矿工程配合情况以及原勘探工程的利用情况；生产勘探的工程量。二、生产取样说明取样的目的和任务；取样点的布置原则、取样方法。第三章矿山工作制度和年生产能力第一节矿山工作制度说明矿山的工作制度。矿山工作制度可采用下列两种制度：①连续工作制，矿山年工作日为330天。②间断工作制，年工作日为300天。大、中型矿山每天三班，每班八小时，小型矿可采用三班或两班制，每班八小时。当游离二氧化硅含量超过10％，或大量涌水、高温作业的矿山，工作面工人的作业时间每班可采用六小时。第二节矿山生产能力的确定与校核一、矿山年生产能力在确定矿山企业的生产能力时，一般是根据矿床的地质条件和开采技术条件，按技术可能性确定企业生产能力，然后按经济合理性来检验，最后通过编制基建进度计划来进行验证。在矿山企业设计中，设计者的任务是校核设计任务书中所规定年生产能力在技术上的可能性和经济上的合理性。毕业设计（论文）是根据教师下达的设计任务书来校核年生产能力。无论确定或校核年生产能力，均需按技术可行性来验证。其步骤如下：（1）按阶段中同时回采矿块数来确定矿山企业生产能力式中：A——矿山企业生产能力，吨／年；——阶段中可布矿块数，个；——阶段中可布矿柱数；——矿房生产能力，t／d；——矿柱生产能力，t／d；——地质影响系数，0.7~1.0；K矿块利用系数——附产矿石率，%；(1-Z)——回采出的矿石量占矿块采出矿石量的比重，%（取回采计算）；t——年工作天数。以上有关值参阅设计手册。阶段中可布置的有效矿块数，可按作图法布置矿块数来确定，可按下式求得：或式中：L——阶段中矿体的总长度，米；——阶段中矿体总长度(或矿体总面积)的利用系数。一般为0.8～0.9；l——矿块长度，米；s——阶段中矿体总面积，米2；s——矿块面积，米2。ε？？？？上式是计算矿山企业生产能力的普遍公式。根据矿山所采用的采矿方法不同，矿块的结构不同，其具体计算公式也不尽一样，可根据实际情况来决定。例如无底柱分段崩落法的矿山，就应采用有效进路数来计算，其公式如下：式中：——分段的年生产能力，万吨／年；——各分段的有效进路数，条；——出矿设备的效率，万吨／年；——每个矿块的进路条件，一般n=4~6条；——附产矿石率，一般取10~15％；——地质影响系数。式中：——分段内有效进路条数；——可布进路条数（上、下两分段地质平面图中工业矿体投影重叠部分范围内可布置的进路条数，该进路即为本分段可布进路）；——大于进路平均长度的可布进路条数；——小于进路平均长度的可布进路长度之和，m；——可布进路的总长度。分段年生产能力确定后，再考虑同时回采的分段及分区开采等因素，最后确定矿山年生产能力。（2）全面法、房柱法的矿山生产能力计算式中：A——矿山年产量，万吨／年；——可布矿块数，个；q——年平均矿块(采场)日生产能力，吨／日；Z——附产矿石率，％；K——矿块利用系数：E——地质影响系数。（3）按矿床年下降速度验证矿山企业年生产能力式中：A——矿山企业生产能力，吨／年；s——矿体水平可采面积，米2；——矿石体重，吨/米3；——矿床开采下降速度，米／年；R——工业矿石回收率，％；——矿石贫化率，％；E——地质影响系数，取0.7~1.0。年下降速度与设计矿体的厚度和倾角有关，其倾角和厚度的修正系数Kl、K2可查阅相关设计手册。（4）按新阶段的开拓与准备条件，验证矿山生产能力校核公式式中：——阶段的开采期限，年；Q——阶段可采工业储量，吨；R——矿石回收率，％；——废石混入率，％；k——开拓与采准时回采的超前系数，一般k=1.1~1.5；——新阶段开拓及采准时间，年；E——地质影响系数，0.7~1.0。新阶段开拓及准备时间取决于采用的开拓、运输、通风、排水方式和采矿方法。设计中应根据开拓系统、采矿方法、井巷工程掘进速度和可能同时掘进工作面数求得。其工程量应包括为完成三级矿量保有期限要求的开拓、采准、切割和生产探矿所需掘进的巷道。当采用后退式回采时：式中：——井筒每次延深长度，米，一般等于阶段高度；——石门长度，米；——主要运输巷道长度，米；——一个标准矿块的采准、切割和生产探矿时间，月；——包括脉外运输巷道在内的标准矿块的采准、切割和生产探矿时间，月；、、分别为井筒、石门及主要运输巷道的成巷速度，米/月。（5）按经济上合理的矿山服务年限验证矿山生产能力式中：t——矿山计算服务年限，年；其他符号同上。计算的服务年限应在规定矿山生产能力的经济服务年限内。矿山规模和服务年限见表3-1。矿山生产能力和经济合理服务年限表3-1矿山类型矿山企业生产能力(万吨／年)矿山企业经济合理服务年限(年)黑色金属矿山有色矿山大型中型小型200以上60~20060以下100以下20~10020以下≥20≥15≥10应指出，矿山企业实际存在的年限比计算的经济服务年限大。矿山实际存在年限为：式中：——矿山实际存在年限，年；——矿山生产发展期限，年，一般大型矿山=3~5年，中小矿山=1~3；——矿山达到设计产量的正常生产年限，年；——矿山收尾阶段，年，一般=1~3年。在校核矿山生产能力时，还应计算出矿山达到设计生产能力的正常生产年限不能小于整个服务的三分之二。上述方法确定的矿山企业生产能力，最后还应用基建和采掘进度计划来校验（见第五章）。第四章矿床开拓第一节确定开采范围、井田尺寸和开采顺序矿床开采范围一般是根据矿床的自然条件（资源情况、地形地质特征、矿床埋藏条件）、勘探程度、国民经济的需要以及技术经济的合理性通过分析比较来确定。金属矿在分布范围不广，而沿走向长度不大的条件下，往往采用一个井田来开采，其范围在1000~2000米之间。只有当矿床沿走向长度很大时才采用两个或两个以上的井田来开采。金属矿由于地表地形复杂或受地面河流、湖泊、铁路交通干线穿过等影响，往往又可以按地面条件和自然因素来划分。井田在沿倾斜方向上的开采深度主要考虑矿床的勘探程度、提升设备的最大提升深度和矿山服务年限来确定。一般第一期开采深度为300~500米，第二期开采深度为500~800米。井田的开采顺序：如为单井田开采时，应说明井田本身分阶段开采的顺序；如为多井田开采时，还应说明井田投产的顺序。对井面开采范围、井面尺寸及开采顺序只作原则说明，论证其合理性。第二节地表移动带的圈定为了使地面建筑物、构筑物以及主要开拓巷道不受地下开采而引起地表移动的影响，须圈定地表移动带。地表移动带的界限应标在总平面图、开拓系统平面图、剖面图以及各中段平面图上。第三节矿床开拓开拓要解决的问题是：主要开拓巷道、辅助开拓巷道的型式、数目、位置和断面尺寸。根据矿床赋存条件、地表地形、选厂位置等，可以组成可能采用的各种可行方案，比较筛选各方案，推选最优方案为设计方案。附：确定开拓方案所涉及的内容：主要开拓巷道的形式、位置根据矿床的埋藏情况、地质构造、地表地形、水文地质条件以及其它经济因素(年产量、服务年限、矿石储量、价值等)采用竖井、斜井(上盘、下盘、侧翼)或平硐(脉内、脉外)的单一开拓法或它们之间的互相结合的联合开拓法。确定井筒的数目当确定井筒型式后再根据井田的范围、提升矿石、废石，人员和通风的需要，确定副井、风井等辅助开拓巷道数目，主副井的配置方式为中央式或对角式等。开拓巷道的位置确定按地下运输功最小的原则首先确定沿矿体走向方向上的井筒位置，再根据矿体的移动界限来确定垂直矿体走向方向上井筒的位置，然后根据地表地形、工业广场的布置、地面运输条件和选矿厂的位置来调整其位置，不仅使地下运输费用最低，同时又布置在便于布置工业场地以及节省基建工程的有利地方。个别情况可以根据特殊的地形条件直接确定主井位置。辅助开拓巷道的位置确定，主要按其用途和主要开拓巷道的配置，再用岩石移动角、地面条件和岩层情况来调整其位置。井筒断面形状和尺寸的确定主要根据其用途、服务年限、穿过岩层的物理力学性质以及方便施工和材料供应等条件采用圆形或矩形井筒。井筒断面尺寸是由提升容器的类型(箕斗或罐笼)最大外形尺寸、井筒格间的数量、布置形式以及提升容器与井壁、罐道梁之间所允许的间隙来确定，最后应以保安规程所允许的风速校核井筒断面。(米／秒)式中：V——风流在井筒中的速度，米／秒；——减去井筒固定设备后的净断面积，通常=0.85米2；S——井筒净断面积，米2；Q——通过井筒的风量，米3／秒；——井筒允许的最高风速，米／秒。井筒允许最高风速不得超过表4-1所列限度：井筒允许的最高风速表4-1井筒名称最高风速(米／秒)附注无提升设备的风井15专为升降物料的井筒12升降人员与物料的井筒8设梯子间的井筒8平硐和水平开拓巷道断面形状和尺寸的确定井底车场及其附近硐室的形式、尺寸的选择（1）按以上提示根据条件拟出可能采用的开拓方案，并绘制每个方案的小图对各拟定开拓方案都分列在地形图上，对选留作最后比较的2~3个方案，除在地形图、剖面图上作具体布置外，都要单独计算出各方案开拓工程量，并将各开拓巷道位置、尺寸、工程量等详细列表。（2）开拓方案的选择比较一个矿山其技术合理的开拓方案往往有几个，需从中选择最优的开拓方案，因此要进行开拓方案比较。对初选的若干开拓方案经技术分析比较，对优选后的在技术、经济上难分优劣的2~3个开拓方案要进行详细的技术经济比较并论述各方案的优缺点，从中选择最优的方案。各方案的技术经济比较见表4-2。各开拓方案技术经济比较表4-2序号费用项目开拓方案方案I方案=2\*ROMANII方案=3\*ROMANIIIl基建投资1、井巷工程费2、地面建筑物，构筑物费用3、设备费4、其它费用总计2年生产费用1、料消耗费2、料和动力费3、生产工人工资…总计3保安矿柱损失总计4总费用5基建时间（月）6每吨矿石所摊的基建费用（元/吨）在进行方案的技术经济比较时不能单独比较基建投资或生产费用的大小，必须同时考虑基建投资和生产费用，必要时还要按投资效果系数或投资差额返本期来评价开拓方案。其计算公式为：式中：——分别为I方案和=2\*ROMANII方案的年生产费用，元／年；——分别为I方案和=2\*ROMANII方案的基建投资费用，元；f——基建投资效果系数；T——基建投资差额返本期限，年。为行业规范所规定的投资效果系数和基建投资差额返本期限。投资差额返本期，当前暂定为5~6年。（3）确定阶段高度并作简要的论述设计中确定阶段高度一般根据矿床的地质条件、赋存情况、所决定的开拓方案和采矿方法等因素，参照国内外类似矿山的生产实践来选取。但要论述其具体选择的原则和依据以及合理性。近年来，由于开采强度的增加、采矿机械化水平的提高、采场设备、材料及人员的升降都采用机械化，因而阶段高度有增大的趋势。（4）简述所确定的最终方案，按比例绘制开拓系统三面投影图（纵投影、剖面图和开拓中段平面图)，并附主要井巷断面图（主副井、运输巷道、井底车场及硐室等按比例绘制断面小图）。第五章基建工程量和基建进度计划第一节基建工程量基建工程量是矿山基建开始到投产以前这一阶段内所完成的井巷工程量，基建费用在矿山投资中占有相当大的比例，一般为20~40%。因此正确地合理地确定基建工程量对保证矿山持续生产具有重大意义。基建工程量确定的方法是按设计规模保有的三级矿量所需的井巷工程来确定。例如矿山设计规模为50万吨／年，按规定保有开拓矿量150万吨，采准矿量50万吨，备采矿量25万吨，为准备以上数值三级矿量所需掘进的井巷工程，均为基建井巷工程量（在投产前基建部门还要为投产创造条件而准备出一部分矿块。为此，需掘进一定数量的采准、切割巷道，这部分巷道工程量也应列入矿山基建工程量）。基建时期的井巷工程量见表5-1。每千吨矿量所需开拓工程量(米)(米3)式中：——开拓矿量，吨；；——开拓水平以上的矿石工业储量，吨；——保安矿柱的矿石工业储量，吨；——矿石体重，吨／米3。矿山基建采掘比，一般在30~50米／千吨。第二节基建进度计划（1）基建进度计划的编制基建进度计划通常以表格形式表示，见表5-2。基建时期井巷工程量表5-1巷道名称掘进断面(米2)长度(米)体积(米3)支护型式巷道特征备注矿石内岩石内合计矿石内岩石内合计一、开拓巷道xx井简……硐室…合计二、采准巷道阶段运输巷道穿脉巷道分段平巷通风人行天井切割天井合计总计矿山基建进度计划表5-2序号名称掘进断面(米2)支护类型工程度掘进速度（米/月）(米3/月)掘进所需时间（月）20××20××20××长度（米）体积(米3)其中矿石量(米3)第一季度第二季度第三季度第四季度第一季度第二季度第三季度第四季度第一季度第三季度︰季度1234一、全矿性工程（1）主井（竖、斜井）（2）副井（竖、斜井）（3）溜井小计56789101112131415二、ⅹⅹ米中段（1）开拓工程1）主井石门2）副井石门3）井底车场4）ⅹⅹ硐室5）运输平巷（2）No.1矿块1）采准工程2）切割工程（3）No.2矿块小计1617181920三、ⅹⅹ米中段（1）开拓工程1）主井石门2）副井石门3）井底车场小计总计212223242526年开拓工程量年基建采准工程量年基建切割工程量同时工作凿岩机数同时工作工人数年未保有三级矿量（米）（米3）（米3）（台/班）（人班/日）开拓矿量（吨），采准矿量（吨），备采矿量（吨）第六章采矿方法第一节采矿方法选择的依据阐明设计矿床的开采技术条件、倾角、厚度及其变化、矿体的走向长度和沿倾斜埋藏深度、矿石品位及其分布、矿石和围岩的物理力学性质、稳固性、矿石和围岩的接触情况、围岩中有用成分的含量、矿体中夹石情况。如矿床由若干矿体组成，应按矿体厚度和倾角、矿石的稳固性等特征加以分类，分别计算各类矿体所占比重。矿体的技术特征及分类见表6-1。矿体的技术特征及分类表6-1序号矿体技术特征I(类)矿体=2\*ROMANII(类)矿体=3\*ROMANIII(类)矿体123456789101112矿休厚度(米)矿体倾角(度)矿体沿走向长度(米)矿体沿走向或倾向的厚度变化矿石品位及其分布情况矿石稳固性和f系数围岩稳固性矿石与围岩接触情况矿石的结块性和自燃性地面情况和是否能崩落顶板岩石崩落块度特性该类矿体所占储量的比例第二节采矿方法选择根据矿床开采技术条件、地质情况，结合矿山技术装备水平拟定出几个可能的采矿方法方案，见表6-2。采矿方法选择表表6-2序号主要的地质及开采技术条件较适合的采矿方法排除的采矿方法名称特征123456地表允许崩落的可能性矿石的稳固性围岩的稳固性倾角及厚度矿石品位矿石的结块和自燃性对所提出的各个采矿方法方案，从工艺环节的繁简、劳动安全条件(包括凿岩、通风条件)和采矿强度等进行技术比较，删去有明显缺点的采矿方法，所剩下为数不多(2~3个)的采矿方法。对所剩下的2~3个采矿方法，选择有代表性的矿块(同一区段、同一厚度)确定其构成要素、采准、切割工程布置、回采工程布置、回采工艺，绘制各方案的采矿方法图。从采矿方法各方案的矿块生产能力、采准、切割工作量、主要材料消耗、矿石的损失、贫化、工人劳动生产率和矿石成本等指标进行详细的经济比较，确定推荐或采用的采矿方法。这些指标是根据采矿方法的构成要素参考国内类似矿山实际资料选取，一般不作计算。在大多数情况下经过上述的技术经济比较分析就能确定推荐或采用的采矿方法方案，少数情况下要进行详细的技术经济比较，见表6-3。采矿方法技术经济比较表表6-3序号比较项目单位采矿方法I采矿方法II采矿方法III差额（万元）123456789101112131415161718工业矿石储量工业矿石平均品位损失率贫化率采出矿石量采出矿石品位选矿回收率全部生产年限内生产的精矿含金属量每年生产的精矿含金属量产品价格(精矿售价)全部生产年限内生产精矿产值每年生产精矿的产值一吨精矿的全部生产成本其中：采矿选矿其他全部生产年限内的生产成本每年的生产成本全部生产年限内的总盈利年平均盈利平均每吨矿石的盈利吨％%%吨％％吨元/吨万元万元元／吨元／吨元／吨元／吨万元万元万元万元万元第三节采矿方法构成要素对选定的采矿方法进行简单的描述（1）确定矿块布置方式、矿块构成要素（矿块长度、矿房、矿柱尺寸、顶柱厚度），并对上述构成要素作简要的论述。（2）底部结构的型式、漏斗、电耙道、平底装矿等放矿巷道的布置和结构尺寸。第四节采准工作（1）阶段运输水平布置方式的选择，采准巷道的布置、分段、分层高度的确定，进路间距的确定，回采凿岩巷道的布置、切割方法，切割顺序。（2）确定采准巷道(矿块天井、分段、分层巷道、回采巷道、切割天井、矿石溜井、电耙巷道、拉底巷道)的断面尺寸及支护方法。（3）计算矿块的采准工作量，见表6-4。（4）矿块内各项工作采出矿量及回采率、贫化率的计算，见表6-5。（5）采准工作计算1)采准系数（米/千吨）有时为了计算上的需要，可分别计算千吨采准米数，以便计算采准和切割巷道的长度。其中：采准（米/千吨）切割（米/千吨）2)采准工作比重（米/千吨）矿块中采准工作量计算表表6-4工作阶段及巷道名称矿块中巷道的数目巷道长度（米）巷道断面（米2）掘进体积（米3）矿石工业储量（吨）占矿块总储量的比重（%）矿石中岩石中矿石中岩石中总的矿石中岩石中总的一条总的一条总的一、采准工作1.…………2.………3.………4.………采准合计%切割工作1.拉底巷道2.切割天井3.………4.………切割合计%回采工作1.拉底2.矿房回采回采工作合计%矿柱回采1.顶柱2.底柱3.间柱矿柱回采合计%全矿块合计+++矿块内各项工作采出矿量及回采率、贫化率的计算表6-5工作内容矿石工业储量（吨）矿石矿石采出储量(吨)(纯矿石回收量)贫化后的采出矿量（吨）占矿块中采出矿量比重（%）工作面班产量（吨、班）回采率（%）贫化率（%）一、采准工作1.…………2.………3.………采准合计二、切割工作1.…………2.………3.………切割合计三、矿房回采工作1.…………2.………矿房回采工作合计四、矿柱回采1.…………2.………3.………矿柱回采合计全矿块总计化为标准米(标准米／千吨)其中：采准（米3／千吨）化为标准米(标准米/千吨)切割（米3／千吨）化为标准米(标准米／千吨)（6）矿山投产时在矿体中所必须具有的采准储量和备采储量式中：——矿山投产所必须采准储量，吨；——采准矿量的最短保有期限，年，一般=1年；——为整个矿块的贫化率和回采率；——矿山投产时所必须的备采储量，吨；——备采矿量的最短保有期限，年，一般=0.5年；A——矿山年产量，吨。（7）矿山正常生产时，在矿体中所必须具有的采准储量和备采储量。、——矿山正常生产时所必须的采准和备采储量，吨。其它同上。（8）矿山年产量的分配计算1）班产量：（吨/班）式中：——分别为年工作日和工作班数。——矿山班产量，吨/班。班产量分配采准出矿量（吨/班）切割出矿量（吨/班）矿房回采矿量（吨/班）矿柱回采矿量（吨/班）式中：、、、——分别为采准、切割矿房、矿柱回采的采出矿量占矿块中采出矿量的比重。3)计算达产时所需的采准、切割、矿房回采和矿柱回采的矿块数①同时采准工作的矿块数（个）计算出后化为整数（个）②同时切割工作的矿块数（个）计算出后化为整数（个）③同时进行矿房回采的矿块数（个）计算出后化为整数（个）④同时进行矿柱回采的矿块数（个）计算出后化为整数（个）取矿房回采工作同时工作的矿块数时还要考虑20~50%的备用系数。同时生产总的矿块数（个）（9）编制矿块（矿房）采准进度计划并确定矿山达产时所需采准和切割时间1）矿块（矿房）采准进度计划的编制，如表6-6。注意采准、切割巷道种类和掘进速度要与表6-4一致。2）确定采准和切割所需时间根据设计中所确定的矿床回采方式（单翼或双翼、前进或后退式）、采准、切割同时工作面数以及相应的掘进时间，算出所需掘进时间，按照掘进的施工顺序和相互配合，从采准进度计划图表上即可确定矿山达产时所需的采准和备采储量的准备时间。（10）采准、切割所需人员的设备采准、切割的人员和设备可按工作面配备。每个工作面开动机台和凿岩工人可取自现场实际资料。(见附表2)矿块(矿房)采准进度计划图表表6-6序号巷道名称每冀的长度(米)同时工作面数(个)掘进速度(米)所需掘进时间（月)掘进的顺序及时间(月)123456789101l121人行通风天井2电耙巷道3XXXXX4XXXXX第五节矿房回采（1）简述矿房回采各工艺过程，切割、拉底、开立槽、劈漏的方法和顺序，画出工作图。矿房的落矿工作：落矿设备，落矿方法的选取，炮孔布置型式，凿岩爆破参数(孔径、最小抵抗线、眼底距、孔深)、每次崩矿的排数、完成一次崩矿量所需的炮孔总数和总长度、装药爆破方法、单位炸药消耗每次(或每个循环)的崩矿量、每米崩落量、凿岩工人的劳动生产率等的简述。矿房内的矿石运搬方式：装载设备、出矿的生产能力、完成一次崩落矿石的出矿时间，大块产出率、矿石块度的控制、二次破碎方法和二次炸药消耗量等。确定矿块中的一个回采工作循环中的组成部分及其进行的时间，制订工作循环图表，见表6-7。（2）回采工作计算1)矿块回采的平均昼夜生产率（吨/昼夜）式中：——一个回采循环中工作面采下的矿石量，吨；——一个工作面的回采循环时间，班；——每昼夜回采工作的班数，班；——矿块中同时回采的工作面数。回采工作面循环表表6-7工作地点及工作名称=1\*ROMANI班=1\*ROMANI=1\*ROMANI班=1\*ROMANI=1\*ROMANI=1\*ROMANI班123456789101112131415161718192021222324甲工作面凿岩装药、爆破通风出矿乙工作面凿岩装药、爆破通风出矿PAGEPAGE61①留矿法的平均昼夜生产率（吨/昼夜）式中：——矿房(矿块)中回采下的的矿石量，吨；——矿房(矿块)中落矿和局部放开的时间，昼夜；——由矿房(矿块)中大量放矿的时间，昼夜。②矿块崩落法时，矿块出矿时的平均昼夜生产率（吨/昼夜）式中：S——崩落矿块的水平面积，米2；V——由经验决定的矿石与覆盖岩石接触面的下降速度，米／昼夜；r——矿石的容重，吨／米3；——崩落矿石的松散系数。如采采用运矿设备(如电耙、装运机)还以考虑到设备情况。2)矿房回采的主要技术经济指标=1\*GB3①一昼夜(或一个循环)的劳动消耗量根据采矿方法的工作面的劳动组织和人员配备来确定（参照现场资料）。=2\*GB3②工人(凿岩工、工作面工人)的劳动生产率=3\*GB3③主要材料消耗量单位物料(炸药、雷管、钎钢合金片、木材料)消耗量==4\*GB3④采出矿石品位式中：——采出矿石品位，％；——工业储量矿石品位，％；——混入废石品位，%；——矿石贫化率(见表6-5的)。3)回采工作人员编制和所需设备及其数量(见附表1~2)4)回采直接费用计算(见第十一章第十二节)第七章矿柱回采与空场处理第一节矿柱回采方法选择矿柱回采方法，简述矿柱回采工艺过程，矿柱回采同矿房回采以及阶段开采时间与空间的配合，绘出矿柱回采方法草图，列出矿柱回采时的主要技术经济指标（可取表6-5），编制矿柱回采时的设备及人员（见附表1~2），可取类似矿山的实际资料。第二节空场处理选择空场处理方法，阐明空场处理与矿柱回采，阶段开采的配合关系。第八章矿山机械第一节井下运输及运输系统选择选择阶段运输巷道的布置形式和运输方式：根据阶段矿石的年产量、矿体厚度、矿岩稳固程度、采矿方法以及探矿、通风的要求，选择系统简单、工程量小的布置形式和运输方式。阐明货载（矿石、废石、材料）和人员的运输方式和依据。简述运输线路的结构、轨型和道岔的选择。（一）运输设备的选择和计算坑内运输设备的选择同运距、运量、货物品种、矿石性质、采矿方法、块度、巷道围岩稳固程度及服务年限等有关，并应结合设备及备件供应情况选取。下举电机车运输时设备选择和计算示例：一）运输设备选择：根据阶段运输量、运距和装矿方法等选择决定电机车运输及电机车重量、矿车容积。二）列车牵引计算（1）车组重量计算电机车和矿车选定后，根据运输条件计算机车牵引的列车组重量。一般按下列三个条件计算车组重量。1）按电机车粘着重量计算车组重量：（吨）式中：——机车牵引重量(粘着重量)；——车辆与钢轨的粘着系数。取值，运行时=0.15~0.2起动时=0.2~0.25制动时=0.17潮湿钢轨=0.15干燥钢轨=0.20撒砂时=0.25——重列车起动时的单位基本阻力，公斤；——重列车单位基本阻力，公斤/吨，见表8-2；——运输线路平均单位坡道阻力，公斤／吨；a——起动时的加速度，一般取a=0.032米／秒；P——电机车重量，吨；——弯道阻力系数，，公斤／吨，见表8-1。其中：外轨加高，K=1.0，外轨未加高K=1.5；R=弯道曲率半径，米。值表8-1R米468121520253040K=1.018.014.012.410.09.08.07.06.56.0K=1.526.021.418.615.013.512.011.010.09.0列车及车辆运行基本静阻力系数表8-2矿车容积（米3）列车基本静阻力系数（公斤/吨）车辆基本静阻力系数（公斤/吨）空列车重列车空列车重列车0.511.09.09.07.00.7~1.010.08.08.06.01.2~1.59.07.07.05.02.07.06.06.04.54.06.05.05.04.010.05.04.04.03.5按机车制动条件计算牵引列车组重量（吨）式中：——机车制动重量，对矿用机车（粘着重量）；——制动时的粘着系数；——同前；（米/秒2）式中：——机车时速度（开始制动时列车速度），米/秒；——制动距离，一般=40米；一般取0.2~0.3米/秒2。3）按牵引电机的温升条件计算牵引组重量（吨）式中：——电机车长度时牵引力，可由电动机类型特性曲线查得；——等阻坡度，‰；——调车系数，一般取=1.15~1.4。当运距＜1公里时，=1.4；运距=1~2公里时，=1.25；运距＞2公里时，=1.15。——总运行时间分由列车运行表决定（重列车，空列车运行时间）；——停车及调车时间，分；一般取=20分；、同上。从上述三种不同条件计算出的列车组的牵引重量，为保证机车有足够的牵引力，从计算结采中选取最小值。（2）列车组成确定车组的矿车数：式中：——组成列车的矿车，辆（舍去小数后，取整数）；G——矿车载重量，吨；——矿车自重，吨。（3）电机车台数的确定1）机车征返一次的时间T：分分式中：L——加权平均运输距离，公里；——平均运行速度，米／秒；通常，=0.75米／秒；——见前。2）一台电机车一班内可能往返的次数为：（次）式中：——一台电机车每班工作小时数。当每班8小时工作制时，架线式机车=7小时；蓄电池电机车=6.5~7小时；计算出小数后，化为整数（取接近而较小的整数）。3）每班运矿所需列车循环次数(次)式中：——矿山班产量，吨；C——产量不均匀系数，C=1.25~1.30；n——列车组的矿车数，辆；G——矿车载重量，吨。同理，计算出小数后，化为接近的较小整数。4）每班运矿所需电机车台数：(台)5）阶段机车台数：(台)式中：——运送废石，人员，材料的所需机车台数，台；——备用检修机车台数，台；当≤5时，取=1；≥6时，取=2。（二）井底车场一）井底车场设计根据第四章第三节所确定的井底车场型式运行线路布置与简略计算，确定各种线路的长度和坡度。二）井底车场通过能力的计算（三）运输设备及人员的编制（见附表1-2）第二节矿井通风一、选择和确定矿井通风系统，论述采用通风方式和通风系统的原则和依据，并按轴侧投影法绘制通风系统主体示意图或单线通风系统示意图，图上应标出风量分配和调节风量的措施。二、矿井总风量计算式中：——矿井所需总风量，米3／秒；K——矿井风量备用系数，K的取值；地表没有崩落区K=1.25~1.40一般矿井K=1.3~1.45地表有崩落区K=1.35~1.5——同时回采工作面所需风量之和，米3／秒；——同时采准、切割工作面所需风量之和，米3／秒；——同时开拓工作面所需风量之和，米3／秒。按排尘风速计算风量：Q=V尘×s；式中：Q——工作面的风量，米3／秒；V尘——排尘风速。回采工作面：耙矿巷道V尘=0.5米／秒；回采进路：V尘=0.3~0.4米／秒；巷道型回采工作面：V尘=0.15~0.5米／秒；硐室型回采工作面：当其断面≤30~40米2时，可取V尘=0.15米／秒；当其断面＞30~40米2时，可取V尘≥0.06米／秒；巷道掘进：V尘=0.15~0.25米／秒（天井取大值，大断面开拓巷道取小值）。硐室：参考相关的《矿井通风》教材。三、风量分配（1）新建矿井的风量分配在风量备用系数中加以考虑应用风常备用系数视通风方式而异，压入式通风系统的进风段，应在设计计算的需风量的基础上乘以风量备用系数，作为进风段各井巷的分配风量，而在需风段和回风段可不考虑备用系数，只按设计计算的需风量进行分配；抽出式通风系统的回风段，应在设计计算的需风量基础上乘以风量备用系数，作为回风段各巷道分配的风量，而进风段和需风段则可不考虑备用系数，只按设计计算的需风量进行分配。混合式参考压入、抽出式通风考虑。（2）改建或扩建矿井按实际需要风量进行分配并在需风地标出漏风量。风量均标在通风系统图上四、全矿通风阻力计算按通风最困难时期和最容易时期，各自选一通风线路，分段累计算摩擦阻力：（千焦）式中：——摩擦阻力，毫米水柱；——巷道风量，米3／秒；——摩擦阻力系数；P——井巷断面的周界长度，米；L——井巷长度，米；S——井巷断面，米2。各段风路摩擦阻力系数按表8-3计算。全矿通风阻力五、矿井通风设备的选择（1）扇风机的选择1）扇风机的风量式中：——扇风机装置的风量备用系数；——矿井所需风量，米3／秒。2）扇风机的风压式中：——矿井总阻力，毫米水柱；——与扇风机通风方式相反的自然风压，毫米水柱；——扇风机装置阻力之和（包括扇风机风和扩散器的阻力），一般设计中取毫米水柱；——风流流到大气的出口动压损失，毫米水柱。3）选择扇风机根据通风容易与困难两个时期所算出的两组风量和风压值，在扇风机个体特性曲线上找出相应的工况点，由工况点的合理范围内，即效率在0.6以上就可选取扇风机。（2）扇风机轴功率的计算根据扇风机工况点的与以及在扇风机特性曲线上查出的相应的效率。（千瓦）（3）电动机选择电动机功率式中：——电动机械备用系数，轴流式取=1.2~1.2；离心式取=1.2~1.3；——电动机效率，取=0.9~0.95；——分别为对应于通风困难时期的工况点的风压、风量和效率。根据计算的电动机功率，可在产品目录选取合适的电动机。一般当＞400~500千瓦以上，宜采用同步电动机。不大时，宜选用异步电动机。五、矿井电耗计算主扇每年电耗量：（千瓦~小时/年）式中：——电动机功率，千瓦；——分别为年工作日，和日工作时数；——分别为电动机、变压器、电线输电效率；一般取=0.9-0.95，=0.8，=0.95吨矿石电耗：（千瓦~小时/吨）式中：W——主扇年电耗量，千瓦~小时/年；A——为年产量，吨/年。六、局部通风阐明开拓、采准、回采工作面局部通风方式、局扇型号及局扇安装位置（局扇的选择计算可略）。简述控制和调整通风系统、风量的方法和措施。七、坑内防尘与安全概述坑内防尘措施，说明对破碎硐室、溜井、装卸矿易产生粉尘地点的防尘措施和方法。确定井下炸药药库的形式、容积及其设置地点、安全措施等。通风设备与安全技术工作人员的编制（见附表1-2）巷道通风阻力计算表8-2序号巷道名称支护型式（）L(m)P(m)净断面R（）风量h(pa)V(m/s)S(m2)S3（m6）Q（m3/S）Q21-22-3第三节矿井提升提升方式及提升系统的选择根据矿山年产量、提升矿物的品种、对矿石块度要求以及地面生产系统的总平面布置等因素来选择提升方式、提升容器等，并按开拓的阶段和矿井深度确定提升系统。对有色矿石，一般年产量在700吨/日、矿井深度在300米以下时，可采用罐笼提升，年产量在1000吨/日以上，井深大于300米时可采用箕斗提升。简述主、副井提升的认为和货载量。二、提升设备的选择计算（一)提升计算的原始数据与参数原始数据：(1)矿石产量，吨／年；(2)矿井深度，米；(3)废石量．一般按矿矿石年产量的5~15%考虑；(4)每班最大下井人数；(5)下井的材料(木材、钢轨)数量；(6)同时提升的阶段数，个；(7)提升高度；(8)提升工作制度，年工作日、工作班数；(9)提升时间：箕斗提升：提一种矿石时，取19.5小时；提二种矿石时，取18小时；罐笼提升：兼作主、副井时，取18小时，只作副井是，取19.5小时。(10)产量不均匀系数：箕斗提升：取1.15；罐笼提升：取1.2，兼做副井时，取1.25（人矿两用）。（二)提升容器规格的选择当提升容器型式确定后，其规格按一次提升量来选择。（1）箕斗规格的选择1)双容器提升时一次提升量为：(吨)2)单容器提升时一次提升量为：(吨)3)箕斗容积：（米）式中：——提升高度，米；对于罐笼提升（井口水平出车时）：（矿井深度)对于箕斗提升：（箕斗装载高度）(箕斗卸载高度)一般=20~30米；——箕斗低速爬行的附加时间，秒；——矿石松散容重，吨/米3；——箕斗装满系数，取0.85~0.9；——系数，取3.7~2.7，当H＜200时，取上限，H＞600米时，取下限；——箕斗装载停歇时间，见表8-4；——小时提升量，吨/时；(吨/时)式中：——矿石年产量，吨/年；——产量不均匀系数，取值见第一节；——年工作日，间断工作制取300天，连续工作制取330天；——每日工作小时，取值见第一节。箕斗装载停歇时间表8-4箕斗容积（米3）﹤3.1﹤3.1-5≤8漏斗类型计量不计量计量计量停歇时间（秒）8181014箕斗规格选用可参阅相关矿山机械资料。（2）当罐笼作为主井提升时，一般根据矿车容积选定罐笼规格，一般选择用单层罐笼，只有产量很大时，才考虑双层罐笼。当罐笼作为副井提升时，一般根据矿车容积选定罐笼规格，但必须保证在45分钟内将一班的人员提升完毕。升降人员的提歇时间为：单层罐笼取（n+10）秒，双层罐笼取（n+25）秒。n为一次乘罐人数，当单面车场无人行绕道时，停歇时间应增加50%。罐笼规格选用可参阅相关矿山机械资料。（三）提升钢丝绳的计算（1）提升钢丝绳安全系数的选取1）专为升降人员用的不低于9；2）升降人员及物料用的不低于7.5；3）专为升降物料用的不低于5.5；4）摩擦轮提升用的不低于8；（2）计算方法装卸矿车停歇时间表8-5罐笼层数及装的车数推车方式人工推车人工推车矿车容积（米3）0.750.750.751.2~1.42~2.5停歇时间（秒）单面双面双面双面双面单层罐笼，每层装一个矿车3015151820双层罐笼，每层装一个矿车6535363545双层罐笼，…202025…1)竖井单绳提升钢丝绳的计算公式：（公斤/米）式中：——一次提升量，公斤；——提升容器自重，公斤；——提升钢丝绳的单位长度重量，公斤/米2；——钢丝绳的极限抗拉强度，一般为170000公斤/厘米2；——钢丝绳的最大悬垂长度，米，对于罐笼提升，（矿井深度+hja井架高度）；罐笼提升，hja=15~25米，箕斗提升，hja=30~35。根据计算之值，选取钢丝绳标准重量P值后，验算安全系数：式中：P——新选标准提升钢丝绳每米重量，公斤/米；——新选标准钢丝绳所有钢丝破断力之和，公斤。国产6×19钢丝绳技术规范矿山机械。2)竖井多绳提升时钢丝绳的计算（公斤/米）式中：n——提升钢丝绳根数；选出钢丝绳后，按下式验算钢丝绳安全系数式中：P——为多绳提升时每一根钢丝绳的单位长度重量。3）提升钢丝绳的技术规格选取参看有关矿山机械资料。（四）提升机的计算和选择（1）提升机卷筒直径的确定按卷筒直径D与钢丝绳直径d的关系来确定对于地面提升设备对于井下提升设备（2）卷筒宽度的确定1）对于双筒提升机每个卷筒宽度①单层缠绕时：式中：——钢丝绳试验长度，一般取20~30米；m——摩擦圈，一般取3圈；——钢丝绳圈之间的间隙，—般取=2~3毫米；H——同前。安全规程规定竖井提升人员的卷筒只准缠一层，专为升降物料的准许缠两层。②多层缠绕时：（毫米）式中：——卷筒式上缠绕层数；——平均缠绕直径，米；——每两个月将钢丝绳错动0.25圈所需的备用圈数，一般取2~4圈。2）单卷筒作双钩提升时，卷筒宽度（毫米）式中：2——两根钢丝绳之间的间隙圈数。（3）提升机规格的选择根据计算所得卷筒B及D选择标准提升机。如标准提升机的宽度不够时，则可选较大直径的提升机。（4）提升机最大静张力及最大静张力差的验算按计算数值选择标准提升机后，须验算提升机最大静张力及最大静张力差，都不应该超过提升机技术规格表中的规定值。钢丝绳最大静张力（公斤）钢丝绳最大静张力差（公斤）(五）天轮直径的选择与卷筒直径相同，对于地面提升设备：对于井下提升设备：（六）确定提升机与井筒相对位置。（绘制其关系位置图）（1）井架高度对于罐笼提升（米）对于箕斗提升（米）式中：——容器高度（容器底部至连续装置最上面一个绳卡间的距离）；——天轮直径，米；——过卷高度（容器由正常卸载位置提到连续装置最上个绳卡与天轮轮缘接触时，或者容器本身与井架构件接触时所走的距离）。当提升速度≥3米/秒时，≥4米；当提升速度≤3米/秒时，≥6米。（2）卷筒中心至井筒提升中心线间的水平距离在设计时，取，一般为2.0~3.0米。（3）钢丝绳弦长米式中：C——卷筒轴中心高出井口水平的距离，一般取C=1~2米。（4）钢丝绳偏角外偏角：式中：B——卷筒高度；S——两天轮之间的距离，毫米；a——两卷筒内缘之间的距离，毫米。内偏角：对于卷筒提升机多层缠绕时，可能的最大偏角、为：对于单卷筒提升机作双钩提升时，应检查最大外偏角，此时两个天轮的垂直平面通过卷筒中心线式中：——卷筒下绳弦长，米。（5）钢丝绳仰角（一般按近似计算即可）（七）平衡锤的确定矿井提升设计中，当采用单罐或单箕斗提升时，为了平衡提升载荷以减少电动机容量，应考虑采用平衡锤。（1）平衡锤重量的确定式中：——平衡锤重量，公斤；——罐笼自重，公斤；——矿石（废石）一次提升量，公斤；——一次提升矿车重量，公斤。（2）平衡锤规格选择，可参阅相关资料。三、提升工作的辅助设备简述井口的辅助机械设备，井底车场调车方法，换车设施，矿车进出罐笼的方法和操作程序。提升设备和人员的编制（见附表1-2）第四节矿井排水设计原始资料各中段正常和最大涌水量、排水高度（最大的和最小高度）、井底井窝涌水量、地下水的性质、矿山年产量。二、排水方式和排水系统的确定(1）一般原则①中段数目不多，而各中段水平的涌水量又较大时，应考虑分段排水；②中段数目较多，而各中段水平的涌水量不大时，可考虑集中排水(将上水平的水引至下水平再集中上排)；③当矿井深度很大时，采用分段排水。(2)简述所选择的排水系统的依据及其优缺点，并画出系统图。三、排水设备选择计算（1）确定的原则与要求，每昼夜的正常涌水量应在20小时内排完。1）在涌水量大的矿井，主排水设备应由三台同类型水泵组成，其中任意一台能在2小时内排出一昼夜矿井的正常涌水量，然后工作时，能排出矿井一昼夜最大涌水量。如最大涌水量大于2倍正常涌水时，水泵的台数除至少有一台备用外，其余水泵能在20小时内将矿井一昼夜的最大涌水量全部排完。2）在雨季短的地区，最大涌水量不大于二倍正常涌水量，并且涌水量小于50米3/时的矿井，其主要排水设备可安设二台同类型水泵，而其中任意一台能在20小时内排完一昼夜矿井的全部正常涌水量。3）涌水量大、水文地质条件复杂的矿井，泵房应适当增大，以考虑安设临时排水设备。（2）水泵的选择计算与台数稳定1）确定水泵流量（米3/小时）根据水泵的小时排水量和初选水泵型号，确定其和扬程Q（米3/小时）和扬程H(米)。式中：——矿井正常涌水量，米3／昼夜；K——扬程损失系数，对于竖井，K=1.1；对于斜井，K=1.20~1.35，倾角大时取小值；——井筒深度，米。2）确定正常涌水期间所需工作的水泵台数（台）式中：Q——一台水泵的排水能力，米3／小时。第五节水泵房、水仓简述水泵房型式的确定、水仓容积和清理方法，井底水窝的排水方式，排水设备人员的编制，(见附表1-2)第六节压气设备一、压气设备选择(1)绘制全矿压力用户分布示意图，标明设备型号，工作地点，线路距离，同时工作台数；(2)全矿耗气量计算：将全矿同时工作的风动工具按下列格式计算耗气量。全矿风动工具同时工作耗气量计算表8-5序号风动工具名称数量每台耗气量米3／分同时工作系数磨损系数同时工作耗风量米3／分N123：合计每台不同类型工具的耗气量（见参考资料）。表8-5中，按下列选择同型号凿岩机（台）≤1011~3031~6010~0.850.84~0.750.74~0.65同型号装运机（台）≤1011~20200.8~0.750.75~0.650.65装岩机取0.3风动工具磨损系数，对凿岩机取1.15，其它取1.1全矿最大耗气量（米/分）式中：1.05——考虑压气机下了降低及未计入小量用气系数；——管网漏气系数；——高原修正系数。（3）压气机选择1）选择原则①确定压气机数量时尽可能照顾基建和生产的使用，选择用同一型号、同一制造厂以利检修；②压气站内压气机的数量，一般不宜超过6台；③压气机的备用量一般为计算所需供气量的20~50%，但不少于一台；④当最大的压气机检修时，其余压气机生产能力之和不小于计算压气所需总消耗量。2）压气机的型号及规格压气设备及人员编制（见附表1-2）。矿山机械部分考虑到专业设计要求，各部分都只做到设备选型，所以有关经济费用、电耗、工资等摊到每吨矿石上的费用，可以选用矿山实际指标，或采用扩大指标。第九章供电一、概述电源情况来源、供电线路回路、供电电压。二、矿山配电系统确定配电系统的结构形式，各用户的高低压配电电压，并画出配电系统图。三、地面变电所，井下供电线路，输配电电压，主要配电设备的选择。四、照明电压的选择五、供电设备和人员的编制(见附表1-2)。第十章矿山总平面布置第一节总平面布置的原则和依据概述矿山企业的组成、总平面布置的原则和依据；各工业场地的功能划分、平面及竖向布置原则；采场工业场地主要设施的位置及其选择要求。第二节矿山地面运输选择矿山内外部运输方式：矿山内部运输方式的选择主要取决于矿山的年生产能力、地形条件、运输距离、矿石工艺流程和开拓方式。一般来说内部地面运输主要采用各种类型的运输机运输，而辅助运输则采用窄轨铁路运输。外部运输方式的选择主要取决于矿山企业的规模、服务年限、地理和交通条件。总之，选择内外运输方式时，要尽可能简化运输系统，减少转运此时、实行机械化装卸，并使生产安全、方便和可靠。第三节生活区和行政福利设施生活区位置的选择应尽可能接近工业场地，有较好的水电供应条件和卫生安全条件（在主导风向的上风侧，距地下开采地表移动界线有一定距离，并不受山崩、滑坡等威胁）。为保证职工身体健康和生活必要条件，行政福利设施应包括浴室、医务所、保健食堂、行政办公用房。第四节概算地面构筑物、建筑物费用地面构筑物和建筑物的建筑面积可参照类似矿山的实际资料选择，单位造价可取自设计矿山当地的实际价格或采用扩大指标。第十一章矿山技术经济第一节职工人员总数和劳动生产率一、劳动定员职工人员总数中，包括生产工人、工程技术人员、服务人员和政治工作人员的数量及其所占的比重按表11-1、11-2）。全矿人员一览表表11-1编号工作名称和工种人数在籍人员悉数在籍人员数备注第一班第二班第三班共计1：：：一×××：：小计：：二×××全矿职工总数中各类人员所占比重表表11-2项目人数百分比(％)奋注全矿职工总数生产工人工程技术人员管理人员二、劳动生产率的计算（1）全矿人员劳动生产率全员劳动生产率=年产量/矿山全员在籍人员总数，吨/人年。（2）生产工人劳动生产率工人劳动生产率=年产量/矿山工人在藉人员总数，吨/人年。（3）井下工人劳动生产率井下工人劳动生产率=年产量/井下工人在藉人员总数，吨/人年。第二节矿石成本计算一、矿石成本构成项目目前矿山设计和生产中均采用按矿石成本构成项目计算，即不分工序，按矿山生产过程中所消耗各项费用按成本构成项目计算。矿石成本构成项目：1）材料消耗；2）工艺构成耗用燃料和动力；3）生产工人工资和附加工资；4）基本折旧费；5）维修费；6）车间经费；7）企业管理费。二、计算范围的划分1）回采直接成本：是计算从矿块落矿开始到装矿闸门为止所摊的回采费用，即1-4项所构成的费用。2）车间成本：回采直接成本计入车间管理费。3）矿石成本：就算到成品矿仓以前所发生的一切费用为止，从成品矿仓到用户的费用不进行计算。4）采选联合企