矿井储量与生产能力计算
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。
矿井资源储量、设计生产能力及服务年限
第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限第一节井田境界及资源/储量一、井田境界银星二号煤矿位于宁东煤田积家井矿区的中北部,东以总规划定的矿区东界线为界,南以凤凰梁断层为界,西以DF1(野麦子塘西侧)断层为界,北以18(D9)勘探线南500m(银星一号井田南边界)为界。
井田呈近南北向条带状展布,南北走向长约8.6km,东西倾向宽约5.7km,井田面积约46.4 km2,由21个拐点圈定。
井田境界见图2-1-1。
井田拐点坐标见表2-1-1。
银星二井井田拐点坐标二、矿井资源/储量计算(一)矿井地质资源/储量1、资源/储量估算的工业指标本次矿井资源/储量是根据2010年8月《银星二号井田勘探报告》计算而来的,该勘探报告于2011年已通过审批并备案,勘探资料可以作为初步设计的一句。
根据勘查报告,井田内参与资源/储量估算的煤层有:1、3、3下、4上、4、5、10、11、12、18下,共10层煤层。
本区煤炭资源丰富,地层倾角一般小于25°左右,煤类为不粘煤,属非炼焦用煤。
依据《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T 0215-2002)附录E的规定,本区资源储量估算的工业指标确定如下:(1)最低可采厚度:0.80m 。
(2)原煤最高可采灰分Ad(%):40%。
(3)最高硫分St,d(%)3%:(4)最低发热量Qnet.d (MJ/Kg):17.0MJ/Kg。
2、资源储量估算设计开采范围的选择:DF2、DF5、DF9 、DF7四条落差大于50m的断层将井田划分为五块。
其中DF5与DF9断层之间区域煤层赋存比较完整,勘探程度高,资源/储量为429.48Mt,占整个井田的54.5%,其中探明的内蕴经济的资源/储量(331)为114.32Mt,控制的内蕴经济的资源/储量(332)为65.42Mt,331+332占区内资源/储量的41.8%;其它四个块段平均资源/储量都在整个井田的10%左右,其绝大部分为推断的内蕴经济资源/储量(333),其控制程度较低,且50%左右的资源/储量埋深都超过1000m,另外由于断层切割,不易布置工作面。
矿井储量计算
矿井储量计算
1. 地质勘探:通过地质勘探工作,了解矿藏的地质结构、矿体分布、品位等信息。
这包括地质测绘、钻探、坑道探测等技术手段。
2. 数据收集:收集与矿藏相关的数据,如矿体的厚度、品位、密度等。
这些数据可以通过地质勘探、采样分析等方式获得。
3. 矿体建模:根据收集到的数据,建立矿体的三维模型。
这可以帮助更好地理解矿体的形态和内部结构。
4. 储量计算方法选择:选择适当的储量计算方法,如地质块段法、剖面法、三角网法等。
不同的方法适用于不同的矿藏类型和地质条件。
5. 储量分类:根据矿体的可靠性和开采可行性,将储量分为不同的类别,如探明储量、控制储量、推断储量等。
6. 计算储量:根据选择的计算方法,结合矿体模型和相关数据,进行储量的计算。
这涉及到矿体体积、品位、密度等参数的计算。
7. 储量评估:对计算得到的储量进行评估和验证。
这包括与历史数据对比、专家评审等,以确保储量计算的准确性和可靠性。
8. 报告编制:将储量计算的结果和相关信息编制成报告,供决策者和相关部门使用。
需要注意的是,矿井储量计算是一个复杂的过程,需要综合运用地质、矿产、数学等多学科知识。
在计算过程中,应充分考虑各种因素的影响,并进行合理的误差分析和不确定性评估。
2.3.12.3.1矿井资源储量及生产能力
一、矿井储量
矿井储量分类
矿井储量是矿井设计和 生产建设的主要依据,长期 以来,我国用于评价固体 矿产储量类型的主要依据是 矿产资源的勘探程度。
一、矿井储量
矿井储量分类
2005 年发布的《煤炭 工业矿井设计规范》对固体 矿产资源进行了重新分类, 分类结果如表1所列。
一、矿井储量
二、井田尺寸
井田尺寸最初由矿区总体设计时的井田划分确定,在生产过程中有可能 调整,一般指井田的走向长度、倾斜长度和井田面积。
1 井田走向长度
井田走向长度是表征矿井开采范围的重要参数。 井田走向长度加大后增加了开采水平内采区、盘区 或带区个数或加大了采区、盘区或带区走向长度, 有利于加大采区、盘区带区和矿井的开采强度;在 开采水平垂高不变的情况下,增加了开采水平储量, 延长了水平服务年限,有利于开采水平的接替。
二、井田尺寸
2 井田倾斜长度
井田倾斜长度是井田沿煤层倾斜方向的水平 宽度,与之对应,还有井田上下边界的垂直高度和 开采煤层的倾斜长度。
井田倾斜长度是表征矿井开采深度的参数, 一般情况下它制约着开采水平垂高与数目、上下 山的长度与阶段数目的划分。
二、井田尺寸
2 井田倾斜长度
井田倾斜长度与井型密切相关。我国煤矿矿 井的井田倾斜长度一般为数千米,开采近水平 煤层的矿井,其井田倾斜长度最大可达到10km, 小煤矿井田倾斜长度多为数十米到数百米。
矿井储量分类
矿井储量分类和计算 方法与提交的地质报告和矿 井的设计建设阶段有关,前者 分详查地质报告和勘探地质 报告,后者分预可行性研究, 可行性研究和初步设计阶段。
一、矿井储量
以勘探地质报告为基础,矿井可行性研 究和初步设计阶段的储量分为: ①矿井地质资源量; ②矿井工业储量; ③矿井设计储量; ④设计可采储量。
矿井储量管理计算方法
大兴石板箐煤矿矿井储量管理第一节矿井储量的分类和特点一、矿井储量的分类可采储量:指工业储量中预计可采出的储量设计损失量:为了保证采掘生产的安全进行,在矿井(采区、工作面)设计中,根据国家技术规定,允许丢失在地下的能利用储量。
可采储量、设计损失量与工业储量三者间的关系为:T= (I-P) K式中T——可采储量,万tI——工业储量,万tP——设计损失量,包括保安煤柱、隔离煤柱以及因地质构造、水文地质条件等不能开采的煤。
K——设计采区采出率第二节矿井三量管理一、三量管理的意义搞好三量管理是保证矿井生产正常接续、稳产高产的重要环节。
二、三量的划分和计算(一)开拓煤量在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量,并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量,即为开拓煤量。
计算公式:Q开=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K式中:Q开——开拓煤量,t;L——煤层两翼已开拓的走向长度,m;h——采区平均倾斜长,m;M——开拓区煤层平均厚度,m;D——煤的视密度,t/m3Q地损——地质及水文地质损失,t;Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t;K——采区采出率。
(二)准备煤量在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上(下)山等掘进工程所构成的煤储量,并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后,即为准备煤量。
计算公式:Q准=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K式中Q准——准备煤量,t;L——采区走向长度,m;h——采区倾斜长度,m;M——采区煤层平均厚度,m。
在一个采区内,必须掘进的准备巷道尚未掘成之前,该采区的储量不应算作准备煤量。
(三)回采煤量在准备煤量范围内,按设计完成了采区中间巷道(工作面运输巷、回风巷)和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量,即只要安装设备后,便可进行正式回采的煤量。
第二章 矿井资源储量、设计生产能力
第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限第一节井田境界及资源/储量一、井田境界五轮山煤矿位于加戛背斜NE翼南段,水公河向斜西翼。
井田南北长9km,东西宽2~6km,。
根据中华人民共和国2006年12月31号颁发的采矿许可证(副本,证号:1000000610155)五轮山矿井矿权面积为44.0238km2,占全井田的38%,其拐点坐标为见表2—1—1。
根据《贵州省水城矿区纳雍片区总体》、《毕节地区毕节市等八县(市)煤矿整合、调整布局方案》,本矿井西北有两家小型生产煤矿,能力分别为15万t/a和30万t/a,与五轮山煤矿之间有大断层NF20断层相隔,西南与德科煤矿毗邻,井田浅部及深部均无其他生产矿井。
根据采矿许可证,五轮山煤矿与邻近矿山无矿界重叠现象。
五轮山煤矿与邻近矿井关系位置详见图2-1-1。
二、矿井资源/储量(一)矿井总资源/储量根据《贵州省纳雍县五轮山井田煤矿勘探地质报告评审意见书》(中矿联储评字[2003]30号)及中华人民共和国国土资源部文件《关于“贵州省纳雍县五轮山井田煤矿勘探地质报告”矿产资源储量评审备案证明》,截止2003年8月31日(矿井自2003年底动工至今一直未开采),矿井资源总量为81885万t,其中硫分小于3%的探明的内蕴经济资源量(331)为3535万t,控制的内蕴经济资源量(332)为12709万t,推断的内蕴经济资源量(333)为26796万t;另有预测的(334)?资源量(硫分小于3%)12009万t,硫分大于3%的(331)+(332)+(333)+(334)?资源量为26836万t。
经过统计分析,矿井资源/储量具有以下特点:1、井田资源量以中、高硫分储量为主,其中硫分<1.05%的储量仅占总资源量的20%,2%~3%的占总量的47.3%,>3%的占总量的32.7%。
可采储量中,硫分<1.05%的储量仅占总量的36.5%,2%~3%的占总量的63.5%。
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。
第三节矿井储量、生产能力和服务年限
25°~45° 煤层
45°~90° 煤层
特大 大
300及以上 120、150、 180、240 45、60、90 9、15、21、 30
70
30~40 20~30 15~20
— 20~30 15~20
— 15~20 12~15
60
中 小
50 各省自定
作
业:
1.影响矿井生产能力的因素有哪些?
2.试述矿井的生产能力、服务年限与储量间
三、矿井服务年限
定义
按矿井可采储量、设计生产能力, 并考虑储量备用系数计算出的矿井开采 年限。(矿井从投产到报废的全部生产时间)
四、矿井生产能力、服务年限与储量的关系
T=ZK/AK
ZK-矿井可采储量,万吨;
T-矿井设计服务年限,a; A-矿井设计生产能力,万吨/a; K—储量备用系数,1.3~1.5。
矿 井 地 质 储 量
尚难利用储量
(二)对煤炭资源采出率的规定
煤层分类
地点
薄煤层 85%
中厚 80%
厚 75%
水力 70%
采 区
工作面
97%
95%
93%
(三)储量损失
1.设计损失:根据煤层赋存条件、所采用的采煤方法 以及保证开采安全的需要,在设计中规定永远遗留 在地下的一部分储量。 (1)全矿总损失 (2)采区损失 (3)采煤工作面损失 2.实际损失:指在开采过程中实际发生的损失
第三节矿井储量生产能力和服务年限定义井田内可采煤层的全部储量一矿井储量一煤炭储量的分级分类1按可行性评价阶段划分1概略研究储量2预可行性研究储量3可行性研究储量2按经济意义划分1经济的储量2边际经济的储量3次边际经济的储量4内蕴经济的储量5经济意义未定的基础储量3按地质可靠程度分1探明的储量2控制的储量3推断的储量4预测的储量4旧煤炭储量分级分类2003年以前矿井地质储量1能利用储量abcd工业储量abca
矿业权评估-矿山生产能力估算方法
书山有路勤为径,学海无涯苦作舟
矿业权评估:矿山生产能力估算方法
生产能力估算方法
1.按经济合理的矿山服务年限计算
(1)金属矿
式中:A —矿山生产能力;
Q —可采储量;
T —合理的矿山服务年限;
—矿石贫化率。
上式中的矿石贫化率原为废石混入率,由于混入废石的品位一般较低,且具体数值不易确定,为简化计算,常用矿石贫化率代替废石混入率。
化工、建材等对矿石品位有指标要求的矿产,也可使用上述公式。
(2)非金属矿
式中:A —矿山生产能力;
Q —可采储量;
T —合理的矿山服务年限;
K—储量备用系数。
需要特别说明的是,采用上式计算煤矿矿山生产能力或服务年限的,评估计算采矿损失时,采矿回采率采用的是采区回采率而不是矿井回采率,即“可采储量”中尚包括有部分在采矿过程中损失的矿量。
因此,考虑到与设计规范的一致性,采用储量备用系数对“可采储量”进行修正。
如果计算采矿回采率采用的是矿井回采率,则公式中不应包括储量备用系数。
矿井服务年限计算
第二章井田开拓的基本概念§2. 1 矿井储量生产能力服务年限一、矿井储量1、地质储量:在井田范围内所包含有的煤层的所有计算出的煤炭储量,包括平衡表内和平衡表外储量1)、平衡表内储量:在目前的技术经济条件下,所要求的煤层质量指标(灰分、发热量等)达到可以利用的、其指标符合要求且在目前技术条件下能够采出的储量(A+B+C+D)。
2)、平衡表外储量:目前尚难利用将来可能会利用,目前技术条件不能够采出而将来能够采出的储量。
2、工业储量Z g:经过勘探,其煤层厚度和质量均合乎开采要求,而地质构造又比较清楚的平衡表内储量。
A+B+C(+0.5D)。
(说明A、B、C、D各级别的意义)1、矿井设计储量:在矿井设计中,由工业储量减去永久煤柱的损失量。
Z s=(Z g-P1)Z s:矿井设计储量;Z g:工业储量P1:永久煤柱的损失量,包括井田境界煤柱、断层煤柱、铁路、公路、河流、城镇、重要建筑等需要保护的煤柱;4、矿井设计可采煤量Z k=(Z s-P2) ·CZ k:矿井设计可采煤量;P2:包括工业广场煤柱、井筒保护煤柱、水平大巷保护煤柱、阶段分界煤柱、主要上下山保护煤柱,可以定义为暂时煤柱。
C:矿井设计的采区回采率,分为三类:厚煤层≥75%,中厚煤层≥80%,薄煤层≥85%。
5、各类储量之间的关系矿井设计可采储量矿井设计储量(矿井可采储量)工业储量永久煤柱损失设计损失量能利用储量 (A+B+C)矿井地质储量 (A+B+C+D) 远景储量(D)暂不能利用储量二、矿井生产能力井型大小的确定,在划分时就需考虑储量,尺寸。
1、储量:指工业储量。
大型井,投资多,应有较长的生产期(服务年限),储量应大。
下表是在一般情况下,矿井和第一开采水平的最低服务年限。
(服务年限的计算,后面会讲到)2、开采能力:矿井生产条件能保证的原煤生产能力。
主要是采区的生产能力与同时生产的采区数。
同采采区数与井型有关。
600万及以上,6~7个以上;400~500万,4~6个;240、300万,3~4个;150、180万,2~3个;120万及以下,1~2个。
任务2 矿井储量、生产能力及服务年限
储量损失(实际损失)
在开采过程中实 际发生的煤量损失, 根据其发生的范围, 也可分为采煤工作 面损失,采区损失 和全矿损失。
矿井生产能力
设计生产能力
设计生产能力是由依法批准的煤矿设计所确定、施工单位据以建设竣工, 经验收合格,最终由煤炭生产许可证颁发管理机关审查确认,在煤炭生产 许可证上予以登记的生产能力。
本设计井田面积为28km2,井田内包含五层煤,第一层煤厚3.5m,第 二层煤厚2.7m,第三层煤厚3.2m,第四层煤厚4m,第五层煤厚1.6m煤层 总厚15m,煤层倾角12°,该煤容重1.33。 井田边界损失煤柱=10184531.2 t 巷道保护煤柱=9655966.4 t 采区保护煤柱=77794497 t
储量分级
1、矿井地质储 量。矿井地质储量 是指矿井技术边界 范围内的全部煤炭 的储量。包括能利 用的储量和尚难利
用的含量。
储量分类
各类储量之间的关系
可采储量 工业储量(A+B+C) 能利用储量(A+B+C+D) 矿井地质储量 尚难利用储量 远景储量(D) 设计损失量
储量分类
能利用储量,又称 平衡表内储量:指煤 层赋存情况及煤质符 合当前矿井开采技术 经济条件,在目前条 件下可以开采的储量。 包括工业储量和远景 储量。
120 、 150 、 180 、 240 、 300 、 400 、 500 级以上 大: 45、 60、 90 中: 小: 9、 15、 21 、 30
2).影响A的因素
(1)、Z (物质基础): 采能力)关键因素 (2)、煤层生产能力(即开 2 指暴露 1 M 顶板所能获得煤炭的多 少 Mrc (3)、生产技术条件(主导 因素) 加以保证) (4)、安全生产条件(必须
煤炭工业矿井设计规范
煤炭工业矿井设计规范中华人民共和国国家标准煤炭工业矿井设计规范(节选)Code for mine design of coal industryGB 50215--2005主编部门:中国煤炭建设协会批准部门:中华人民共和国建设部履行日期:2006年1月1日中华人民共和国建设部公告第371号建设部关于发布国家标准《煤炭工业矿井设计规范》的公告现批准《煤炭工业矿井设计规范》为国家标准,编号为:GB 50215—2005,自2006年1月1日起实施。
原《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215—94同时废止。
本规范由建设部标准定额研究所组织中国计划出版社出版发行。
中华人民共和国建设部二00五年九月十四日目录前言1 总则2 矿井资源/储量、设计生产能力和服务年限2.1 矿井资源/储量2.2 矿井设计生产能力和服务年限3 井田开拓3.1 井田开拓方式3.2 井口位置与开采水平划分3.3 开拓巷道布置3.4 开采顺序与采区划分4 井筒、井底车场及硐室4.1 井筒4.2 井底车场4.3 主要硐室5 井下开采5.1 采区布置5.2 采煤方法及工艺5.3 采区巷道布置5.4 巷道掘进与掘进机械化6 井下运输6.1 一般规定6.2 井下煤炭运输6.3 井下辅助运输6.4 矿井车辆配备数量7 通风与安全7.1 通风7.2 防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出7.3 抽放瓦斯7.4 安全监测、监控7.5 矿井热害防治附录A 固体矿产资源分类附录B 煤炭资源量估算指标附录C 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计资源/储量类型及计算附件储量计算中的名词解释及相关问题前言本规范是根据建设部建标[2003]102号文件《关于印发“二00二~二00三年工程建设国家标准制订、修订计划”的通知》的要求,由中煤国际工程集团南京设计研究院会同有关单位,在对原国家标准《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215—94进行修订的基础上编制完成的。
本规范在编制过程中,认真分析、总结和吸取了十年来我国煤矿管理体制和投资体制改革的实践经验,考虑了我国煤矿建设项目的管理程序和入世要求,特别是引入了十年来国内外矿井建设的新技术、新工艺及新的科研成果。
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= Q(a)A(1e)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考证确立矿山生产能力(露天)A= P V(a)H (1e)式中: A—矿山生产能力万t/a;P—水均分层均匀矿量万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、依据矿山开采年降落速度计算和考证矿山生产能力(地下开采)V S K ·K ·E(万t)A=1 1 2式中: A—矿山年生产能力万t/a;V—回采工作面降落速度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();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=NQKE (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—散布矿块数个;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—发掘机生产能力t/a;n—同时工作的采矿阶段数N—一个阶段可部署的发掘机数(汽车运输为1-2);LN=L oL—一个台阶的矿石匠作线长度m ;L o—一台发掘机占用的工作线长度m;6、依据矿石储量估量露天矿生产能力QA=LL=千Q式中: A—矿山年生产能力t/a;Q—境地内矿石储量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 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;②按矿井各地址实质需要风量的总和计算a、采场需风量1°按清除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中: Q1—按清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: Q—按采场排尘所需的风量m 3 /min ;1V—“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 z=25A m 3 /min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m 3 /min3°按排尘风速计算Q z=V·S m 3 /minc、硐室需风量3 3Q3=40m/min ~ 80m/mind、矿井各地址用风量总和为Q总 =ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最后矿井风量确实定3Q=KQ总m/min式中: K—为风量备用系数( K=)2)负压计算2H=RQ PaP LR=S3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—设计频次暴雨量mmφ ′—暴雨地表径流系数()2 F—入渗区汇水面积m2、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—均匀及降雨量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、用稳固流分析法(大井法)按潜水含水层计算矿井涌水量Q=1.366K ( 2H S)SRr式中: Q—竖井成矿坑的涌水量m3/dH —潜水含水层厚度mK—浸透系数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 确实定:当开采范围为不规则形状时r= Fa b当日采范围为矩形时r=4F—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—排土场设计的有效容积m 3y3V s—剥离岩土的实系数m3K s—岩土的松懈系数mK c—岩土的下沉率( %)(7%-15%)2、排土场的设计总容积3式中: V—排土场的设计总容积m 33V y—排土场的设计容积mK1—容积充裕系数()六、采场采出矿石品位计算1α2=(1-γ)d21式中:α 2—采区采出矿石品位% (或 g/t )γ—废石混入率%d2—采区矿石地质均匀品位% (或 g/t )七、主要设施生产能力计算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/ π D2 E式中 a- 冲击功( kg/m);n- 冲击频次(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- 岩石牢固性系数。
矿井储量、生产能力和服务年限
一、矿井储量(分类)
矿井设计可采储量:是矿井设计资源/储量减去工业场地和主 要井巷煤柱煤量后乘以采区回采率,为矿井设计可采储量。
ZK =(ZG-ZP)C=ZG(1-P)C 式中 : ZK—矿井设计可采储量(万t); ZG—矿井工业储量(万t); ZP—全矿性煤柱损失及构造地质和水文地质损失煤量(万t); P—全矿性煤柱损失及构造地质和水文地质损失率(%),一般取值5~7%; C—矿井采区采出率(%)。
根据矿井生产能力不同,我国把矿井划 分为大、中、小三种类型。
井型的概念
井型的划分
01 02 大型矿井
中型矿井
120、150、180、240、300、 400、500和500万t/a以上的 矿井。
矿井设计能力为45万t/a、60万 t/a、90万t/a的矿井。
03 小型矿井
矿井设计能力为30万t/a以下的 矿井。
一、矿井储量(分类)
1
2
矿井地质资源量
是指地质勘查报告提供的查明 的井田煤炭资源量。
3
矿井工业储量
是指地质资源量经可行性评价后,经 济意义在边际经济及以上的基础储量 及推断的内蕴经济的资源量乘以可信 度系数之和。
矿井设计资储量
是在经过可行性评价和按经济意义分 类的工业资源/储量基础上减去永久煤 柱的损失量为设计资源/储量。
四、矿井服务年限(服务年限T的计算)
1
在划定的井田范围内,当矿井生产能力A一定时,可计算出矿井的设计 服务年限T:
T = Zk A •K
式中: Zk——矿井设计可采储量,万吨; A——矿井设计生产能力,万吨/a; K——矿井储量备用系数,取值(1.3~1.5)。新设计的矿井一般取1.4 , 地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取1.5 ,地方小煤矿一般取1.3。
采矿概论计算
损失率和废石混入率的计算:(符号:损失率—— S, 矿石工业储量Q,采出的矿石量Qc,混入采出矿石的废石量Qy,矿石回收率K; 工业储量中矿石的品位C(%),采出矿石(包括混入岩石)的品位Cc(%),混入废石的品位Cy(%)。
矿石损失率S = Qs/Q×100%废石混入率Y = Qy/Qc×100%矿石回收率Hk = (Q-Qs)/Q×100%采准系数K1:是指每一千吨采出矿石量所需掘进的采准,切割巷道米数,用下式计算:式中:K1= ∑L/T (3-1)∑L ── 一个矿块中采准巷道和切割巷道的总长度,mT── 矿块的采出矿石量,t。
采准工作比重K2 : 是矿块中采准,切割巷道的采出矿石量T’ 与矿块采出矿石总量T 的比值,即: K2=(T ’ / T )×100% (3-2)三级储量的计算开拓储量:QkQk=A·tk·(1 – r) / K (3-3)式中:A ── 矿井年产量(选厂年处理原矿石能力),t/y;tk ──开拓储量的保有期限,y;r ── 废石混入率(混入采出矿石中的废石量与采出矿石量之比)%;K── 矿石回收率(采出的纯矿石与工业储量之比率),%采准储量Qc :Qc = A·tc·(1 – r) / K (3-4)式中:tc── 采准矿量的保有期限,y (约1年)备采储量QBQB =A·tB·(1 – r) / (K×12) (3-5)式中:tB── 备采储量的保有期限,月(6个月)。
在设计阶段,该指标可作为验证计算矿山生产能力的方法之一。
年下降深度的计算公式如下:h=KqEKKSrAHγ)1(-h── 年下降深度,m;A── 矿井生产能力,t/aS── 矿体水平面积,m2;γ ── 矿石体重,t/m’;r── 废石总混入率,%;K── 矿石总回采率,%;KH── 矿体厚度修正系数,查表;Kq── 矿体倾角修正系数,查表;E── 地质影响系数,0.7~1.0。
煤矿工业储量计算方法
煤矿工业储量计算方法煤矿资源/储量计算根据详查报告总结,勘探区共获得控制的内蕴经济资源量(332)+推断的内蕴经济资源量(333)+预测的资源量(334)321345万t。
其中控制的内蕴经济资源量(332)90512万t,推断的内蕴经济资源量(333)201836万t,预测的资源量(334)28997万t。
控制的内蕴经济资源量(332)占总资源量的28.2%;推断的内蕴经济资源量占总资源量的62.8%,详见表44。
2、资源/储量评价和分类根据煤层查明程度、煤层赋存条件、开采条件和开采的经济性进行评价。
(1)矿井控制的资源量90512万t。
由于本地区煤层开采技术条件较好,地质构造和水文地质简单,各煤层的开采受不利因素限制极少,无孤立不可采块段,开采效益显著,因此设计把控制的资源量作为控制的经济预可采基础储量,即矿井获得控制的经济预可采基础储量(122b)90512万t。
(2)获得推断内蕴经济资源量(333)201836万t。
矿权范围内共获煤炭资源/储量321345万t。
表44 矿井资源/储量分析表3根据《煤矿工业矿井设计规范》,矿井工业资源/储量是指地质资源量经可行性评价后,其经济意义在边际经济及以上的基础储量及推断的内蕴经济的资源量乘以可信度系数之和。
可信度系数值取0.7~0.9。
地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井,333的可信度系数取0.9,地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井取0.7,根据本矿井各主采煤层均为较稳定煤层、地质构造简单的赋存情况,取0.85的可信度系数。
按此计算矿井工业资源/储量为262072.6万t,见表45。
4、矿井探矿权范围设计资源/储量设计资源/储量=工业资源/储量-永久煤柱损失全矿井各类煤柱留设共计2210.2万t,留设方法如下:(1)井田边界煤柱根据有关规程规范的要求,在井田范围内留设井田边界安全煤柱,煤柱宽度为50m,共留设2210.2万t。
煤矿工业储量计算方法
煤矿工业储量计算方法煤矿资源/储量计算根据详查报告总结,勘探区共获得控制的内蕴经济资源量(332)+推断的内蕴经济资源量(333)+预测的资源量(334)321345万t。
其中控制的内蕴经济资源量(332)90512万t,推断的内蕴经济资源量(333)201836万t,预测的资源量(334)28997万t。
控制的内蕴经济资源量(332)占总资源量的28.2%;推断的内蕴经济资源量占总资源量的62.8%,详见表44。
2、资源/储量评价和分类根据煤层查明程度、煤层赋存条件、开采条件和开采的经济性进行评价。
(1)矿井控制的资源量90512万t。
由于本地区煤层开采技术条件较好,地质构造和水文地质简单,各煤层的开采受不利因素限制极少,无孤立不可采块段,开采效益显著,因此设计把控制的资源量作为控制的经济预可采基础储量,即矿井获得控制的经济预可采基础储量(122b)90512万t。
(2)获得推断内蕴经济资源量(333)201836万t。
矿权范围内共获煤炭资源/储量321345万t。
表44 矿井资源/储量分析表3根据《煤矿工业矿井设计规范》,矿井工业资源/储量是指地质资源量经可行性评价后,其经济意义在边际经济及以上的基础储量及推断的内蕴经济的资源量乘以可信度系数之和。
可信度系数值取0.7~0.9。
地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井,333的可信度系数取0.9,地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井取0.7,根据本矿井各主采煤层均为较稳定煤层、地质构造简单的赋存情况,取0.85的可信度系数。
按此计算矿井工业资源/储量为262072.6万t,见表45。
4、矿井探矿权范围设计资源/储量设计资源/储量=工业资源/储量-永久煤柱损失全矿井各类煤柱留设共计2210.2万t,留设方法如下:(1)井田边界煤柱根据有关规程规范的要求,在井田范围内留设井田边界安全煤柱,煤柱宽度为50m,共留设2210.2万t。
表45 矿井工业资源/储量分析表(2井田范围内中南部有零星住户分布,北部有红庆河镇所在地,住户较多;根据设计前期调查,伊金霍洛旗政府已在该地区实行新农村建设,统一规划,统一部署,井田内所有住户建议建设单位结合当地政府政策,可根据井下工作面推进速度,采取逐步搬迁措施,该方法经济合理,可操作性强,故不设村庄保护煤柱。
备用系数的计算
备用系数的计算
备用系数的计算方法取决于具体的领域和场景。
以矿井储量和电力系统为例,以下是这两种场景下备用系数的计算方法:
在矿井储量方面,储量备用系数K是矿井可采储量T(万吨)与矿井设计生产能力A(万吨/a)的比值,即K=T/A。
这个系数是为了保证矿井的正常
服务年限而采用的一个储量富裕系数,其取值范围一般在1\~之间。
在电力系统中,系统旋转备用系数的计算公式为SRBC = Pmax ΔH/(100 ΔP)。
其中,SRBC为系统旋转备用系数,Pmax为电力系统所有机组总装
机容量,ΔH为机组总惯量,ΔP为负荷增量。
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第2章 矿井储量与生产能力(模板1)2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界井田境界的走向长度为8km ,井田境界的倾斜宽度为3.5km ,井田境界的井田面积为28km²。
(还应该以大断层等地质条件给出井田边界的描述)2.1.2 储量根据储量计算公式:Q=S·H·D/cosα可得出井田内的地质储量以及井田内的工业储量。
本设计井田面积为28km 2,井田内包含五层煤,第一层煤厚3.5m ,第二层煤厚2.7m ,第三层煤厚3.2m ,第四层煤厚4m ,第五层煤厚1.6m 煤层总厚15m ,煤层倾角12°。
658917049112331152793125612.)cos(.)cos(=⨯⨯=⨯⨯=︒︒容重煤厚井田面积井田工业储量 t4.578985960=-=井田边界损失煤柱工业储量矿井设计储量 t井田边界损失煤柱=10184531.2 t巷道保护煤柱=9655966.4 t 采区保护煤柱=77794497 t工业广场保护煤柱=16008484.5 t 区段保护煤柱=5053221.5 t 两个风井保护煤柱=2397981 t75%⨯⎪⎪⎭⎫⎝⎛-----=两个风井保护煤柱区段保护煤柱带区保护煤柱巷道保护煤柱工业广场保护煤柱矿井设计可采储量设计可采储量 5351056857. =t2.2 矿井生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作制度设计年工作日:年设计工作日为300天,四班作业,班工作时数:六个小时,“四六”交叉。
2.2.2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力3Mt/a,日产量8280t/d,本矿井设计为年产3Mt,为现代大型矿井,矿井设计服务年限70年,由于选择了靠近工业广场的煤层作为首采区,其距离井底车场较近,所以本矿井预计在三年内可以达到设计产量,且超产的可能性较大。
第2章矿井储量与生产能力(模板2)2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界2.1.2 储量1.矿井地质储量:勘探(精查)报告提供的储量,包括“能利用储量”和“暂不能利用储量”;2.矿井工业储量:勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量,A、B、C三级储量的计算方法,应符合国家现行标准《煤炭资源地质勘探规范》的规定;3.矿井设计储量:矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱,防水煤柱,井田境界煤柱和已有的地面建筑物,构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量;4.矿井设计可采储量:矿井设计储量减去工业场地的保护煤柱,矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率[1]。
截至2005年9月30日,东海煤矿采矿许可证范围内煤炭资源储量总量67. 64Mt(气煤20.68Mt,焦煤46.96Mt),其中:(1)能利用储量资源储量总量53.02Mt(气煤10.68Mt,焦煤42.34Mt)(2)暂不能利用储量C级13.62万吨(气煤6.18Mt,焦煤7.62Mt)。
本矿勘查程度已达到精确的程度,根据《固体矿产资源储量套改技术要求》,设计范围内的A、B、C级储量套为(111b),设计范围外的D级储量套为(333),表外C级储量套为(2S22),套改结果如下:资源储量总量67.64Mt(气煤20.68Mt,焦煤46.96Mt),其中:探明的(可研)经济基础储量(111b)35.45(气煤9.71Mt,焦煤25.74mt)Mt;控制的次边际经济资源量(2S22)11.62(气煤5Mt,焦煤6.62Mt)Mt;推断的内蕴经济资源量(333)1.57(气煤0.38Mt,焦煤1.60Mt)Mt。
可采系数根据矿山实际开采情况确定为0.46。
计算的可采储量(111)为27.05Mt。
2.2 矿井生产能力矿井生产能力储量:截止06年12月31日矿井的地质储量为13840.6Mt,其中,工业储量为5098.7Mt,A+B高级储量为1761.1Mt,高级储量占总储量的26.3%,远景储量为3308.9Mt。
通过储量计算可以看出并说明了两个问题:一是煤层最小可采厚度为0.7m二是煤层最高灰分要小于40%2.3 矿井设计服务年限根据上述五、六采区储量的计算,矿井设计服务年限可通过下式计算:P=Z/AK (1-1)式中,P---为矿井设计服务年限,a;Z---井田的可采储量,Mt;A---为矿井生产能力,Mt/a;K---为矿井储量备用系数,一般取1.4。
计算得:p= Z/AK=2700.7/(50×1.4)=38a。
2.1 井田境界及储量(模板3)2.1.1、井田境界由黑龙江省国土资源厅2003年11月批准的兴边煤矿井田范围由19个拐点坐标联线圈定:井田走向长 4.5km,倾斜宽 1.84km,面积8.3km2.2.1.2、储量(一)储量计算基础1、最低可采厚度:煤层倾角小于25o时取0.8m,煤层倾角在25~45o时取0.7m;2、煤层灰分:小于40%;3、煤层容重: 1.35、接触变质部分1.46;4、储量计算边界:与井田边界一致,浅部以煤层露头风化带底面(即至地面垂深10m)为界。
深部以-200m标高为界(垂深±600m);5、断层煤柱:根据断层落差暂定为:落差≤50m的,断层一侧留30m煤柱,落差>50m的,断层一侧留50m煤柱。
(二)储量计算结果矿井工业储量98.93 Mt,扣除断层煤柱、井田境界煤柱、防水煤柱和工业场地煤柱,以及开采损失煤量后,矿井设计可采储量为67.145Mt。
矿井储量汇总表见表2-1-1。
矿井储量汇总表单位:Mt 表2-1-12.2 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1、矿井工作制度本矿井设计年工作日330d,采煤每日二班作业,一班准备;掘进三班作业;每班工作8h,每天净提升时间为14h。
2.2.2、矿井设计生产能力及服务年限按生产能力0.9Mt/a计算,储量备用系数取1.4,则矿井服务年限分别为53.2年。
矿井服务年限为:T=Z/(A×K)=67.145/(0.9×1.4)=53.2a式中: Z——设计可采储量,Mt;T——矿井服务年限,a;A——矿井设计生产能力,Mt/aK——储量备用系数,1.4第二章矿井储量与生产能力(模板4,关注相应知识学习)2.1井田境界及储量2.1.1井田境界东荣三矿北与拟建东荣四矿相接,以F81、F10、F33、F95、F5断层为界;南与东荣二矿为相邻,以F48、F10、F4及其延长线和F7断层为界;西以F11、F74、F断层为界;东以30号煤层露头为界。
井田南北走向长6.5-7.9 KM,平均757.2 KM,东西倾斜宽5.8-7.0 KM,平均6.4 KM,井田面积48.03 KM22.1.2储量由于开采,根据最新复核结果资源储量如下:1 矿井地质储量:全井田资源储量为19737.84万吨,包括“能利用储量”19545.11万吨和“暂不能利用储量” 192.73万吨。
2 矿井工业储量:勘探地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量,A、B、C三级储量:A+B+C级:19352.38万吨;A+B级:9992.67万吨;远景储量D级:192.73万吨。
3 矿井可采储量:井田的可采储量为:Z=(Zc-P)×C (2-1)式中:Z——可采储量,Mt;Zc——工业储量,Mt ;P——永久煤柱损失,Mt;C——采区回采率,厚煤层不低于0.75;中厚煤层不低于0.8;薄煤层不低于0.85;地方小煤矿不低于0.7。
留设各类煤柱总计3901.1万吨,其中:二九一场部589.1万吨,断层煤柱2201.8万吨,工业广场煤柱795.1万吨,东风井煤柱308.1万吨,北风井煤柱7万吨。
计算得:Z=(19352.38-3901.1)×0.8=12361.024万吨,约合123.6 Mt2.1.3 资源储量计算范围及工业指标的确定资源储量计算以批准采矿许可证的东荣三矿范围为资源储量核实的范围。
本次共核实井田内10个可采煤层的能利用储量即9、14、16、18、20-2、23、24、29~1、30上、30号煤层。
根据《煤炭资源勘探规范》(全国储委[86]147号)及《生产矿井储量管理规程》(83)煤生字127号,进行储量计算。
储量计算的基础图件采用东荣三矿2003年末的储量计算图。
根据本矿的煤种(QM、RN、CY)、煤层倾角(4~65°),平均倾角为(16~17°),工业指标确定为:根据炼焦用煤、非炼焦用煤不同,平衡表内的最低可采厚度分别为0.7m 、0.8,灰分<40%;平衡表外的可采厚度为0.6~0.7m 、0.7~0.8,灰分<50%。
2.2 储量计算方法采用地质块段等高线法进行资源储量计算;对已动用的地质块段根据生产揭露的资源储量参数采用地质块段法计算其资源储量,未揭露控制的资源储量仍采用原地质报告的计算块段、计算参数重新计算核实,地质块段资源储量计算公式如下:资源储量=平面积×sec α×煤厚×容重式中: 资源储量储量—地质块段资源储量储量(万t ); 平面积—地质块段平面积(m2); α—地质块段倾角(。
); 煤 厚—地质块段煤层平均厚度(m ); 容重—煤的容重(t/m3)。
2.2.1 本设计井田储量本设计只考虑东二采区和东十采区储量计算,其中东二采区是16#和18#煤层,煤间距为44m ,16#层井田面积为192万m 2,煤层平均厚2.21m ,18#层煤平均厚2.49m ,煤层平均总厚4.7m ,煤层平均倾角11°。
11950769.3)11cos(3.17.41920000)11cos(=⨯⨯=⨯⨯=︒︒容重煤厚井田面积井田工业储量 t 东十采区井田面积为240万m 2,井田内包含两层煤,第一层煤平均厚2.21m ,第二层煤平均厚2.49m ,煤层平均总厚4.7m ,煤层倾角11°。
16087574.1)11cos(4.17.42400000)11cos(=⨯⨯=⨯⨯=︒︒容重煤厚井田面积井田工业储量t所以本设计井田总工业储量=11950769.3+16087574.1=28038343.4t 东二采区年产量=33029.121.22.35.180⨯⨯⨯⨯+33031.149.22.35.180⨯⨯⨯⨯=1165148.58t 所以,东二采区服务年限为=58.116514811950769.3=26.10年东十采区年产量=3304.12.349.22185⨯⨯⨯⨯⨯=92.1362049t 所以,东十采区服务年限为=92.13620493.16513646=12年2.3 各种参数选择 2.3.1、煤厚块段煤层厚度根据钻孔见煤厚度、井巷实测煤厚柱状,采用算术平均值求得,单位为m ,取小数点后2位。