采矿学毕业设计-矿井储量服务年限计算
任务2 矿井储量、生产能力及服务年限
矿井生产能力及服务年限大小，体现矿井开采的大 小，不只是影响一个矿井的开技术经济效果，而且影响 整个矿区。 如果矿井生产能力确定过小，矿井服务年限可能过 长，将使大量煤炭资源积压不能满足对煤炭的需求；相 反，如果矿井生产能力确定得过大，可能会造成矿井长 期达不到设计设计产量，或生产分散、接续紧张，以致 服务年限过短，矿井很快衰老报废，井而影响其他工业
核定生产能力是指依法取得煤炭生产许可证的煤矿因地质和生产技术条件发生变化致使煤炭生产许可证原登记的生产能力不符合实际按照煤矿生产能力管理办法规定经重新核实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变更登记的生产能力
矿井储量、生产能力、服务年限计算
矿井储量
矿井生产能力
矿井服务年限
矿井储量
永远遗留在地下的一部分储量设计损失。
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。
内因
供应能力 (5)、国家需煤程度和设备 外因 A受国家政策影响 应随之调整 B更受国内外市场影响， (6)、A也受井上、下运输条件 限制和影响
《山西省煤炭条例(修订草案)规定：新建煤矿符合公司法规定的设立 条件，且注册资金不少于10,000万元人民币；新建煤矿井型规模不得低 于120万吨/年。
尚难利用储量，又 称平衡表外储量： 目前尚难利用将来 可能会利用，目前 手工业协会 技术条件不能够采 …… 出而将来能够采出 的储量。
第二章 矿井储量、年产量及服务年限
第二章矿井储量、年产量及服务年限第一节井田境界毕业设计的井田境界，一般是以实习矿井的实际境界为依据，如指导教师认为需要修改，学生可按指定的境界设计。
井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。
一般以下列情况为界：1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3、以相邻矿井井田境界煤柱为界；4、人为划分井田时：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界；在倾斜或急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。
说明书中应明确说明确定的井田范围、井田走向、倾向的最大、最小及平均尺寸，井田的面积(km2)。
并把确定的井田范围标注在主采煤层(或指导教师指定的煤层)的底板等高线图和剖面图上。
第二节井田储量井田范围内煤炭储量是进行矿井设计的基本依据。
因此，在具体设计之前必须把储量核实、计算清楚。
井田储量一般在“井田地质报告”中已作计算，但在设计之前，应在设计的井田范围内，根据“煤层底板等高线和储量计算图”进行核对。
如果实习矿井无储量计算资料，学生必须自己计算储量，计算可采用地质块段法和等高线法，有关方面知识可参考《煤矿地质学》、《矿山测量》等教材。
一、矿井工业储量矿井工业储量是勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B 级之和所占比例应符合表2-1的规定。
如不符合规定，必须提出补充勘探要求(可在第一章“井田勘探程度”一节述之)。
待地质部门所提供的补充勘探报告中高级储量比例满足时方能进行设计，以确保投资的可靠性。
毕业设计时，经指导教师同意，也可按表2-1中比例用反算法求得各类储量。
表2-1 矿井高级储量比例二、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。
采矿学毕业设计-矿井储量服务年限计算
2.井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田地理边境宝山煤矿地处陕北侏罗纪煤田神府矿区三道沟井田的北部，行政区划隶属府谷县老高川乡管辖。
矿井工业场地东距府谷县城约64km，交通较为便利，井田地理坐标为：东经110º34′40″～110º38′10″，北纬39º13′31″～39º16′10″。
煤矿整合区拐点坐标如表2-1-1所示。
2.1.2井田划分方法该井田划分以地质条件、开发强度、照顾全局为原则，力使井田合理，井田划分主要有以下几种方法：1.按地质构造划分；2.按煤层赋存形态划分；3.按储量分布情况划分；4.按煤质、煤种分布规律划分，适用于煤质和煤种变化较大的矿区；5.按地形地物界限划分；6.按其他条件划分，例如矿区开采技术条件（瓦斯、地温）；7.人为境界的划分，需保证开采工作的方便。
根据以上基本原则，该井田划分各方向均符合标准规定，保证正常开采的方便性和实用性。
2.1.3井田尺寸依据陕西省国土资源厅“陕国土资矿采划〔2008〕235号文”《关于划定府谷县宝山煤矿矿区范围的批复》，宝山煤矿整合区由14个拐点圈定。
井田东西长度5.1km，南北宽度4.9km，面积14.6669km2。
井田内可采煤层两层，分别为2-2#煤层，3-1#煤层，厚度分别为5.20m、3.20m，煤层容重1.40t/m3，煤层倾角平均为0.5°，煤层赋存稳定。
2.2矿井工业储量计算依据《煤炭资源地质勘探规范》中关于化工、动力用煤标准计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%，计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法计算；该煤层赋存状况稳定，容重为1.40 t/m3。
矿井储量、生产能力和服务年限
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。
矿井生产能力：是指矿井的设 计生产能力，以万t/a或Mt/a表 示。
二、矿井生产能力确定
核定生产能力：矿井投入生产 后，原来的生产系统进行技术 改造，生产能力需要改变，因 而要对矿井各生产系统的能力 重新进行核定，核定后确定的 综合生产能力。
三、井型的概念及其划分
井型：表示矿井生产能力大小的类型，对某一具 体矿井来说，也将矿井设计生产能力称为井型。
30
25
20
45～90
50
25
20
15
9～30
各省自定
五、矿井服务年限与矿井的设计服务年限的关系
矿井生产能力和服务年限的关系，实质上就 是矿井生产能力和矿井储量的关系。
在圈定的井田范围内，井型越大，服务年限 越短。井型越小，服务年限越长。
当矿井生产能力与服务年限为某数值时，可 使吨煤的总费用最低。相近于这个数值范围， 则是合理的矿井生产能力和服务年限。
五、矿井服务年限与矿井的设计服务年限的关系
井型
特大 大 中 小
各类井型的矿井服务年限表
矿井设计生产能 力（万t/a）
矿井设计服务年 限（a）
开采水平设计服务年限（a）
开采0～25°煤层 开采25～45°煤 开采45°以上煤
的矿井
层的矿井
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。
储量、设计生产能力、服务年限的计算
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1、原元堡煤矿边界山西右玉元堡煤业有限责任公司元堡矿井是在原元堡煤矿的基础上扩界开发建设的。
原元堡煤矿的井田范围是由山西省国土资源厅和山西省煤炭工业局分别颁发的采矿许可证（证号：14）和生产许可证（证号：D040604001Y2G2）确定的6个拐点坐标（6°带）连线圈定，其地理坐标为：北纬39°47’01”～39°49’50”，东经112°40’36”～12°42”56”。
井田面积4.3205km2。
具体拐点坐标见表2.1-1。
原元堡煤矿井田范围拐点坐标表2、勘探边界山西省地质矿产勘查开发局二一七地质队2008年5～9月对元堡煤矿扩大区范围进行勘探的井田范围面积为18.37km2，由9个拐点坐标连线圈定。
具体拐点坐标见表2.1-2。
勘探区范围拐点坐标表3、井田边界2008年9月，山西省国土资源厅上报国土资源部的《关于右玉县地方国营元堡煤矿扩大矿区范围的请示》，元堡矿井井田范围由10各拐点坐标圈定。
井田南北约2.225～5.167km，东西约3.484～7.685km，为一不规则形状。
扩大矿区范围面积25.706km2。
2009年8月，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室对原元堡煤矿进行了整合，并以“晋煤重组办发【2009】18号”文《关于朔州市右玉县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》，同意将山西右玉元堡煤业有限责任公司和平顶梁煤矿整合为一个井田。
2009年11月，山西国土资源厅为元堡煤业公司颁发了采矿许可证（证号：C14220039052），采矿许可证许可的矿区范围井田面积为26.4079 km2，该井田范围包括了原元堡煤矿（4.3205km2）、元堡井田扩大区和平顶梁煤矿（0.7 km2）等，井田边界具体由14个拐点连线圈定。
具体井田拐点坐标见表2.1-3。
设计以山西国土资源厅颁发的采矿许可证确定的井田范围为井田境界。
矿井服务年限计算公式
矿井服务年限计算公式矿井服务年限计算公式是矿山经营管理中的重要工具，通过计算矿井的服务年限，可以为矿山规划、运营等方面提供指导。
首先，什么是矿井服务年限？矿井服务年限是指一个矿井从开始开采到停役或废弃的时间。
矿井的服务年限不仅涉及到矿山的开采时间，还包括矿井生产能力、矿井生产水平、矿区矿产储量以及外部市场需求等因素。
因此，准确计算矿井的服务年限对于保证矿山的长期稳定运营和可持续发展至关重要。
矿井服务年限计算公式主要是针对传统矿山的计算方法，计算公式如下：服务年限 = 矿产总量 / 年平均产量其中，矿产总量指矿山所含矿石量的总和。
年平均产量指矿山每年所生产的矿石量的平均值。
如果矿产总量和年平均产量都以吨来计算，则服务年限的单位为年。
举个例子，假设一座矿山的矿产总量为500万吨，年平均产量为100万吨，则该矿山的服务年限为：服务年限 = 500万吨 / 100万吨 = 5年这个简单的计算公式能够告诉我们这座矿山的预计开采时间是5年，对于矿山的规划和经营管理来说非常重要。
当然，以上计算公式只是传统矿山的计算方法。
现在，随着互联网和信息技术的发展，越来越多的矿山开始采用数字化、智能化、自动化的技术提高生产效率和资源利用率，同时也需要对矿山服务年限计算方法进行相应的调整和改进。
比如，对矿区储量的预测、矿山生产技术的创新等因素的考虑。
这些因素的引入将会大大提高矿山服务年限的准确性和可靠性。
总之，矿井服务年限计算公式是矿山经营管理中的重要工具，能够为矿山的规划、运营等方面提供指导。
我们需要根据实际情况进行相应的调整和改进，以确保计算结果的准确性和可靠性，同时也需要加强矿山生产技术创新和信息化建设，为矿山的可持续发展打造更加坚实的基础。
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。
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。
毕业设计说明书第二章(完成)
第二章矿井储量、年产量及服务年限第一节井田境界一、井田境界毕业设计的井田境界：北起F87断层，南至F92断层，西起煤层露头，东至—850m 煤层底板等高线。
走向长为5.3Km,倾向长为3.9 Km。
参加储量计算的煤层为：11-2煤层。
煤层计算面积约21Km2 ，煤层厚0.89～7.23m，平均厚3.1m，结构较简单。
煤层平均容重为1.4t/ m3。
二、工业指标区内煤层储量计算采用的工业指标，参照现行《规范》，统一为：最低可采厚度0.70m最高可采灰份40％第二节井田储量一、矿井工业储量工业储量采用地质块段法，在煤层底板等高线上计算储量。
本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。
块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。
根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。
计算公式：Q = A × M × D×10-4其中：Q-------------工业储量（万吨）A-------------计算面积（m2）M-------------计算采用厚度（m）D-------------煤层平均容重（吨/m3）矿井工业储量是勘探(精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2-2-1的规定。
经块段法计算本设计矿井工业储量汇总见表2-2-2。
表2-2-1 井高级储量比例表2-2-2 矿井工业储量汇总表二、矿井设计储量矿井设计储量等于矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边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煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量=工业储量－永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；永久煤柱的留设：本井田范围内无河流、断层及其他构筑物，因此只需要计算境界保护煤柱。
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。
02第二章矿井资源储量、设计生产能力及服务年限
第二章矿井储量、设计生产能力及服务年限第一节井田境界及储量一、井田境界井田境界北至运煤公路和已关闭的胜利煤矿境界,南距8511农场12连4km,东距宝密公路11km,西距珠山煤矿境界6km;矿井东西长约5.5Km，南北宽约1.4Km,矿井最大面积约7.7Km2。
表2-1-1 矿井境界拐点坐标表二、资源储量1、矿井地质资源量按双鸭山市地质勘探队提供的《双鸭山市宝清县宝泰煤矿煤炭资源储量核实报告》，本矿井工业储量为1765.43万吨；经省国土资源厅储量评审中心认证，黑国土资储备字[2006]231号“关于《黑龙江省双鸭山市宝清县宝泰煤矿煤炭资源/储量核实报告》评审备案证明”评审结果为：本矿区122b储量341.03万吨; 332储量27. 60万吨; 333储量1383.87万吨; 334储量5.53万吨，合计储量1758.03万吨。
2、矿井工业资源/储量附矿井工业资源/储量表。
表2-1-2 矿井工业资源/储量表3、矿井设计资源/储量(1)断层煤柱本井田范围内断层较多，对井田地层及煤层有一定的破坏现象。
各断层基本由实际工程进行控制，无涌水异常现象。
断层煤柱按每侧30m留设。
(2)井田边界煤柱矿井井田边界煤柱按已方20m留设。
（3）建筑物保护煤柱以房屋外延50 m为塌落边界线，岩石塌落角取75°经计算，减去永久煤柱后，设计资源储量1241.59万吨。
4、矿井设计可采储量(1)井筒煤柱该矿井三条井筒均按每侧30米留设井筒保护煤柱。
根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》，按垂线法计算井筒保护煤柱，双鸭山地区走向移动角δ=γ=70°，上山边界移动角β=70°-0.25α，下山边界移动角γ=70°。
通过垂线法连线，作图求得10煤层井筒保护煤柱线，见开拓及开采平面图。
(2)主要井巷煤柱主要井巷煤柱是矿井在生产过程中布置井巷工程所留煤柱，该部分煤柱在生产过程中不能开采，但在矿井报废时，可以部分回收；主要井巷煤柱为各采区的轨道上山、回风上山煤柱，巷道煤柱每侧宽20 m。
采矿设计毕业设计
摘要关键词：采区开采设计、采区联合布置、放顶煤针对某煤矿第一开采水平上山阶段某采区，其走向长3000米，倾斜长1100米，采区内各煤层埋藏平稳，平均倾角为12°，地质构造简单，无断层，K1煤层较松软，K2和K3煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，无自然发火倾向，涌水量较少等条件，编制了该采区设计。
该采区采用采区联合布置，通过设计方案的分析、比较，确定选用两条煤层上山，将运输上山和轨道上山均布置在K3，走向长壁采煤法，采区布置双翼工作面，每翼采煤工作面长度为1500m，区段倾斜长度为148m，共划分为7个区段，为提高煤的采出率，采用沿空掘巷的方法施工。
为了提高机械化程度，减少工人的劳动强度，提高劳动效率，K1煤层用综采放顶煤技术开采，K2和K3煤层采用综合机械化开采，采用“三八工作制”，“两班半生产，半班检修”的工作制度。
并通过选型计算，选用MXA-300/3.5D型采煤机、SGZ-264/500型刮板输送机和ZZ4800-/17/33型低位放顶煤支架。
目录绪论 (4)第一章采区巷道的布置 (4)第一节确定采区生产能力及服务年限 (4)第二节确定采区内准备巷道布置及生产系统 (6)第二章工作面巷道布置及生产系统 (11)第一节采区巷道布置及生产系统 (11)第二节工作面合理长度的确定 (18)第三节工作面循环作业图表 (19)第四章结论 (19)参考文献 (20)绪论某矿第一开采水平上山阶段某采区自上而下开采，K1、K2和K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。
该采区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采区内各煤层埋藏平稳，平均倾角为12°，地质构造简单，无断层，K1煤层较松软，K2和K3煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，无自然发火倾向，涌水量也较少。
该矿地面标高为+30m。
第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在煤层K3底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由同学自行决定。
矿山生产规模与服务年限
矿山生产规模与服务年限一、国内确定生产规模与服务年限的计算方法国内确定生产规模与服务年限的计算方法如下：（1）地下开采：经济上合理的矿山服务年限计算矿石产量Qα公式为：Q jg·K eQα＝――――――T p（1－K c）（1）式中 Q jg――矿床的工业储量（扣除损失量）；K e――采矿回收率；K c――采矿贫化率；T p――合理的矿山服务年限。
（2）按开采工作年下降深度计算矿石年产量，公式为：Qα＝m v·S k·V a·k e/(1－k c)（2）式中 m v――开采工作年下降深度；S k――开采矿体的水平面积；V a――矿石体重。
（3）露天开采生产能力计算公式：Qα＝m b·q a·k e/h·(1－k c)（3）式中 m b――矿山工程延深速度；q a――所选用代表性的水平分层矿量；h――露天矿的台阶高度。
这些方法都显示出在某种条件下的计算特点，很能指导实际应用。
或者：Q AT ＝―――A*KT：服务年限（实际，不含基建）Q A：利用储量A：开采规模K：储量备用系数（1.3-1.5）二、国外确定生产规模与服务年限的方法（一）公司实战有些公司认为，一座矿山的寿命最少应为10年，以便能够通过周期性的价格波动最大限度地平衡风险。
品位低而储量大的矿床，如斑岩铜矿矿床，需要大规模的公共设施，其寿命至少应为20～25年。
煤矿也至少需要20年，非金属矿床必须要有25～30年的可采储量。
也就是说公司哲学在这里起了很大的作用。
有了服务年限，就很容易求出年度生产规模。
另一方面，许多矿山从长年的地质学与矿化类型的经验积累了一些关于最佳可采、采准和设备进度的经验值。
西澳金矿研究出一条概算规则，每年的最佳回采工作面进度是30.5m（100英尺），即垂直30m。
因此，从要评估的脉状矿床的走向和厚度出发，即可迅速求出年度的可能开采生产能力。
（二）最佳寿命公式Tsylor根据自己的经验，推导出一个求矿床最佳寿命n的公式：（4）或（5） Tsylor规则曾被实际事例所检验。
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。
矿山服务年限计算公式
矿山服务年限计算公式
年折旧率=(1-预计净残值率)/预计使用寿命(年)×%.月折旧率=年折旧率/12,月折旧额=固定资产原价×月折旧率,平均年限法，又称直线法，是按固定资产的使用年限平均地提折旧的方法。
按此计算方法所计算的每年的折旧额是相同的，因此，在各年使用资产情况相同时，采用直线法比较恰当。
固定资产折旧方法：
1、年限平均法(也表示直线法)
年折旧率 = (1 -预计净残值率)÷ 预计使用寿命(年)× %月折旧额 =固定资产原价× 年折旧率÷ 12
2、工作量法
单位工作量折旧额 = 固定资产原价× ( 1 - 预计净残值率 )/ 预计总工作量某项固定资产月折旧额 = 该项固定资产当月工作量× 单位工作量折旧额
3、双倍余额递增法(快速固定资产法)
年折旧率=2÷ 预计使用寿命(年)× %月折旧额 = 固定资产净值× 年折旧率÷ 12
4、年数总合法(快速固定资产法)
年折旧率 = 尚可使用寿命/ 预计使用寿命的年数总合× %月折旧额 = (固定资产原价 - 预计净残值)× 年折旧率÷ 12。
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2.井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田地理边境宝山煤矿地处陕北侏罗纪煤田神府矿区三道沟井田的北部，行政区划隶属府谷县老高川乡管辖。
矿井工业场地东距府谷县城约64km，交通较为便利，井田地理坐标为：东经110º34′40″～110º38′10″，北纬39º13′31″～39º16′10″。
煤矿整合区拐点坐标如表2-1-1所示。
2.1.2井田划分方法该井田划分以地质条件、开发强度、照顾全局为原则，力使井田合理，井田划分主要有以下几种方法：1.按地质构造划分；2.按煤层赋存形态划分；3.按储量分布情况划分；4.按煤质、煤种分布规律划分，适用于煤质和煤种变化较大的矿区；5.按地形地物界限划分；6.按其他条件划分，例如矿区开采技术条件（瓦斯、地温）；7.人为境界的划分，需保证开采工作的方便。
根据以上基本原则，该井田划分各方向均符合标准规定，保证正常开采的方便性和实用性。
2.1.3井田尺寸依据陕西省国土资源厅“陕国土资矿采划〔2008〕235号文”《关于划定府谷县宝山煤矿矿区范围的批复》，宝山煤矿整合区由14个拐点圈定。
井田东西长度5.1km，南北宽度4.9km，面积14.6669km2。
井田内可采煤层两层，分别为2-2#煤层，3-1#煤层，厚度分别为5.20m、3.20m，煤层容重1.40t/m3，煤层倾角平均为0.5°，煤层赋存稳定。
2.2矿井工业储量计算依据《煤炭资源地质勘探规范》中关于化工、动力用煤标准计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%，计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法计算；该煤层赋存状况稳定，容重为1.40 t/m3。
该井田矿井工业储量的计算方法采用地质分块段法进行计算，将井田以断层为界限划分为A、B两个块段，在各个块段内利用算术平均法分别进行计算，总储量即为两块段储量之和，矿井两块段的划分如下图2-1-1所示。
图2-2-1根据地质勘探报告，该井田共有两层可采煤层，分别为2-2#煤层，3-1#煤层，两层煤井田地质边界相似，煤层底板高度差150m ，煤厚分别为2-2#煤层5.20m ，3-1#煤层3.20m 。
根据煤炭工业储量的计算公式：Z z =S ×M ×γ/cos α（2-1）式中：Z z ——矿井的地质资源储量； S ——井田面积； M ——煤层厚度；γ ——煤的容重，本矿井取1.4 t/m 3α——煤层倾角，经计算取0.5°。
经计算，2-2#煤层各块段地质储量如表2-2-1所示：3-1#煤层各块段地质储量如表2-2-2所示：则矿井地质资源储量(106.8765.77)172.64z Z Mt Mt =+=。
根据钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。
根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源储量按下列各式计算。
111172.6460%70%72.51b Z Mt =⨯⨯=（2-2） 122172.6430%70%36.25b Z Mt =⨯⨯= 211172.6460%30%31.08M Z Mt =⨯⨯= 222172.6430%30%15.54M Z Mt =⨯⨯= 由于地质条件简单，k 取0.9。
333172.6410%0.915.54k Z Mt =⨯⨯= 11112221122233372.5136.2531.0815.5415.54170.92g b b M M k Z Z Z Z Z Z Mt =++++=++++= 则矿井工业资源储量为170.92Mt 。
2.3矿井设计可采储量计算2.3.1安全煤柱的留设1.对工业场地、井筒留设保护煤柱，较大的村庄留设保护煤柱，零星分布的村庄不留设保护煤柱；2.各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。
用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。
3.维护带宽度：风井场地20m ，村庄10m ，其他15m ；4. 根据经验井田边界保护煤柱留30m ，断层保护煤柱的留设按落差大于50m 时，断层两侧各留40m ，落差小于50m 时，两侧各留30m 。
本矿井井田的断层落差小于50m ，因此两侧各留30m 的保护煤柱。
5.工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3-1。
2.3.2矿井保护煤柱损失量1）矿井边界煤柱的损失量以下式计算：Z L b M γ=⨯⨯⨯（2-3）式中：Z ——边界保护煤柱损失量； L ——矿井井田边界长度； b ——保护煤柱宽度；M ——煤层厚度；γ——煤容重，该井田取1.4 t/m 3经测量计算，代入数据得2-2#煤层损失量1600750 5.2 1.4 5.83Z Mt =⨯⨯⨯= 3-1#煤层损失量1600750 3.2 1.4 3.59Z Mt =⨯⨯⨯= 则边界煤柱损失量(5.83 3.59)9.42Mt Mt =+= 2）断层煤柱损失量以下式计算： 2Z L b M γ=⨯⨯⨯⨯（2-4）式中：Z ——断层保护煤柱损失量；L ——断层长度； b ——保护煤柱宽度； M ——煤层厚度；γ——煤容重，该井田取1.4 t/m 3经测量计算，代入数据得2-2#煤层损失量2326030 5.2 1.4 1.42Z Mt =⨯⨯⨯⨯= 3-1#煤层损失量2326030 3.2 1.40.88Z Mt =⨯⨯⨯⨯=则断层煤柱的损失量为两层煤柱损失量之和，即22311.420.882.30Z Z Z M t --=+=+= 3）工业广场保护煤柱的计算根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，再结合本矿井预计井型大小为1.5Mt/a ，由表2-3-1工业场地占地面积指标中规定，以及结合工业场地的布置符合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，该矿井取地面工业广场面积为18公顷，并初步设计工业广场长度为450m ，宽度为400m 。
该矿井松散层移动角及基岩移动角以及煤层走向移动角如下2-3-2所示。
用垂直剖面作图法作出工业广场的保护煤柱量，剖面图如下图2-3-1所示。
图2-3-1工业场地压煤量剖面图如图所示，abcd 为2-2#煤层工业广场平面压煤量，ABCD 为3-1#煤层工业广场平面压煤量，在CAD 图上测量可知工业广场保护煤柱的平面尺寸。
由工业广场保护煤柱量计算公式：B AZ S M COS γα=⨯⨯（2-5） 式中：Z ——工业广场煤柱量；S ——工业广场平面面积； M ——煤层厚度； R ——煤容重； α——煤层倾角。
代入数据，得2-2#煤层和3-1#煤层工业广场压煤量分别如表2-3-3所示：则工业广场压煤量：Z=4.55Mt经过上述计算，得保护煤柱的永久损失量如表2-3-4所示：则保护煤柱损失量共计16.27Mt 。
2.3.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：()k g Z Z P C=-⨯（2-6）式中：Z k ——矿井设计可采储量；P ——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量；C ——矿井采区采出率，厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.8，薄煤层不小于0.85，本矿井取0.8。
则矿井设计可采储量为：(170.9216.27)80%123.72k Z Mt=-⨯=经上述计算，矿井各储量汇总如下表2-3-5所示。
表2-3-5矿井储量资源汇总3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度由《煤炭工业矿井设计规范》第223条规定，矿井的设计生产能力按330d 计算，矿井设计年工作日330d 。
矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即二班半采煤，半班准备，每班净工作时间为8h 。
按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间20h ，因此本矿设计的每昼夜净提升时间为20h 。
3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第221条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。
矿区生产规模可依据下述原则进行确定：1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。
煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。
条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。
3.2.2 矿井设计生产能力由地质资料资料：本井田地质结构简单、煤层赋存稳定、开采条件好，可建成中大型矿井，结合本井田工业储量和设计开采储量大小选定矿井设计生产能力1.5Mt/a 。
3.2.3矿井服务年限矿井服务年限须与井型相适应。
矿井设计生产能力指矿井设计的年生产能力，是煤矿生产建设的重要指标，是选择井田开拓方式的重要依据之一。
矿井可采储Z K 、设计生产能力A 、矿井服务年限力T 三者之间的关系如下：/k T Z AK （3-1）式中：T ——矿井服务年限，a ；Z k ——矿井设计可采储量； A ——设计生产能力；K ——矿井储量备用系数，取1.4。
确定井型需考虑备用系数的原因是因为矿井各生产环节都有一定的储备能力，矿井投产后，产量迅速提高；局部地质条件变化，使储量减少；有的矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。
依据（3-1）则矿井服务年限为：123.72/(1.5 1.4)T=⨯=58.91对于第一水平，其服务年限计算公式为：=（3-2）T Z AK/式中：T——第一水平服务年限，a；Z K——第一水平设计可采储量；A——矿井生产能力；K——矿井储量备用系数，取1.4。
其中，第一水平设计可采储量为2-2#煤层设计可采储量，为76.59Mt。
则代T=⨯入数据得76.59/(1.5 1.4)=>符合设计要求。
36.4720经计算，矿井的设计生产能力与矿井工业储量相适应，且需满足《煤炭工业矿井设计规范》的要求，我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限见表3-2-1。