可采储量及生产能力
井田境界和储量
第一节井田境界
井田境界
一、井田范围
井田西部基本以黄河为界，北部与邓家庄井田相邻，东部与大东庄煤矿及武
家山煤矿相邻，南部基本以聚财塔北断层为界。井田呈长方形，东西长约
6.2km，南北宽约5km。
二、开采界限
井田内有可采煤层两层，即4和9号煤层。9号煤层由于绝大部分处于带压开采不安全区内，且含硫量较高，结构较复杂，上距4号煤层达70m左右。故4
号煤层为主采煤层。其它煤层做为后期储备资源开采，矿井设计只针对4号煤层。
三、井田尺寸
井田南北走向最小长度为 4.70km，最大长度为 5.05km，平均长度为
4.83km。
井田东西倾斜最小长度为 4.70km，最大长度为7.47km，平均长度为 6.15 km。
煤层的倾角最大为5°，最小为1°，平均为3°，井田平均水平宽度为 6.12 km。
井田的水平面积按下式计算：
S=H×L（2.1）
式中：S——井田的面积，K㎡；
H——井田的水平宽度，Km；
L——井田的平均走向长度，Km。
则，井田的水平面积为：S=6.14*4.83=29.66（K㎡）
。2.1井田的赋存状况示意图见图
井田的赋存状况示意图图 2.1
孟门镇
地垄堡村
冯新村西刘家山
第二节井田工业储量
储量计算基础
（1）根据双柳井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；
（2）依据《生产矿井储量管理规程》：煤厚，能利用储量最低可采厚度为
0.7m，暂不能利用储量厚度为0.6m；煤的灰份指标，能利用储量灰份最高不大于40%（含40%），暂不能利用储量灰份最高不大于50%（含50%），超过51%则不计储量；
（3）依据国务院过函（1998）5号文件《关于酸雨控制区及二氧化硫污染
控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；
（4）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂
结构煤层的夹矸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；
（5）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；
（6）煤层容重：4号煤层容重为 1.40t/m3；9号煤层容重为 1.43t/m3
2.2.2井田地质勘探
双柳井田地质报告主要是依据：
1989年和1995年148地质队提交的三交详查和三交三号井精查地质报告其中详查、精查报告分别于1990年、1997年被省煤管局和中国煤田地质总局审查
批准。涉及本井田内钻孔6个。
井田范围内钻孔分布，井田内西部钻孔位置较少；东部区域钻孔分布比较均匀，勘探详细。
井田内西部边界附近属C级储量；中部及西北部边界一部分属于B级储量；其余区域为A级储量，高级储量占85%，符合煤炭工业设计规范要求。
煤层最小可采厚度为 1.04m。4号煤层最小可采厚度为 2.00m，最大可采厚
度为5.51m，平均厚度为 4.95m。
2.2.3工业储量计算
矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开
采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。
4号煤层工业储量计算：
据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C三个块段，在各块段范围内，用
算术平均法求得各个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。
块段划分如图2.2所示。
由图计算各块段面积为：
Sa=16.05Km2；
Sb=9.10Km2；
Sc=4.51Km2。
4号、9号煤层工业储量按下式计算：
Zg=S×M×γ/cosα（2.2）
；t式中：Z——各块段储量，万
；Km2S——各块段的面积，
号煤层厚度m，9M——各块段内煤层的厚度，4号煤层平均厚度为 4.95
；m8.82为
；t/m39号煤层为 1.43t/m3号煤为各块段内煤的容重，γ——4 1.40，°。段取3.5°，C 3.5段取B2.5段取A——α各块段内煤层的倾角，°，）t（万=11133.25°16.05*4.95*1.40/cos2.5Za4=块段储量：A．
Za9=16.05*8.82*1.43/cos2.5°=20262.50（万t）
B块段储量：Zb4=9.10*4.95*1.40/cos3.5°=6318.08(万t)
Zb9=9.10*8.82*1.43/cos3.5°=11498.91（万t）
C块段储量：Zc4=4.51*4.95*1.40/cos3.5°=3131.27（万t）
Zc9=4.51*8.82*1.43/cos3.5°=5698.91（万t）
则：
4号煤层工业储量为：Zg4=Za4+Zb4+Zc4=20582.60（万t)
9号煤层工业储量为：Zg9=Za9+Zb9+Zc9=37460.32（万t）
矿井工业储量为：Zg=Zg4+Zg9=58042.92（万t）
地质块段划分图图 2.
镇孟门
村垄堡地
村冯新山家西刘
第三节矿井可采储量
井田安全煤柱
（一）安全煤柱留设原则
（1）工业场地、井筒留保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分
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直法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱，岩层移动角为75°，表土层移动角为45°；
（3）维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；
（4）断层保护煤柱留舍的原则：落差大于50m的断层，两侧各留50m的煤柱；落差大于20m不大于50m的断层，两侧各留30m煤柱；落差大于10m 不
大于20m的断层，两侧各留20m煤柱；落差小于10m的断层不留设断层煤柱；
（5）井田境界煤柱宽度为20m；
（6）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，工业场地占地面积见表2-1。
（二）矿井永久保护煤柱损失量
各类永久煤柱包括井田边界保护煤柱、断层保护煤柱、工业广场保护煤柱、
风井保护煤柱，具体留设如下：
（1）断层保护煤柱
井田南部聚财塔断层落差达150～230m，断层附近裂隙发育，伴生羽状小断
层较多，且断层穿越黄河，因此在开采断层附近煤层时，必须对其留设足够的防水煤柱。
聚财塔正断层（F2）防水煤柱宽度计算如下：
依据《矿井水文地质规程》中附录八“含水或导水断层防隔水煤（岩）柱的
留设”，对断层煤柱宽度进行计算，计算公式为：3P
Kp（2.3）L=0.5KM式中：
；煤柱留设的宽度，mL——
；5～5），取K——安全系数（一般2
；4.95mM——煤层厚度或采高，取
；，东南角（浅部）13kg/cm2——水头压力，西南角（深部）60kg/cm2P
；2kg/cm2——煤的抗张强度，参照邻近煤矿，取KP则：3 * 60
213=117m，取3 *120m5×F2断层西侧L西=0.5×4.95×2=55m，取60mF2断层东侧L东=0.5×5×4.95×即F2断层的防隔水煤柱宽度由东向西由
60m逐渐增加到120m
（2）黄河防水煤柱
根据地质报告提供的资料，黄河防水煤柱的留设以提高洪水位线为基准，外
推120～150m做为煤柱范围，取150m宽。
（3）井田边界保护煤柱
井田西部以黄河为边界；南部以大断层为边界；东、北部按规定井田边界保
护煤柱留设20m宽。
Pi=L×b×M×γ/cosα（2.4）
式中：P——井田边界保护煤柱煤量，万t；
L——边界长度，（北部+东部取l=9.60Km）；
b——边界宽度，（北部、东部取b=20m）
M——煤层平均厚度，4号煤层平均厚度为4.95m；9号煤层平均厚度为
8.82m；
γ——煤的平均容重，4号煤为 1.40t/m3；9号煤为 1.43t/m3；
α——煤层平均倾角，取3°。
则：
P4（北、东）=9.60×20×4.95×1.40/cos3°=133.23(万t)
P9（北、东）=9.60×20×8.82×1.43/cos3°=242.49(万t)
P4（西）=767.53×4.95×1.40/cos3°=532.63(万t)
P9（西）=767.53×8.82×1.43/cos3°=969.38(万t)
P4（南）=606.28×4.95×1.40/cos3°=420.73(万t)
P9（南）=606.28×8.82×1.43/cos3°=765.73(万t)
井田边界保护煤柱损失量为：
P4=1086.59(万t)
P9=1977.60(万t)
P=P4+P9=3064.19(万t)
（4）工业场地保护煤柱
工业场地按II级保护留设维护带宽度15m，工业场地面积由表 2.1确定，
取30公顷。工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。
工业场地占地面积指标表表 2.1
）t井型（万t）/10占地面积指标（公顷万
及以上1.0240
120-1801.245-901.5
9-301.8
公顷，由于长方形便于布置地面建筑，所以初30本矿井工业场地的面积为
。用作图法求m500600步设定工业广场为长方形，即长方形长边为m，短边为
出工业广场保护煤柱量。
所示。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表 2.2
2.2表矿井地质条件及冲击层和岩层移动角
煤层倾煤层厚冲积层厚
75533754.954575
所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并2.3由此根据上述已知条件，画出如图
由图可得出保护煤柱的尺寸为：
°）cos3/（2×)×梯形面积=(上宽+下宽高Si=
m2cos3°）=563267.05S4=(790.28+812.43)×701.93/（2×
m2cos3°）=632389.74×746.49/（2×S9=(836.02+855.96)
则，工业广场的煤柱量为：
（2.5γ）Zi=S×M×
；t——工业广场煤柱量，万式中：Zi
；m2——工业广场面积，S
8.82号煤层平均厚度为 4.95m和9煤层厚度，M——4号煤层平均厚度为
；m
。t/m39号煤为 1.43γ——煤的容重，4号煤为 1.40t/m3和
t)则，Z4=563267.05×4.95×1.40=390.34(万
t)Z9=632389.74×8.82×1.43=797.61(万
t)Z9=1187.95(万工业场地保护煤柱损失量为Z=Z2+
）村庄保护煤柱5（
，用作图法求出村庄保护煤mII村庄保护煤柱按级保护留设维护带宽度15
；则村庄保护煤柱损失量为号煤面积为 1.51Km2柱4号煤面积为 1.24Km2；9
。）万t2763.82（859.32+1904.50
）井筒保护煤柱6（
主、副井井筒以及风井井筒保护煤柱均在工业广场保护煤柱范围内，故井筒
。保护煤柱损失量为0
图工业广场保护煤柱留设图2.3
号煤号煤．
所示。2.3各种保护煤柱损失量见表
矿井可采储量2.3.2
矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可以按下式计算：
）2.6（P)*CZk=(Zg–
；t式中：Zk——矿井可采储量，万
；矿井工业储量，万Zg——t
；P——永久煤柱损失煤量，万t
；薄煤层不小采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8C——。于0.85
2.3保护煤柱损失量表表
则，矿井的设计可采储量为：
）t（20582.60-2336.25）*0.75=13684.76（万ZK4=
）t*0.75=24585.4637460.32-4679.71）（万ZK9=（
）tZK=ZK4+ZK9=38270.22（万
所示。矿井储量汇总见表 2.4
2.4矿井储量汇总表表
煤矿“三量”及可采期计算规定
煤矿“三量”及可采期 计算规定 编制：李治南 编制日期：2018年1月31日
煤矿“三量”及可采期计算规定 一、基本内容 煤矿三量是指：开拓煤量，准备煤量，回采煤量，就是我们常说的三量。三量平衡对于正常生产有现实的意义。 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量，即所谓三量。 开拓煤量，是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。 准备煤量，是指采区上山及车场等准备巷道所圈定的可采储量。 回采煤量，是准备煤量范围内，已有回采巷道及开切眼所圈定的可采储量。 二、三个煤量的划分及计算 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量如下： 1、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： 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/m3； Q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。 2、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未掘成之前，该采区的储量不应算作准备煤量。 3、回采煤量
储量计算方法的基本原理
储量计算方法的基本原理 在矿产勘查工作中，利用各种方法、各种技术手段获得大量有关矿床的数据，这些数据是计算储量的原始材料。计算储量通常的步骤如下： （1）工业指标及其确定方法： 1）工业指标：工业指标是圈定矿体时的标准。主要有下列个项： 可采厚度（最低可采厚度）：可采厚度是指当矿石质量符合工业要求时，在一定的技术水平和经济条件下可以被开采利用的单层矿体的最小厚度。矿体厚度小于此项指标者，目前就不易开采，因经济上不合算。 工业品位（最低工业品位、最低平均品位）：工业品位是工业上可利用的矿段或矿体的最低平均品位。只有矿段或矿体的平均品位达到工业品位时，才能计算工业储量。 最低工业品位的实质是在充分满足国家需要充分利用资源并使矿石在开采和加工方面的技术经济指标尽可能合理的前提下寻找矿石重金属含量的最低标准。所以确定工业品位应考虑的因素是：国家需要和该矿种的稀缺程度；资源利用程度；经济因素，如产品成本及其与市场价格的关系；技术条件，如矿石开采和加工得难易程度等。 工业品位和可采厚度对于不同矿种和地区各不相同，就是同一矿床，在技术发展的不同时期也有变化。 边界品位：边界品位是划分矿与非矿界限的最低品位，即圈定矿体的最低品位。矿体的单个样品的品位不能低于边界品位。 最低米百分比（米百分率、米百分值）：对于品位高、厚度小的矿体，其厚度虽然小于最小可采厚度，但因其品位高，开采仍然合算，故在其厚度与品位之乘积达到最低米百分比时，仍可计算工业储量。计算公式为：K=M×C。（K-最低米百分比(m%)；M-矿体可采厚度（m）；C-矿石工业品位（%））。 夹石剔除厚度（最大夹石厚度）：夹石剔除厚度实质矿体中必须剔除的非工业部分，即驾驶的最大允许厚度。它主要决定于矿体的产状、贫化率及开采条件等。小于此指标的夹石可混入矿体一并计算储量。夹石剔除厚度定得过小，可以提高矿石品位，但导致矿体形状复杂化，定得过大，会使矿体形状简化，但品位降低。
储量计算方法
油、气储量是油、气油气勘探开发的成果的综合反应，是发展石油工业和国家经济建设决策的基础。油田地质工作这能否准确、及时的提供油、气储量数据，这关系到国民经济计划安排、油田建设投资的重大问题。 油、气储量计算的方法主要有容积法、类比法、概率法、物质平衡法、压降法、产量递减曲线法、水驱特征曲线法、矿场不稳定试井法等，这些方法应用与不同的油、气田勘探和开发阶段以及吧同的地质条件。储量计算分为静态法和动态法两类。静态法用气藏静态地质参数,按气体所占孔隙空间容积算储量的方法,简称容积法;动态法则是利用气压力、产量、累积产量等随时间变化的生产动态料计算储量的方法,如物质平衡法(常称压降法)、弹性二相法(也常称气藏探边测试法)、产量递法、数学模型法等等。 容积法： 在评价勘探中应用最多的容积法，适用于不同勘探开发阶段、不同圈闭类型、储集类型和驱动方式的油、气藏。容积法计算储量的实质是确定油（气）在储层孔隙中所占的体积。按照容积的基本计算公式，一定含气范围内的、地下温压条件下的气体积可表达为含气面积、有效厚度。有效孔隙度和含气饱和度的乘积。对于天然气藏储量计算与油藏不同，天然气体积严重地受压力和温度变化的影响，地下气层温度和眼里比地面高得多，因而，当天然气被采出至地面时，由于温压降低，天然气体积大大的膨胀（一般为数百倍）。如果要将地下天然气体积换算成地面标准温度和压力条件下的体积，也必须考虑天然气体积系数。 容积法是计算油气储量的基本方法，但主要适用与孔隙性气藏（及油藏气顶）。对与裂缝型与裂缝-溶洞型气藏，难于应用容积法计算储量 纯气藏天然气地质储量计算 G = 0.01A ·h ·φ(1-S wi )/ B gi = 0.01A ·h ·φ(1-S wi )T sc ·p i / (T ·P sc ·Z i ) 式中，G----气藏的原始地质储量，108m3; A----含气面积, km2; h----平均有效厚度, m; φ ----平均有效孔隙度,小数； Swi ----平均原始含水饱和度,小数； Bgi ----平均天然气体积系数 Tsc ----地面标准温度，K；（Tsc = 20oC） Psc ----地面标准压力， MPa; （Psc = 0.101 MPa） T ----气层温度，K； pi ----气藏的原始地层压力, MPa; Zi ----原始气体偏差系数，无因次量。 凝析气藏天然气地质储量计算 G c = Gf g f g = n g /(n g + n o ) = GOR / ( GOR + 24056γ o /M o ) 式中，Gc ----天然气的原始地质储量， 108m3; G----凝析气藏的总原始地质储量， 108m3; fg----天然气的摩尔分数；
储量计算方法
金属、非金属矿产储量计算方法 邓善德 (国土资源部储量司) 一、储量计算方法的选择 矿体的自然形态是复杂的，且深埋地下，各种地质因素对矿体形态的影响也是多种多样的，因此，我们在储量计算中只能近似的用规则的几何体来描述或代替真实的矿体，求出矿体的体积。由于计算体积的方法不同，以及划分计算单元方法的差异，因而形成了各种不同的储量计算方法在。比较常用的方法有：算术平均法，地质块段法，开采块段法，多角形法(或最近地区法)，断面法(包括垂直剖面法和水平断面法)及等值线法等，其中以算术平均法、地质块段法、开采块段法和断面法最为常见。现将几种常用的方法简要说明如下。 1.算术平均法 是一种最简单的储量计算方法，其实质是将整个形状不规则的矿体变为一个厚度和质量一致的板状体，即把勘探地段内全部勘探工程查明的矿体厚度、品位、矿石体重等数值，用算术平均的方法加以平均，分别求出其平均厚度、平均品位和平均体重，然后按圈定的矿体面积，算出整个矿体的体积和矿石的储量。 算术平均法应用简便，适用于矿体厚度变化小，工程分布比较均匀，矿产质量及开采条件比较简单的矿床。 2.地质块段法
它是在算术平均法的基础上加以改进的储量计算方法，此方法原理是将一个矿休投影到一个平面上，根据矿石的不同工业类型、不同品级、不同储量级别等地质特征将一个矿体划分为若干个不同厚度的理想板状体，即块段，然后在每个块段中用算术平均法(品位用加权平均法)的原则求出每个块段的储量。各部分储量的总和，即为整个矿体的储量。地质块段法应用简便，可按实际需要计算矿体的不同部分的储量，通常用于勘探工程分布比较均匀，由单一钻探工程控制，钻孔偏离勘探线较远的矿床。 地质块段法按其投影方向的不同垂直纵投影地质块段法，水平投影地质块段法和倾斜投影地质块段法。垂直纵投影地质块段法适用于矿体倾角较陡的矿床，水平投影地质块段法适用于矿体倾角较平缓的矿床，倾斜投影地质块段法因为计算较为繁琐，所以一般不常应用。 3.开采块段法 是以坑道为主要勘探手段的矿床中常用的储量计算方法，由于矿体被坑道切割成大小不同的块段，即将矿体化作一组密集的、厚度和品位一致的平行六面体(即长方形的板状体)。因此实质上开采块段法仍是算术平均法在特定情况下的具体运用。 计算储量时，是根据块段周边的坑道资料，(有时还包括部分钻孔资料)分别计算各块段的矿体面积，平均厚度，平均品位和矿石体重等，然后求得每个块段的体积和矿产储量，各块段储量的总和，即为整个矿体的储量。 开采块段法能比较如实地反映不同质量和研究程度的储量及其
经济可采储量的计算方法
经济可采储量的计算是把储量资本化、按财务准则进行财务评估的一种方法，分为动态的现金流量法和经济极限法。 现金流量法当合同区或油气田已具有初始开发方案或重大调整方案时，评价经济可采储量采用现金流量法。该方法是以一个独立开发工程项目所属的技术可采储量来整体计算。 首先根据技术可采储量减去已采出油（气）量，测算出剩余的技术可采储量；然后，根据开发方案或调整方案的逐年工作量、投产井数，预测出各年度的平均产油量（或产气量），再根据经济评价的基准参数，如采用的油气价、基准收益率，测算出项目在评价期内逐年销售收入，建立项目现金流入剖面。根据项目逐年的勘探、开发投资和经营操作费用、应交纳的税金等全部的投入资金，建立项目现金流出剖面。 项目现金流量=项目现金流入-项目现金流出 按照上述方法将全部产出资金、投入资金逐年折成现值，分别计算评价期内项目净现金流，并计算各方案的净现值及内部收益率，在评价期内历年的净收入变化到零时所对应的评价期内累积油气产量即是该项目的经济可采储量。 如果我们设计了多个可能的开发方案或者调整方案，对每个方案的经济可采储量都进行了经济评价，那么，根据计算结果就可以对各个方案进行优选，在这种方法中，经济综合评价往往起到一锤定音的作用。 经济极限法未具有开发方案新增的技术可采储量或某一个独立的油（气）藏或开发层系为基本单元进行经济评估时，采用经济极限计算（现金流入=现金流出）。计算步骤： 第一步根据试采油（气）资料确定单井可能最大的稳定产量，参照已开发区同类储层井网密度，可能达到的产量高峰期、递减率，规划出各年度产油量（或产气量）。计算期以采出技术可采储量95%为界限，从而确定计算期采出的技术可采储量。
可采储量及生产能力
井田境界和储量 第一节井田境界 井田境界 一、井田范围 井田西部基本以黄河为界，北部与邓家庄井田相邻，东部与大东庄煤矿及武 家山煤矿相邻，南部基本以聚财塔北断层为界。井田呈长方形，东西长约 6.2km，南北宽约5km。 二、开采界限 井田内有可采煤层两层，即4和9号煤层。9号煤层由于绝大部分处于带压开采不安全区内，且含硫量较高，结构较复杂，上距4号煤层达70m左右。故4 号煤层为主采煤层。其它煤层做为后期储备资源开采，矿井设计只针对4号煤层。 三、井田尺寸 井田南北走向最小长度为 4.70km，最大长度为 5.05km，平均长度为 4.83km。 井田东西倾斜最小长度为 4.70km，最大长度为7.47km，平均长度为 6.15 km。 煤层的倾角最大为5°，最小为1°，平均为3°，井田平均水平宽度为 6.12 km。 井田的水平面积按下式计算： S=H×L（2.1） 式中：S——井田的面积，K㎡； H——井田的水平宽度，Km； L——井田的平均走向长度，Km。 则，井田的水平面积为：S=6.14*4.83=29.66（K㎡） 。2.1井田的赋存状况示意图见图 井田的赋存状况示意图图 2.1
孟门镇 地垄堡村 冯新村西刘家山 第二节井田工业储量 储量计算基础 （1）根据双柳井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算； （2）依据《生产矿井储量管理规程》：煤厚，能利用储量最低可采厚度为 0.7m，暂不能利用储量厚度为0.6m；煤的灰份指标，能利用储量灰份最高不大于40%（含40%），暂不能利用储量灰份最高不大于50%（含50%），超过51%则不计储量； （3）依据国务院过函（1998）5号文件《关于酸雨控制区及二氧化硫污染 控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量； （4）储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂 结构煤层的夹矸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； （5）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； （6）煤层容重：4号煤层容重为 1.40t/m3；9号煤层容重为 1.43t/m3
地热资源储量计算方法
地热资源储量计算方法 一、地热资源/储量计算的基本要求 地热资源/储量计算应建立在地热田概念模型的基础上, 根据地热地质条件和研究程度的不同, 选择相应的方法 进行。概念模型应能反映地热田的热源、储层和盖层、储层 的渗透性、内外部边界条件、地热流体的补给、运移等特征。 依据地热田的地热地质条件、勘查开发利用程度、地热 动态,确定地热储量及不同勘查程度地热流体可开采量。 表3—1地热资源/储量查明程度 类别验证的探明的控制的推断的 单泉多年动态资 料年动态资料调查实测资 料 文献资料 单井多年动态预 测值产能测试内 插值 实际产能测 试 试验资料 外推 地热田钻井控制 程度 满足开采阶 段要求 满足可行性 阶段要求 满足预可行 性阶段要求 其他目的 勘查孔开采程度全面开采多井开采个别井开采自然排泄动态监测 5年以上不少于1年短期监测或 偶测值 偶测值
计算参数依据勘查测试、多 年开采与多 年动态 多井勘查测 试及经验值 个别井勘查、 物探推测和 经验值 理论推断 和经验值 计算方法数值法、统计 分析法等解析法、比拟 法等、 热储法、比拟 法、热排量统 计法等 热储法及 理论推断 二、地热资源/储量计算方法 地热资源/储量计算重点是地热流体可开采量（包括可利用的热能量）。计算方法依据地热地质条件及地热田勘查研究程度的不同进行选择。预可行性勘查阶段可采用地表热流量法、热储法、比拟法；可行性勘查阶段除采用热储法及比拟法外, 还可依据部分地热井试验资料采用解析法；开采阶段应依据勘查、开发及监测资料, 采用统计分析法、热储法或数值法等计算。 (一)地表热流量法 地表热流量法是根据地热田地表散发的热量估算地热资源量。该方法宜在勘查程度低、无法用热储法计算地热资源的情况下，且有温热泉等散发热量时使用。通过岩石传导散发到空气中的热量可以依据大地热流值的测定来估算，温泉和热泉散发的热量可根据泉的流量和温度进行估算。
矿量计算方法
矿量计算方法 LG GROUP system office room 【LGA16H-LGYY-LGUA8Q8-LGA162】
资源量与储量计算方法 储量（包括资源量，下同）计算方法的种类很多，有几何法（包括算术平均法、地质块段法、开采块段法、断面法、等高线法、线储量法、三角形法、最近地区法/多角形法），统计分析法（包括距离加权法、克里格法），以及SD法等等。 （一）地质块段法计算步骤： 首先，在矿体投影图上，把矿体划分为需要计算储量的各种地质块段，如根据勘探控制程度划分的储量类别块段，根据地质特点和开采条件划分的矿石自然（工业）类型或工业品级块段或被构造线、河流、交通线等分割成的块段等；然 后，主要用算术平均法求得各块段储量计算基本参数，进而计算各块段的体积和储量；所有的块段储量累加求和即整个矿体（或矿床）的总储量。 地质块段法储量计算参数表格式如表下所列。 表地质块段法储量计算表 块段编号 资源储量级别 块段 面积 （m2） 平均厚度(m） 块段 体积 （m3） 矿石体重（t/m3） 矿石储量（资源量） 平均品位（%） 金属储量(t） 备注 需要指出，块段面积是在投影图上测定。一般来讲，当用块段矿体平均真厚度计算体积时，块段矿体的真实面积S需用其投影面积S′及矿体平均倾斜面与投影面间的夹角α进行校正。
在下述情况下，可采用投影面积参加块段矿体的体积计算： ①急倾斜矿体，储量计算在矿体垂直纵投影图上进行，可用投影面积与块段矿体平均水平（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。 图在矿体垂直投影图上划分开采块段 (a)、(b)—垂直平面纵投影图； (c)、(d)—立体图 1—矿体块段投影； 2—矿体断面及取样位置 ②水平或缓倾斜矿体，在水平投影图上测定块段矿体的投影面积后，可用其与块段矿体的平均铅垂（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。 优点：适用性强。地质块段法适用于任何产状、形态的矿体，它具有不需另作复杂图件、计算方法简单的优点，并能根据需要划分块段，所以广泛使用。当勘探工程分布不规则，或用断面法不能正确反映剖面间矿体的体积变化时，或厚度、品位变化不大的层状或脉状矿体，一般均可用地质块段法计算资源量和储量。
资源量与储量计算方法
资源量与储量计算方法 储量（包括资源量，下同）计算方法的种类很多，有几何法（包括算术平均法、地质块段法、开采块段法、断面法、等高线法、线储量法、三角形法、最近地区法/多角形法），统计分析法（包括距离加权法、克里格法），以及SD法等等。 （一）地质块段法 计算步骤： 1.首先，在矿体投影图上，把矿体划分为需要计算储量的各种地质块段，如 根据勘探控制程度划分的储量类别块段，根据地质特点和开采条件划分的 矿石自然（工业）类型或工业品级块段或被构造线、河流、交通线等分割 成的块段等； 2.然后，主要用算术平均法求得各块段储量计算基本参数，进而计算各块段 的体积和储量； 3.所有的块段储量累加求和即整个矿体（或矿床）的总储量。 地质块段法储量计算参数表格式如表下所列。 表地质块段法储量计算表 块段 编号 资源储量 级别 块段 面积 （m2） 平均厚 度(m） 块段 体积 （m3） 矿石体重 （t/m3） 矿石储量 （资源量） 平均品位 （%） 金属储 量(t） 备注12345678910 需要指出，块段面积是在投影图上测定。一般来讲，当用块段矿体平均真厚度计算体积时，块段矿体的真实面积S需用其投影面积S′及矿体平均倾斜面与投影 面间的夹角α进行校正。
在下述情况下，可采用投影面积参加块段矿体的体积计算： ①急倾斜矿体，储量计算在矿体垂直纵投影图上进行，可用投影面积与块段矿体平均水平（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。 图在矿体垂直投影图上划分开采块段 (a)、(b)—垂直平面纵投影图； (c)、(d)—立体图 1—矿体块段投影； 2—矿体断面及取样位置 ②水平或缓倾斜矿体，在水平投影图上测定块段矿体的投影面积后，可用其与块段矿体的平均铅垂（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。 优点：适用性强。地质块段法适用于任何产状、形态的矿体，它具有不需另作复杂图件、计算方法简单的优点，并能根据需要划分块段，所以广泛使用。当勘探工程分布不规则，或用断面法不能正确反映剖面间矿体的体积变化时，或厚度、品位变化不大的层状或脉状矿体，一般均可用地质块段法计算资源量和储量。 缺点：误差较大。当工程控制不足，数量少，即对矿体产状、形态、内部构造、矿石质量等控制严重不足时，其地质块段划分的根据较少，计算结果也类同其他方法误差较大。 （二）开采块段法
可采储量标定方法汇编
天然气可采储量标定方法汇编 1参数符号、代号 Ao----含油面积； A,B----线性方程直线截距和斜率； a,b----线性方程直线截距和斜率； A 2,B 2----二项式方程直线截距和斜率； B gi , B g ,B gb ,B ga ----分别为原始、目前、饱和、废弃压力条件下的天然气体积系数,f ; B oi , B o ,B ob , B ow ,B oa ----分别为原始、目前、饱和、开始注水、开采结束时的原油体积系数,f ; B ti ,B t ,B tb ,B tw ,B ta ----分别为原始、目前、饱和、开始注水、开采结束时的原油体积系数,f ; B w ----地层水的体积系数,f ; C----常数,或气井产能系数,104m 3/MPa 2; C e ----有效压缩系数,MPa -1; C f ----岩石的有效压缩系数,MPa -1; C g ----天然气的压缩系数,MPa -1; C w ----地层水的压缩系数,MPa -1; C o ----原油的压缩系数,MPa -1; C ef ----无因次综合压缩系数(=C e .P i ),MPa -1; C tg *----总压缩系数,MPa -1; d----油管内径,cm; d 1----套管内径,cm; d 2----油管外径,cm; D----埋藏深度,m; D ai ,D a ----初始、目前递减率,a -1; E p ----变容系数,f; E R ----天然气采收率, f 或%; E RO *----Wayhan 等人校正法的原油采收率, f 或%; E RO C ----气顶和溶解气综合驱动的原油采收率, f 或%; E RO S ----溶解气驱的原油采收率, f 或%; E RG ----凝析气藏干气采收率, f 或%; E RL ----凝析气藏凝析油采收率, f 或%; E RGd ,E RLd 分别为露点压力前的干气和凝析油的采收率; E RGa ,E RLa 分别为露点压力---废弃压力时的干气和凝析油的采收率; E RGi ,E RLi 分别为露点压力前注气开发至干气突破生产井时的干气和凝析油的采收率; f------摩阻系数,f ; f w ----含水率, f 或%; G,G R ,G p ----天然气地质储量、可采储量和累积采气量,108m 3 ; G pD ----递减期前的累积采气量,108m 3 ; G cap ,G capR ----气顶气地质储量、可采储量,108m 3 ; G S ,G SR -----油藏溶解气地质储量、可采储量,108m 3 ; G SR C -----气顶和溶解气综合驱动的溶解气可采储量,108m 3 ; G SR E -----岩石和束缚水弹性驱动的溶解气可采储量,108m 3 ; G SR S -----油藏溶解气驱的溶解气可采储量,108m 3 ; G SR W -----水驱开发阶段溶解气的可采储量,108m 3 ; G S1-----地下剩余油中的溶解气量,108m 3 ; G S2-----滞留在油层中的游离气量,108m 3 ; G pf -----累积气窜气量,108m 3 ; G pc -----伴生气累积采气量,108m 3 ; h-------储层有效厚度,m ; I --------水侵替换系数,f ; J-------气价,元/m 3 ; K-------渗透率,10-3μm 2 ; K rg -------气相相对渗透率,f ; K ro -------油相相对渗透率,f ; m--------压降直线段斜率, MPa/108m 3 ; m g -------气顶指数,f ; n---------自然数,或递减指数、指数式方程指数,无量纲 ; N,N R ,N p ----原油地质储量、可采储量和累积采油量,104m 3或104t; gi p w p e B G B W W R I ??-= =ω
采区储量计算
第二章采区储量计算 第一节采区边界 采区上部边界为采区回风大巷，下部边界为采区运输大巷，采区西部为二J 九采区，采区东部边界为二五采区。走向长度600 米，斜长400 米，平均倾角15°，面积240000 平方米。 第二节采区储量 按照等高线法求采区储量：所谓等高线法就是在煤层底板等高线图上，按煤层厚度或倾角大致稳定的范围内沿煤层底板等高线分为若干块段，分别计算各块段的储量，煤层总储量即为单个块段储量之和，本设计采用此储量计算方法。 式中Q—煤炭工业储量，万t；Si—块段水平投影面积,㎞2；α —煤层倾角，采用块段内的平均倾角，15o；Mi—块段煤层的平均厚度，m；Yi—块段内煤层的容重，t/m3。根据地质报告资料及煤层底板等高线可知：S=248466.3m2，α =15°, Mi=2.71m2 Yi=1.5t/m3 代入上式得：Q=248466.3×2.6×1.5 cos15° =93.6 万t 所以，本采区的工业储量为93.6 万t。矿井的可采储量公式为：Z=(Zc-P)×C 式中Z—矿井可采储量，万t；Zc—矿井工业储量，万t； P—各种永久煤柱储量损失之和，万t；C—采区回采率，薄煤层不低于0.85；中厚煤层不低于0.80；厚煤层不低于0.75，本矿井取0.80。Z=(93.6-13.26)×0.8 =64.3 万t 采区储量表地质储量（万吨）煤层可利用地永久煤质储量 二2 80.34
可采储量（万吨） 64.3 柱 13.26 合计 93.6 备注 第三节 采区生产能力 采区设计年工作日300 天，每天三班作业，三班生产。采区生产设计一个采煤队。回采工作面生产能力的确定a、回采工作面日生产能力A1=L×h×b×r×K1×K2 =120×2.6×1.2×1.5×0.95×0.8 =426.8(t) 式中A——日生产能力，吨L——工作面长度，m b——工作面推进度，m h——工作面平均采高，m r——煤的容重，取1.5t/m3 K1——工作面回采率，取95% K2——正规循环率，取80% b、掘进出煤量掘进出煤量一般为采面出煤量的5%，故掘进出煤量为A2=426.8×5% =21.2（吨）故采区日出煤量为：426.8+21.2=448（吨）c、生产能力确定采区设计年生产能力为A=(A1+A2) ×D =448×300 =134400(t) 式中A——采区生产能力，吨D——年生产日数，取300 天根据以上计算采区生产能力为14 万吨。 第四节采区服务年限 采区的生产能力要求与采区的储量相适应，使采区具有合理的 服务年限。按照掘进先行、以掘保采、采掘并举的原则，避免开采强度过大，确保采区正常生产接替。采区生产能力与服务年限有如下关
储量计算
第五章储量计算 一工业指标的确定： 根据矿区现有资料，出露地表的I、I1号矿体，未能划分出氧化带．因而统按原生硫化镍矿石考虑。工业指标的确定以1972年出版的“矿产工业要求参考手册”为依据．即：边界品位0.2% 最低工业品位0.3% 最低可采厚度 1米夹石剔除厚度 2米 凡按本指标圈定的矿体均为镍矿体，铜钴储量以镍矿石伴生矿产计算。 二储量计算方法的选择及其依据 土墩镍矿床普查评价工作是用正规的勘探网进行的，矿体形态简单，主矿体沿倾斜方向稳定，矿体沿倾向延深大于沿走向延长．结合矿床实际控制程度，储量计算方法：主要工业矿体用垂直断面法；其它小矿体由于其规模小，矿层薄，甚至走向上倾向上均无控制，或仅是一孔之见·用算术平均法计算这些矿体的储量，做为地质储量。 (一)垂直断面法： 用于计算I、Ⅵ号主要工业矿体的储量按下列公式计算金属储量： F=V×D×C 式中：p--金属储量 V—块段矿石体积﹛ V=V1（块段总体积）- V2（该块段夹石总体积）﹜ D-块段平均体重 c-块段平均品位 块段体积VI的计算公式为： 1.当相邻二断面的矿体形状相似,且其面积差大于40％时，用截锥体公式计算体积，即 V=L／3﹙S1+S2+S1S2 ) 2.当相邻二断面的矿体形状相似，且其面积差小于40%时，用梯形体公式计算体积，即： V=L/2( SI+S2) 式中：v-块段的体积 L-两断面之间的距离 S1、S2—分别 黄山镍铜矿床122号勘探线剖面图 （据新疆地矿局第六地质大队，1992年） 1—2 下石炭统干墩组：1-第三岩性段；2-第一岩性段；3-辉长闪长岩相；4-橄辉岩相；5-橄
榄岩相；6-角闪二辉辉石岩相；7-矿体及编号 为I,Ⅱ断面的面积 3.矿体两端边缘部分的块段，由于只有一个断面控制，根据矿体尖灭的特点，选用下列公。 式计算。矿体做楔形尖灭时，块段体积用楔形公式计算： V=L/2·S1 矿体做锥形尖灭时，块段体积用锥体公式计算： V=L/3·S1 式中：S1-Ⅰ断面的面积 L-I断面到矿体尖灭点的距离。夹石体积V2的计算。 V2=断面夹石面积×夹石沿走向长度的二分之一（即楔形公式）其夹石沿走向的长度按夹石倾向廷深长度的二分之一计算。 （二）算术平均法： 用于除I、Ⅵ号矿体以外的小矿体。用算术平均法求出矿体的平均厚度，平均品位（长度加权平均品位），平均体重，按下列公式计算： p=V×D×C V矿体体积=矿体平均厚度×矿体推断延深×矿体推断长度。 三主要参数的确定和矿体圈定原则： （一）主要参数的确定： 1.矿体面积的确定 矿体断面面积的确定用求积仪测定，以下式表示： s=c(n2-n1)或s=c(n2-n1+Q) Q=( n2-n1) - (n2‵-nl‵) 为使测量面积准确可靠，绕行时最好把极点定在图形之外，并保持极点不变，以避免计算时又要确定q值。每一面积都要进行两次，两次测定的极点位置应不同，取两次结果的平均值做为最终面积。 2.矿体厚度的测定： 当钻孔无方位偏差时，矿体真厚度为： m=L﹒cos（β—α） 钻孔方位有偏差时，矿体真厚度为： m=L．(Sina. Sinβ- COSγ±COSa. COSβ)式中：m-真厚度 L-钻孔中矿体假厚度 α-钻孔截穿矿体时的天顶角 β-矿体倾角 γ-钻孔截穿矿体处之方位角与矿体倾向间之夹角 ±一凡是钻孔倾斜方向与矿体倾向相反时前后两项用正号 连结；若钻孔倾斜方向与矿体倾向一致时为负号连接。 矿体倾角用量角器在图上量取。 矿体平均厚度用算术平均法求得。 3.平均品位的确定： 计算项目为：CU、CO、Ni 鉴于矿体厚度变化不大，取样距离不等，样品平均品位计算，首先用样品控制长度加权求出工程平均品位。而后用各探矿工程截穿矿体视厚度与各工程平均品
可采储量及剩余可采储量的定义
可采储量及剩余可采储量的定义 石油及天然气可采储量是指一个油（气）田（藏）在当前工业技术条件下可采出的油（气）量。可采储量不仅与油（气）藏类型、储层物性、流体性质、驱动类型等自然条件有关,而且与布井方式、注入方式、采油工艺、油（气）田管理水平以及经济条件等人为因素有关。以探明程度区分的地质储量为基础，相应地亦可分为证实的、概算的和可能的石油（天然气）可采储量。可采储量（Reserves）的分类与地质储量（OOIP）的分类有一致性，但也有它的特殊性。按照SPE及世界石油大会标准，可采储量的分类也分为P1（Proven reserves）、P2（Probable reserves）、P3（Possible reserves），这与地质储量是一样的。可采储量的特殊性在于它与油田开发的生产状况和经济合理性紧密相连，特别是对证实的可采储量（P1）定义比较严格，不一定和地质储量的分类有一致性。如果按照美国证券交易委员会（SEC）的标准，假如已证实了的P1地质储量如果还闲置着，还没有开发方案，根据油气藏的地质因素预计的一次可采储量只能算入P2可采储量；如果考虑到该油藏有可能开展二次采油，但没有任何试验加以证实，这种二次采油增加的估算也可能算入P3的可采储量。只有经过试验证明了的、已经具有了开发方案并经过批准、已投入生产的才能算入已开发生产的P1可采储量。 技术可采储量技术可采储量是指依靠现在的工业技术条件可能采出，但未经过经济评价的可采储量。通常以某一平均含水界限（如98%）、某一平均油气比（如2000立方米/吨或10000立方英尺/桶）、某一废弃压力界限或某一单井最低极限日采油（气）量为截止值计算的可采出油（气）量，这称为最终可采储量。如果考虑某一特定评价期（合同期）的总可采储量，是根据油井递减率动态法或数值模拟方法计算到评价期截止日的可采出油（气）量。
矿井“三量”及“三量”可采期计算方法
附录矿井“三量”及“三量”可采期 计算方法 一、开拓煤量就是在矿井可采储量范围内已完成设计规定得主井、副井、风井、井底车场、主要石门、采(盘)区大巷、回风石门、回风大巷、主要硐室与煤仓等开拓掘进工程后,形成矿井通风、排水等系统所圈定得煤炭储量,减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量与开拓煤量可采期内不能回采得临时煤柱及其它开采量。开拓煤量按下式计算: Q开＝(LhMD-Q地损-Q呆滞)K 式中:Q开——开拓煤量,t; L——已完成开拓工程得采(盘)区煤层平均走向长度,m; h——已完成开拓工程得采(盘)区煤层平均倾斜长,m; M——开拓区域煤层平均厚度,m; D——实体煤容重,t/m3; Q地损——地质及水文地质损失,t; Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱得可回采部分与开拓煤量可采期内不能开采得临时煤柱及其它煤量,t; K——采区回采率。
二、准备煤量就是在开拓煤量范围内已完成了设计规定得采(盘)区主要巷道掘进工程,形成完整得采(盘)区通风、排水、运输、供电、通讯等生产系统后,且煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险得煤层中,各区段(或倾斜条带)可采储量与回采煤量之与。准备煤量按下式计算: 式中Q准——准备煤量,t; L i——第i个区段得采煤工作面有效推进长度,m; l i——第i个区段得平均采煤工作面长度,m; M i——第i个区段得煤层平均厚度,m; D i——第i个区段得实体煤容重,t/m3; K i——第i个区段得工作面回采率; q i——第i个区段得巷道掘进出煤量,t; n——区段个数; Q回——回采煤量,t。 三、煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险应当满足下列条件: (一)煤与瓦斯突出煤层所圈定得准备煤量范围内回采巷道及切眼得煤巷条带采取区域防突措施后,各单元评价测点测定得煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含
储量计算方法的基本原理
储量计算方法的基本原理 在矿产勘查工作中,利用各种方法、各种技术手段获得大量有关矿床的数据,这些数据就是计算储量的原始材料。计算储量通常的步骤如下: (1)工业指标及其确定方法: 1)工业指标:工业指标就是圈定矿体时的标准。主要有下列个项: 可采厚度(最低可采厚度):可采厚度就是指当矿石质量符合工业要求时,在一定的技术水平与经济条件下可以被开采利用的单层矿体的最小厚度。矿体厚度小于此项指标者,目前就不易开采,因经济上不合算。 工业品位(最低工业品位、最低平均品位):工业品位就是工业上可利用的矿段或矿体的最低平均品位。只有矿段或矿体的平均品位达到工业品位时,才能计算工业储量。 最低工业品位的实质就是在充分满足国家需要充分利用资源并使矿石在开采与加工方面的技术经济指标尽可能合理的前提下寻找矿石重金属含量的最低标准。所以确定工业品位应考虑的因素就是:国家需要与该矿种的稀缺程度;资源利用程度;经济因素,如产品成本及其与市场价格的关系;技术条件,如矿石开采与加工得难易程度等。 工业品位与可采厚度对于不同矿种与地区各不相同,就就是同一矿床,在技术发展的不同时期也有变化。 边界品位:边界品位就是划分矿与非矿界限的最低品位,即圈定矿体的最低品位。矿体的单个样品的品位不能低于边界品位。 最低米百分比(米百分率、米百分值):对于品位高、厚度小的矿体,其厚度虽然小于最小可采厚度,但因其品位高,开采仍然合算,故在其厚度与品位之乘积达到最低米百分比时,仍可计算工业储量。计算公式为:K=M×C。(K-最低米百分比(m%);M-矿体可采厚度(m);C-矿石工业品位(%))。 夹石剔除厚度(最大夹石厚度):夹石剔除厚度实质矿体中必须剔除的非工业部分,即驾驶的最大允许厚度。它主要决定于矿体的产状、贫化率及开采条件等。小于此指标的夹石可混入矿体一并计算储量。夹石剔除厚度定得过小,可以提高矿石品位,但导致矿体形状复杂化,定得过大,会使矿体形状简化,但品位降低。
资源量与储量计算方法
资源量与储量计算方法 资源量与储量计算方法 储量（包括资源量，下同）计算方法的种类很多，有几何法（包括算术平均法、地质块段法、开采块段法、断面法、等高线法、线储量法、三角形法、最近地区法/多角形法），统计分析法（包括距离加权法、克里格法），以及SD法等等。 （一）地质块段法 计算步骤： 1.首先，在矿体投影图上，把矿体划分为需要计算储量的各种地质块段，如根据勘探 控制程度划分的储量类别块段，根据地质特点和开采条件划分的矿石自然（工业） 类型或工业品级块段或被构造线、河流、交通线等分割成的块段等； 2.然后，主要用算术平均法求得各块段储量计算基本参数，进而计算各块段的体积和 储量； 3.所有的块段储量累加求和即整个矿体（或矿床）的总储量。 地质块段法储量计算参数表格式如表下所列。 表地质块段法储量计算表 需要指出，块段面积是在投影图上测定。一般来讲，当用块段矿体平均真厚度计算体积时，块段矿体的真实面积S需用其投影面积S′及矿体平均倾斜面与投影面间的夹角α进行校正。
在下述情况下，可采用投影面积参加块段矿体的体积计算： ①急倾斜矿体，储量计算在矿体垂直纵投影图上进行，可用投影面积与块段矿体平均水平（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。 图在矿体垂直投影图上划分开采块段 (a)、(b)—垂直平面纵投影图； (c)、(d)—立体图 1—矿体块段投影； 2—矿体断面及取样位置 ②水平或缓倾斜矿体，在水平投影图上测定块段矿体的投影面积后，可用其与块段矿体的平均铅垂（假）厚度的乘积求得块段矿体体积。
优点：适用性强。地质块段法适用于任何产状、形态的矿体，它具有不需另作复杂图件、计算方法简单的优点，并能根据需要划分块段，所以广泛使用。当勘探工程分布不规则，或用断面法不能正确反映剖面间矿体的体积变化时，或厚度、品位变化不大的层状或脉状矿体，一般均可用地质块段法计算资源量和储量。 缺点：误差较大。当工程控制不足，数量少，即对矿体产状、形态、内部构造、矿石质量等控制严重不足时，其地质块段划分的根据较少，计算结果也类同其他方法误差较大。 （二）开采块段法 开采块段主要是按探、采坑道工程的分布来划分的。可以为坑道四面、三面或两面包围形成矩形、三角形块段；也可为坑道和钻孔联合构成规则或不甚规则块段。同时，划分开采块段时，应与采矿方法规定的矿块构成参数相一致，与储量类别相适应。 该法的储量计算过程和要求与地质块段法基本相同。 适用条件：适用于以坑道工程系统控制的地下开采矿体，尤其是开采脉状、薄层状矿体的生产矿山使用最广。由于其制图容易、计算简单，能按矿体的控制程度和采矿生产准备程度分别圈定矿体，符合矿山生产设计及储量管理的要求，所以生产矿山常采用。但因为开采块段法对工程（主要为坑道）控制要求严格，故常与地质块段法结合使用。一般在开拓水平以上采用开采块段法或断面法，以下（深部）用地质块段法计算储量。 （三）断面法 定义：矿体被一系列勘探断面分为若干个矿段或称块段，先计算各断面上矿体面积，再计算各个矿段的体积和储量，然后将各个块段储量相加即得矿体的总储量，这种储量计算方法称为断面法或剖面法。 根据断面间的空间位置关系分为水平断面法和垂直断面法，凡是用勘探（线）网法进行勘探的矿床，都可采用垂直断面法；对于按一定间距，以穿脉、沿脉坑道及坑内水平钻孔为主勘探的矿床，一般采用水平断面法计算矿床资源量和储量。根据断面间的关系分为平行断面法和不平行断面法。 1平行断面法 无论是垂直平行断面法还是水平平行断面法，均是把相邻两平行断面间的矿段，作为基本储量计算单元。首先在两断面图上分别测定矿体面积，然后计算块段的体积和储量。体积（V）的计算有下述几种情况： 1）设两断面上矿体面积为S1、S2，两断面间距为L（下图）则：
储量计算公式及储量台账
在储量计算中，面积以平方米（m2）、厚度以米（m ）、容重以立方米吨（t/m3)、含量以吨（t ）为单位。储量汇总时以万吨为单位，取小数点后一位。小数点后第二位四舍五入。 第21条 储量计算结果必须经验丰富检查。检查应在原计算图上以相同的计算方法进行。检查结果若在允许范围内，应以原计算结果为依据如果超过允许误差，应查找原因予以更正。储量块段面积的量测，需由他人抽查。抽查的比例应大于总块段个数的10%。每个块段两次面积之差，不得超过求积仪的允许误差。在抽查的块段个数中，有30%以上超过允许误码差时，应全部重算。 实际工作面损失率的计算公式为： 100% 工作面损失量工作面损失率（％）＝工作面采出量＋工作面损失量 计算公式中各项的含义： 1、工作面采出量。即回采工作面内根据实测结果计算出来的采出煤量。计算化工是： Q 面＝S 面·h ·d －R 式中：Q 面――工作面采出量； S 面――工作面实际采空面积（即工作面运输机巷内侧到回风巷的内 侧，开切眼内侧到工作面煤壁这个区域的面积）； h ―――平均实际采高。如其变化较大，应按分块、分段的不同采高 计算。平均实际采高，不包括大于0.05m 夹石的厚度； d ―――煤的容重； R ―――工作面内实际发生的落煤损失。 2、工作面损失量即实际工作面损失（解释见本章第二节第32条）。 一、公式使用范围： 本式是计算报告期内单个采区 损失率的公式。 1、当计算从开采到报告期未（或结束）累计采区回采率时，式中的“损失量”应是采区从开采到报告期未（或结束）的全部损失量，式中的“采了量”应是采区从开采到报告期未（或结束）的全部采出量 2、计算全矿井平均采区损失率时，式中的损失量应是全矿井各个采区（包括报告期内正在开采的和已经结束的采区）的损失量之和；式中的采出量亦应是全矿井各个采区（包括报告期内正在开采的和已经结束的采区）的采区量之和。 二、采区损失率计算公式中各项的含义： 1、采区采出量。即采区内各工作面实测出煤量与采区巷道掘进出煤量之和。即： Q 区＝ΣQ 面＋ΣQ 掘 式中：Q 区―――采区采出量；
储量计算方法的选择
第二节储量计算方法的选择 一、参加储量计算工程的确定 庞家河金矿床交矿区间为11-31号勘探线间，各工程凡品位达到边界品位（1克/吨）、厚度达到最小可采厚度(0.8米)或厚度小于最小可采厚度但品位≥3克/吨时，均作为见矿工程。（详见表8-1） 二、储量计算方法的选择 根据矿体规模大、产状较陡、连续性较好、形态较简单、呈似层状、厚度较稳定、品位不均匀等特征，采用地质块段法，在纵投影图上进行储量计算。 三、各种计算公式的确定 （一）单工程矿体（样线）厚度计算公式 1、代表厚度（真厚度）计算公式 n m=ΣL i(cosа sinβ cosγ±sinaа cosβ)……① i=1 2、水平厚度计算公式 n m=ΣL i(cosа cosγ±sinaа ctgβ)或m′=m/ sinβ……②i=1 3、垂直投影水平厚度计算公式 m″= m′/cosθ……③ 式中：m—代表厚度；m′—水平厚度；m″—垂直投影水平厚度；L i—样长；а—样线与水平面夹角；γ—样线方位与矿体倾向夹角；β—矿体倾角；θ—矿体倾向与勘探线夹角；n—样品数。 ①、②式中，凡工程中样线倾斜方向与矿体倾斜方向相反时，前后两
项间为“+”，反之用“—”。 （二）单工程矿体（样线）平均品位计算公式 C=ΣC i m i/Σm i 其中：C—单工程矿体（样线）平均品位；C i—样品品位；m i—样长；n —样品数。 （三）块段矿体平均厚度计算公式 m=Σm i/n 式中：m—块段矿体平均厚度；m i—参与块段储量计算的单工程矿体厚度，n—块段中参与储量计算的工程数。 （四）块段矿体平均品位计算公式 C=ΣC i m i/Σm i 其中：C—块段矿体平均品位；C i—单工程矿体（样线）平均品位；m i —单工程（样线）矿体投影水平厚度；n—单工程数。 （五）块段矿石量计算公式 Q=s〃m〃d 式中：Q—块段矿石量；S—块段面积：d—矿石平均体重；m—块段矿体投影水平厚度。 （六）块段金属量计算公式 P=Q〃C 式中：P—块段金属量；Q—块段矿石量；C—块段矿体平均品位。 （七）矿床（体）平均厚度计算公式 M=V/S 式中：M—矿体（体）平均厚度；V—矿床（体）总体面积；S—矿床（体）总面积。 （八）矿床（体）平均品位计算公式