摘要
本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。
一般部分为晋城寺河矿2.4Mt/a新井设计。寺河矿位于山西省晋城市西偏北，东距晋城市区70 km。井田走向长度约3.3 km，倾向长度约7.1 km，面积约22.1 km2。井田内可采煤层共有1层，煤层为3号煤层，煤倾角在0~14°之间，平均厚度6.22 m。矿井工业储量为218.14 Mt，可采储量为158.73 Mt，设计服务年限51 a。矿井正常涌水量为20 m3/h，最大涌水量为50m3/h。绝对瓦斯涌出量为630.64 m3/min，其中风排瓦斯量40.32 m3/min，属高瓦斯矿井。煤层无自然发火倾向，煤尘无爆炸危险性。
根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：工业广场布置在井田中央，斜井开拓，通风方式采用混合式通风，共三个风井；方案二：工业广场布置在井田中央，立井开拓，通风方式采用混合式通风，共三个风井；方案三：工业广场布置在井田中央，立井开拓，通风方式采用混合式通风，共四个风井；方案四：工业广场布置在井田中央东偏南方向，立井开拓，通风方式采用混合式通风，共两个风井。通过粗略和详细技术经济比较，最终确定方案二为最优方案。水平标高+250 m，。整个井田划分为6个带区。考虑到井田东西长度较长，矿井生产前期采用中央并列式通风方式，后期根据需要在井田东西两翼增加两个边界回风井。
矿井采用带区式准备方式，工作面设计长度200 m，采用综合机械化大采高一次采全高采煤工艺。矿井年工作日为330d，昼夜净提升时间为18 h。矿井采用“四六”制工作制度，三班生产，一班检修。
矿井煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车运输。主井采用一对16 t底卸式箕斗提煤，装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤运送物料和升降人员。
专题部分题目为：桁架锚杆支护技术的应用与发展。主要总结了桁架锚杆技术在大断面、高应力巷道中的应用。
翻译部分主要内容是关于地应力及其对围岩稳定性的影响，英文题目为：Ground stress and its impact on the stability of the surrounding rock in the Lüliang mining area。
关键词：设计桁架锚杆地应力
ABSTRACT
The general design is about a 2.40 Mt/a new underground mine design of sima coal mine. Sima coal mine is located in Jincheng, Shanxi province. It’s about 3.3 km on the strike and 7.1 km on the dip, with the 22.1 km2total horizontal area. The minable coal seam is 3# with an average thickness of 6.22 m and an average dip of 6°. The proved reserves of this coal mine are 218.14 Mt and the minable reserves are 158.73 Mt, with a mine life of 51 a. The normal mine inflow is 20 m3/h and the maximum mine inflow is 50 m3/h. The mine gas absolute rate is630.64 m3/t which can be recognized as high gas mine.
Based on the geological condition of the mine. Proposed four technically feasible to develop programs.Option One: Industrial Ida arranged in the central square, inclined to open up ventilation mode hybrid ventilation, a total of three air shaft; Option Two: Industrial Plaza arranged in Ida central shaft pioneering hybrid ventilation ventilation, a total of three air shaft; Option Three: industrial Plaza arranged in Ida central shaft pioneering hybrid ventilation ventilation, a total of four air shaft; Option four: industrial Plaza arranged in the center of East Ida southerly direction, the shaft pioneering hybrid ventilation ventilation, a total of two air shaft. Rough and detailed technical and economic comparison by two to finalize the program for the optimal solution. Level elevation +250 m,. Ida whole is divided into six bands. Taking into account the length of the longer Ida things, mine pre-production with central parallel ventilation, the late addition of two boundaries as required in the return air shaft Ida east and west wings.
Mine using band-type preparation methods, face design length 200 m, using a mechanized large mining height full height coal mining process. Mine was working for the 330d, net enhance circadian time 18 h. Mine using "forty-six" system working system, three shifts of production.
Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and battery locomotive to be assistant transport. The main shaft uses a double 16 t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins narrow3t two-car double-deck cage and personnel transportation.
The monographic study entitled "Case Study and Research of Deep Soft Rock Pressure Observation", the study took bottom gas drainage Roadway of Sima Mine as an example, conducted a detailed pressure observation data collection and processing, gave the deformation and convergence law of soft rock roadway, which had significant guidance for practical mine production.
The title of the translated academic paper is " Ground stress and its impact on the stability of the surrounding rock in the Lüliang mining area ".
Keywords: ddesign truss bolt ground stress
目录
一般部分 0
1 矿区概述及井田地质特征 (1)
1.1矿区概述 (1)
1.1.1 交通位置 (1)
1.1.2 地形地貌及水系 (1)
1.1.3 气象及地震烈度 (2)
1.1.4 矿井电源 (3)
1.2井田地质特征 (4)
1.2.1 井田地质概况 (4)
1.2.2 地层 (4)
1.2.3 褶皱 (4)
1.2.4 水文地质特征 (6)
1.3煤层特征 (6)
1.3.1 可采煤层 (6)
1.3.2 煤质特征 (7)
1.3.3 煤的工艺性能 (9)
1.3.4 瓦斯、煤尘和自燃 (9)
2 井田境界和储量 (10)
2.1井田境界 (10)
2.2矿井工业储量 (11)
2.2.1 工业指标的确定 (11)
2.2.2 储量级别和计算块段的划分 (11)
2.3矿井可采储量 (13)
2.3.1 保护煤柱的计算 (13)
2.3.2 可采储量的确定 (14)
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (16)
3.1矿井工作制度 (16)
3.2矿井设计生产能力及服务年限 (16)
3.2.1 确定依据 (16)
3.2.2 矿井设计生产能力 (16)
3.2.3 矿井服务年限 (16)
3.2.4 矿井井型校核 (17)
4 井田开拓 (18)
4.1.1 井筒的确定 (18)
4.1.2 工业场地的位置 (20)
4.1.3 开采水平的确定 (20)
4.1.4 主要开拓巷道 (20)
4.1.5 开拓方案比较 (20)
4.2矿井基本巷道 (27)
4.2.1 井筒 (27)
4.2.2 开拓巷道 (30)
4.2.3 井底车场及硐室 (33)
5 准备方式—带区巷道布置 (36)
5.1煤层地质特征 (36)
5.1.1 带区位置 (36)
5.1.2 带区煤层特征 (36)
5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 (36)
5.1.4 水文地质 (36)
5.1.5 地质构造 (36)
5.2带区巷道布置及生产系统 (37)
5.2.1 带区准备方式的确定 (37)
5.2.2 带区巷道布置 (37)
5.2.3 带区生产系统 (38)
5.2.4 带区内巷道掘进方法 (40)
5.2.5 带区生产能力及采出率 (40)
5.3带区车场选型设计 (42)
6 采煤方法 (43)
6.1采煤工艺方式 (43)
6.1.1 带区煤层特征及地质条件 (43)
6.1.2 回采工作面长度的确定 (43)
6.1.3 工作面的推进方向和推进度 (43)
6.1.4 综采工作面的设备选型及配套 (43)
6.1.5 回采工作面支护方式 (47)
6.1.6 端头支护及超前支护方式 (48)
6.1.7 各工艺过程注意事项 (49)
6.1.8 循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 (51)
6.1.9 综合机械化采煤过程中应注意事项 (52)
6.2回采巷道布置 (53)
6.2.2 回采巷道参数 (53)
7 井下运输 (55)
7.1概述 (55)
7.1.1 矿井设计生产能力及工作制度 (55)
7.1.2 煤层及煤质 (55)
7.1.3 矿井运输系统 (55)
7.2带区运输设备选择 (57)
7.2.1 设备选型原则 (57)
7.2.2 带区运输设备选型及能力验算 (57)
7.3大巷运输设备选择 (59)
7.3.1 胶带运输大巷设备选择 (59)
7.3.2 辅助运输大巷设备选择 (59)
7.3.3 运输设备能力验算 (60)
8 矿井提升 (61)
8.1矿井提升概述 (61)
8.2主副井提升 (62)
8.2.1 主井提升 (62)
8.2.2 副井提升 (64)
9 矿井通风与安全 (66)
9.1矿井概况、开拓方式及开采方法 (66)
9.1.1 矿井地质概况 (66)
9.1.2 开拓方式 (66)
9.1.3 开采方法 (66)
9.1.4 变电所、充电硐室、火药库 (66)
9.1.5 工作制、人数 (66)
9.2矿井通风方式的确定 (67)
9.2.1 矿井通风系统的基本要求 (67)
9.2.2 矿井通风方式的选择 (67)
9.2.3 矿井通风方法的选择 (68)
9.2.4 带区通风系统的要求 (68)
9.2.5 回采工作面进回风巷的布置 (68)
9.2.6 带区通风方式的确定 (69)
9.3矿井风量计算 (70)
9.3.1 工作面所需风量的计算 (70)
9.3.3 掘进工作面需风量 (71)
9.3.4 硐室需风量 (72)
9.3.5 其它巷道所需风量 (73)
9.3.6 矿井总风量 (73)
9.3.7 风量分配 (73)
9.4矿井通风阻力确定 (75)
9.4.1 工作面通风总阻力计算原则 (75)
9.4.2 确定矿井通风容易和困难时期 (75)
9.4.3 最大通风阻力路线 (75)
9.4.4 计算矿井摩擦阻力和总阻力 (79)
9.4.5 矿井通风总阻力 (82)
9.4.6 两个时期矿井总风阻和总等积孔 (82)
9.5选择矿井通风设备 (84)
9.5.1 选择主要通风机 (84)
9.5.2 电动机选型 (87)
9.6安全灾害的预防措施 (88)
9.6.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 (88)
9.6.2 预防井下火灾的措施 (88)
9.6.3 防水措施 (88)
10 设计矿井技术经济指标 (89)
参考文献 (90)
专题部分............................................................................................... 错误！未定义书签。桁架锚杆支护技术的应用和发展....................................................... 错误！未定义书签。
1桁架锚杆支护技术的发展和作用机理...................................... 错误！未定义书签。2煤巷组合桁架锚杆支护效果探讨[3]........................................... 错误！未定义书签。
2.1 模拟设计和实验................................................................... 错误！未定义书签。
2.2 试验结果分析....................................................................... 错误！未定义书签。
2.3 结论....................................................................................... 错误！未定义书签。3桁架锚杆与普通锚杆对顶板的支护效果分析[2]....................... 错误！未定义书签。
3.1 普通锚杆的作用机理........................................................... 错误！未定义书签。
3.2 支护效果分析....................................................................... 错误！未定义书签。
3.3 结论与建议........................................................................... 错误！未定义书签。4桁架锚杆技术的应用.................................................................. 错误！未定义书签。
4.1 桁架锚杆在特大断面开切眼中的支护............................... 错误！未定义书签。
4.2 锚杆索桁架控制系统在高应力巷道中的支护[5]................ 错误！未定义书签。
4.3 桁架锚杆在“三软”全煤巷中的支护[6].......................... 错误！未定义书签。5桁架锚杆支护参数的探讨.......................................................... 错误！未定义书签。
5.1 桁架锚杆合理角度............................................................... 错误！未定义书签。
5.2 桁架锚杆合理长度................................................................. 错误！未定义书签。
5.3 桁架锚杆合理孔帮距............................................................. 错误！未定义书签。
5.4 桁架锚杆支护效果与垂直锚杆的关系................................. 错误！未定义书签。6新型桁架锚杆支护技术—煤巷预应力桁架锚杆支护技术[8]..... 错误！未定义书签。
6.1预应力桁架的概念.................................................................. 错误！未定义书签。
6.2 预应力桁架的作用机理......................................................... 错误！未定义书签。
6.3 预应力桁架与锚索对比的优点............................................. 错误！未定义书签。
6.4 预应力桁架的具体形式......................................................... 错误！未定义书签。
6.5 结论....................................................................................... 错误！未定义书签。7桁架锚杆支护技术的总结 ............................................................ 错误！未定义书签。
翻译部分............................................................................................... 错误！未定义书签。
英文原文........................................................................................ 错误！未定义书签。
翻译译文........................................................................................ 错误！未定义书签。
致谢................................................................................................... 错误！未定义书签。
一般部分
1 矿区概述及井田地质特征
1.1 矿区概述
1.1.1 交通位置
寺河矿位于山西省晋城市西偏北，行政区划属山西省晋城市所辖，跨沁水、阳城、泽州三县。西距沁水县城53 km，东距晋城市区70 km。地理座标为北纬35°30′ ~ 35°36′，东经112°27′ ~ 112°40′。井田走向长度约3.3 km，倾向长度约7.1 km，面积约22.1 km2。
寺河矿井工业场地紧邻侯（马）月（山）铁路嘉峰车站，其铁路专用线即位于嘉峰车站站场内。侯月铁路纵贯井田西区东部，西起南同蒲铁路侯马站，南至焦枝铁路月山站，接入全国铁路网。东至晋城市有太焦铁路。
嘉峰至各大城市及车站距离见表1-1。
表1-1嘉峰至各大城市及车站距离
寺河矿井工业场地沿公路向北10 km处端氏镇有曲（沃）辉（县）公路，东至高平市接国道207线，西达侯马市与国道108线以及在建的大（同）运（城）高速公路相连；向南15 km至润城镇可上晋（城）阳（城）高速公路直达晋城市，接晋（城）焦（作）高速公路。西风井场地与工业场地相连，东风井场地与工业场地间以简易公路相通。井田内各乡镇间均通有公路或简易公路，交通便利。
寺河矿交通位置如图1-1所示。
1.1.2 地形地貌及水系
矿井位于太行山脉南段西侧，沁水盆地南缘。地势受河流影响，东西方向上中部为沁河，地势较低，向东、向西较高；南北方向上北高南低。以沁河为界，井田分为东区（包括大巷煤柱区）、西区。最低点在嘉峰沁河河谷，标高+522.2 m，东区最高点在岳城山南，标高+1132.6 m，西区在方山，标高+1019.11 m，最大相对高差610.4 m，一般相对高差200 ~ 400 m。
矿井水系呈树枝状分布，切割较浅，河谷开阔，坡降在8‰~ 10‰间，属黄河水系。主干河流为沁河，发源于沁源县二郎神沟，由北向南纵贯井田中部，于河南省武陟县汇入黄河，全长450 km，井田内长1.4 km。据润城水文站资料，沁河最大流量3050 m3/s（1980年8月2日，为50年未遇的最大洪流量），年径流量2.65×108 ~ 12.56×108 m3，平均8.51×108 m3（1975 ~ 1990年），控制流域面积7267 km2，平均径流模数0.117×106 m3/km2。
矿井工业场地100年一遇最大洪水位标高+534.5 m，300年一遇标高+535.3 m。本井田为冲积、湖积平原，地势呈东北高、西南低，地面标高+35.20 ~ 41.44 m，自然地形坡度为0.04%。
中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第2页
市
镇
镇
1.1.3 气象及地震烈度
属暖温带半干旱大陆性季风气候，四季分明，春季干旱多风，夏季炎热多雨，秋季凉爽少雨，冬季寒冷少雪。降水集中在7 ~ 9月份，占全年降水量的60%以上。根据气象资料，多年平均气温11.7 ℃，最低月平均气温-3 ℃（1月份），最高月平均气温24.6 ℃（7月份）；霜期为当年10月中旬至次年3月下旬，无霜期180 d 左右；冻土期1 ~ 2月份，历年最大冻土深0.43 m ；多年平均降水量620.9 mm ，最大852.3 mm （1958年），最小335.2 mm
（1965年）；年平均蒸发量1930.5 mm；年平均相对湿度60%；年平均风速2 m/s，最大风速24 m/s（九级）。
据晋城、阳城、高平等县志记载，从1140年以来先后共发生地震28次，其中破坏性地震有8次，地震强度最大达7级。据山西地震局鉴定，本区地震基本烈度为6度。
1.1.4 矿井电源
矿井110 kv主电源引自芹池220 kv变电站，备用电源引自成庄110 kv变电站，由110 kv线路送至距矿井场地以北1.15 km的110 kv变电站。
1.2 井田地质特征
1.2.1 井田地质概况
寺河矿井基本构造形态与区域构造一致，为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造。在此基础上发育了一系列近南北~ 北北东向的宽缓褶曲，形成井田内岩（煤）层的波状起伏，岩层倾角一般不超过10o，个别地段受构造影响岩层倾角变大。无断层，无岩浆活动。总体上属于地质构造简单类型
矿井含煤地层为二叠系下统山西组（P1s）、石炭系上统太原组（C3t），平均总厚度136.02 m，含煤15层，其中可采煤层1层。3号煤层为主采煤层，煤层赋存于全区，煤层厚度变化较小，属稳定煤层；井田属于构造简单和主要煤层赋存稳定的井田。
1.2.2 地层
井田内地层由老至新有：中奥陶统马家沟组（O 2），中石炭统本溪组（C2），上石炭统太原组（C3），下二叠统山西组（P11）和下石盒子（P21），上二叠统上石盒子组（P12），第四系中更新统（Q2）、上更新统（Q3）和全新统（Q4）。
地层特征见表1-2。
1.2.3 褶皱
寺河矿井位于沁水复式向斜盆地的南端东翼，处于晋获褶断带、沁水盆地南缘东西~ 北东向断裂带及阳城西哄哄—晋城石盘东西向断裂带之间。区域总体构造形态是一倾向北西~ 北西西的单斜构造，在此基础上发育的构造形迹是与沁水大型复式向斜走向一致的北北东向宽缓褶皱，岩（煤）层呈波状起伏。
查明的主要褶曲见表1-3。
1.2.4 水文地质特征
区域地下水流向由东北流向西南，水力坡度1.2‰ ~ 10‰，在沁河切割区形成岩溶泉。据“晋城西区奥灰水赋存状态与3号煤层带压开采关系研究”资料，延河泉域岩溶水多年平均枯水期排泄量10.29 m3/s，其中八十年代枯水期排泄量为9.854 m3/s。
井田构造主要是宽缓褶曲，地表多为由二叠系构成的构造剥蚀山区，沟谷切割较深，基岩出露较好。分布于沁河河谷及其它沟谷中的全新统砂砾石含水层，接受大气降水及地表水的补给，迳流、排泄条件相对较好。石炭系、二叠系含水层地下水的补给、迳流、排泄条件一般较差，富水性弱，浅部补给条件较好。各含水层间泥质岩类隔水层的存在，使各含水层间的水力联系微弱。
井田内奥陶系灰岩含水层富水性强，太行山两翼大面积出露奥陶系灰岩，形成补给区，受水面积广。奥陶系灰岩含水层岩溶裂隙发育极不均一，奥灰水总体流向南。
主要可采煤层3号煤层的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，钻孔单位涌水量为
0.01 L/s·m，富水性弱。
1.3 煤层特征
1.3.1 可采煤层
本矿井可采煤层为3号煤层，其煤层特征见表1-4。煤层的综合柱状图如图1-2所示。
3号煤层位于山西组下部，上距K8砂岩30.14 m，下距K7砂岩6.05 m，距15号煤层85.29 m。厚4.45 ~ 8.75 m，平均6.22 m。含夹矸0 ~ 5层，一般1 ~ 3层，夹矸厚度不大，总厚度一般不大于0.30 m，单层厚度一般小于0.20 m，其中上部夹矸较薄（小于0.10 m），下部夹矸较厚（最大0.25 m），夹矸岩性多为泥岩或粉砂质泥岩。结构属简单~ 较简单型。煤层变异系数为0.09，可采系数为100%，属稳定可采煤层。
图1-2主采煤层附近综合柱状图
1.3.2 煤质特征
煤的物理性质：3号煤呈黑色，具有似金属光泽，致密，坚硬，贝壳状断口，节理裂隙发育，条带状与均一状结构，块状构造，条痕色为黑色。视密度1.43 ~ 1.49 t/m3。属半亮型煤。3号煤以均质镜质体和基质镜质体为主，具明显的各向异性，矿物含量多小于10%，以分散状粘土为主。
煤的化学性质见煤质特征汇总表1-5。
（1）灰分（A d）
3号煤层原煤灰分产率9.21 ~ 36.41%，平均15.80 ~ 19.59%，属中灰煤。精煤灰分产率2.09 ~ 14.15%，平均5.67 ~ 6.96%。
（2）硫分（S t,d）
3号煤原煤硫分0.21 ~ 0.86%，平均0.34%，属特低硫煤，以有机硫（S o）为主。
（3）挥发分（V daf）
3号煤层精煤挥发分产率平均值为6.12%，属低挥发煤。
（4）磷（P d）
3号煤层精煤磷含量平均值为0.0524%。
（5）发热量（Q b,d）
3号煤层原煤干基弹筒发热量为26.85 ~ 30.97 MJ/kg，平均29.55 MJ/kg，属高发热量煤。
（6）元素分析
精煤元素分析结果，3号煤层碳元素（Cdaf）含量平均值在93%左右。
（7）理论精煤回收率
3号煤层的理论精煤回收率为10.00 ~ 78.04%，平均54.72%，属良等。
（8）煤灰特征
3号煤层煤灰成份以酸性矿物为主，总量为82.26%；其次是碱性矿物，3号煤层Fe2O3产率低。结渣指数为0.05，；结污指数为0.21。
煤灰熔融性软化温度（ST）大于1436 ℃，属高熔灰分，符合山西组煤层灰熔融性高于太原组煤层的规律。
1.3.3 煤的工艺性能
（1）煤的热稳定性
3号煤层TS＋6值为78.90 ~ 88.80%，平均83.80%；属热稳定性好的煤。
（2）可磨性
3号煤层哈氏可磨性指数（HGI）为26.0 ~ 32.6，平均30.1，属可磨性差的煤。
（3）结渣性
当鼓风强度为0.3m/s时，3号煤层结渣率为22.44 ~ 35.78%，平均27.61%，大于25%，属强结渣煤。
（4）抗碎强度
据“潘二报告”，3号煤层属高强度煤。
1.3.4 瓦斯、煤尘和自燃
寺河矿瓦斯绝对涌出量为630.64 m3/min（其中风排瓦斯量40.32 m3/min，井下瓦斯抽放量368.1 m3/min，地面井抽采瓦斯量222.22 m3/min），二氧化碳绝对瓦斯涌出量为8.96 m3/min。
2007年5月20日，寺河矿发生了一次煤与瓦斯突出事故，地点为西回6#联络巷。突出瓦斯量为8.7×104 m3，突出煤量为370 t。因此，寺河矿鉴定为煤与瓦斯突出矿井。
3号煤层的火焰长度为0 mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量均为0.0%，煤尘无爆炸性危险。3号煤层ΔT1-3为15 ~ 21℃，属不自燃煤层。
2 井田境界和储量
2.1 井田境界
寺河矿位于山西省晋城市西偏北，行政区划属山西省晋城市所辖，跨沁水、阳城、泽州三县。西距沁水县城53 km，东距晋城市区70 km。
矿井为原潘庄二号井田南段部分，西与大宁二号井田为邻，南与地方开采小煤矿相连，东隔沁河与潘庄一号井田及地方开采小煤矿相邻，井田走向长度为2.5 ~ 3.3 km，平均为3.1 km；倾向长度为6.1 ~ 7.3 km，平均为7.2 km；平均倾角为6o；平均水平宽度为7.1 km。水平面积约22.1 km2。
井田赋存状况示意图如图2-1所示。
图2-1 井田赋存状况示意图
2.2 矿井工业储量
2.2.1 工业指标的确定
井田内可采煤层煤类为无烟煤大类，属非炼焦用煤。按照《煤炭资源地质勘探规范》和国务院函（1998）5号《关于酸雨控制区和二氧化硫污染控制区有关问题的批复》的规定，其储量估算工业指标见表2-1。
本矿井设计对3号煤层进行开采，3号煤层的厚度为4.45 ~ 8.75 m ，平均厚度6.22 m ；3号煤层的原煤灰分产率9.21 ~ 36.41%，平均15.80 ~ 19.59%，属中灰煤。符合工业指标的规定。
2.2.2 储量级别和计算块段的划分
3号煤层采用块段法计算工业储量。
地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。
块段划分如图2-2所示。
图2-2 块段划分示意图
根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值： （1）矿井地质资源量
矿井地质资源量可由以下等式计算：
0.000001z Z m F γ=??? （2-1）
式中：z Z ——矿井地质资源量，Mt ；
m ——煤层平均厚度，m ；
F ——煤层底面面积，m 3
； γ——煤容重，t/m 3。
将各参数代入（2-1）式中可得表2-2，所以地质储量为： ()=190.98M
t z Z
（2）矿井工业储量
根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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/储量由式计算。
矿井工业储量可用下式计算：
111122*********g b b m m Z Z Z Z Z Z k =++++ （2-2）
式中：g Z ——矿井工业资源/储量；
111b Z ——探明的资源量中经济的基础储量； 122b Z ——控制的资源量中经济的基础储量；
211m Z ——探明的资源量中边际经济的基础储量； 222m Z ——控制的资源量中经济的基础储量； 333Z ——推断的资源量；
k ——可信度系数，取0.7 ~ 0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，k 值
取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，k 取0.7。该式取0.85。 ()11160%70%85.15Mt b z Z Z =??= ()12230%70%41.83Mt b z Z Z =??=
()211
60%30%41.14M t m z Z Z =??= ()22230%
30%21.07M t m z Z Z =??= ()33310%18.95Mt z Z k Z k =??=
因此将各数代入式2-2得：()218.14Mt g Z =