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°。
6
5891704911233
1152793125612.)cos(.)cos(=??=??=
??容重煤厚井田面积井田工业储量 t
4.578985960=-=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 t
75%??
???
??-----=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. =t
2.2 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2-1-1
2.2 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/a
K——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F
81、F
10
、F
33
、F
95
、F
5
断层为界；
南与东荣二矿为相邻，以F
48、F
10
、F
4
及其延长线和F
7
断层为界；西以F
11
、F
74
、
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75
7.2 KM，东西倾斜宽5.8-7.0 KM，平均6.4 KM，井田面积48.03 KM2
2.1.2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 Mt
2.1.3 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。因本次核实煤层的煤种有炼焦用煤和非炼焦用煤，资源储量计算采用的最低煤层厚度为0.60m 和0.7m 。煤层中单层厚度不大于0.05m 的夹矸石和煤层合并计算，不剔除夹矸厚度；当煤层中夹矸的单层厚度等于或大于规定最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤分层分别计算资源储量；夹矸的厚度小于规定的煤层最低可采厚度时，煤分层不作为独立煤层，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起，作为煤层的采用厚度。 2.3.2、面积
利用求积仪求得地质块段面积，单位为m 2，取整数。用求积仪圈定块段
面积3次，3次面积的误差不大于±2%，采用3个面积的算术平均值作为块段的面积。
2.3.3、容重
采用精查报告的容重，如下表：
2.3.4、倾角
倾角在剖面上量取，当煤层倾角与剖面线夹角大于30。时，在平面图上用图解法求得，再采用邻近实际揭露的煤层倾角，求其平均值作为地质块段倾角。
储量计算水平的划分：煤炭部地质局（86）煤地字第248号文分七个标高统计储量既-250以上、-250～-300ｍ、-300～-450m、-450～-500m、-500～-550m、-550～-700m、-700～-900m。各煤层储量计算，按等高线距50m划分小块计算。
2.4 储量级别的划分
本次资源储量核实以《东荣三矿精查地质报告》为依据，储量级别按二类二型要求的网度圈定，动用地质块段将实测煤厚作为计算采用煤厚点参加储量计算并根据实际情况重新确定级别，未动用的仍采用原报告级别。各级别要求按《资源勘探规范》的要求进行。
本井田煤层资源储量划分为A、B、C级、D级储量，各级资源储量划分条件如下：
2.4.1、A级储量
1、线距500m，孔距400m，考虑到综合勘探的成果，在地震构造查明可靠范围内，允许略超5～10％。
2、各钻孔见煤点综合质量评级达到优质、合格。
3、煤层的厚度、结构、煤质、产状已经查明，煤层对比可靠。
4、煤层底板等高线已控制，落差大于30m的断层已查明。
2.4.2、B级储量
１、线距1000m，孔距８00m。
2、各钻孔煤层点质量评级达到优质、合格。
3、煤层层位、厚度、结构、煤质、煤层产状已基本查明，煤层对比可靠。
4、煤层底板等高线已基本控制，落差大于50m的断层已查明。
2.4.3、C级储量
1、线距2000m，孔距1600m。
2、各钻孔见煤点综合质量评级达到合格以上者。
3、对煤层层位、厚度、煤质、煤层产状已初步查明，煤层对比基本可靠。
4、构造已初步查明。
2.4.4、D级储量
达不到C级储量网度的要求或无工程控制的地段圈定D级储量。
高级储量，原则上以见煤孔点连线圈定，考虑矿井生产的实践需要，采用就近等高线，露头风化带线，勘探线的“三就近”原则，圈定边界。
小而弧立的块段，不圈定高级量，对较稳定煤层，在A级储量可外推200～
250m为B级储量，但相邻可采边界处不外推。对已查明落差小于50m的断层，可跨越断层圈定高线储量，根据落差大小，在断层两侧外推30～50m 划为C级量，但不连续跨越两面个和两个以上的断层。
2.5 资源储量计算结果
2.5.1、本次复核结果
A+B+C+D级：19545.11万吨；A+B+C级：19352.38万吨;A+B级:9992.67万吨;A级：6063.96万吨；B级：3928.71万吨；C级：9359.1万吨；D级：192.73万吨,详见下表。
东荣三矿资源储量汇总表单位：万吨
各级储量占总能利用储量的比例如下表：
2.6 资源勘查储量
全国矿产储量委员会全储决字[1988]148号文批准《黑龙江省集贤煤田东荣三矿精查地质报告》各级储量如下：
A+B+C+D级：24628万吨；A+B+C级：24450万吨；A+B级：12727万吨；D级：178万吨；暂不能利用储量：2355万吨。
2.7 资源储量增减
本次复核能利用储量A+B+C+D级19534.71万吨与全储决字[1988]148号文批准A+B+C+D级：24628万吨相比减少5093.29万吨。
储量变动情况表
主要原因如下:
1、东荣二矿、东荣三矿境界变动减少4555.3万吨,其中:三矿划出给二矿5682.0万吨,二矿划入三矿1126.7万吨。详见东荣二矿井界变更后东荣三矿储量增减情况表
与东荣二矿井界变更后东荣三矿储量增减情况表
2、由于全储决字[1988]148号文批准的报告储量与《黑龙江省集贤煤田东荣三矿精查地质报告》基础块段汇总的储量不一致，主要原因是基础块段储量值保留小数点后两位而[1988]148号文批准的储量为整数,出现统计错误致使储量减少7.69万吨。
3、采勘对比,煤层厚度增大,储量增加5.5万吨。
4、累计采出煤量336.9万吨，累计损失煤量198.9万吨。
2.8 永久煤柱
能投煤技（1991）637号文批准的“东荣三矿矿井初步设计”，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。各类永久煤柱留设依据如下：
1、断层煤柱：设计对落差大于30m的断层两侧各按50m留设煤柱，落差小于30m的断层两侧各按需30m留设煤柱。经计算，全井留设断层煤柱的工业储量合计为2282.6万吨。
2、工业广场煤柱：本设计以岩层移动角来圈定工业广场煤柱，其取值如下：第四系塌陷角为45°；第三系地层塌陷的取值，从本矿井凿岩井过程中所揭露战报第三系岩性来看，其胶结状况差、松散、某些地段与第四系粘土基本相似，因此，为确保工业广场不受煤层回采影响，确定第三系塌陷角
暂按45°取值，待东荣二矿开采中有实测资料后再调整。
基岩段塌陷角：走向δ=70°倾向：上山：γ=70°下山：β=70°- 0.3α（α—煤层倾角）经对工业广场保护煤柱计算，其工业合计储量为795.1万吨。
3、二九一农场条带煤柱：考虑到“二九一农场场部多为砖石结构的建筑物，为有效的利用国家资源，在确保“二九一”农场场部建筑物为遭受破坏的前提下，本设计确定矿井生产后期将采用条带式风力矸石充填的开采方法，对“二九一”农场压煤进行回采，根据计算结果，其留设条带煤柱的工业储量合计为589.1万吨。
各类煤柱留设明细如下表：
2.9矿井生产能力及服务年限
2.9.1矿井工作制度
根据《设计规范》规定：
本矿井设计年工作日330d，每日三班作业，其中两班生产，一班准备，每班工作8h，每天净提升时间14h .
2.9.2矿井设计生产能力及服务年限
l、设计矿井的年生产能力和日生产能力
根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来分析，考虑到技术装备和管理水平等因素，设计矿井生产能力为1.8 Mt/a。
每年按330d计算，则日生产能力为： 1.8 Mt/330d=54545 t/d
根据设计，本矿井年生产能力180 Mt，日生产能力54545 t 。
2、设计矿井的服务年限，各水平的服务年限。
按照公式
P=Z/AK （2-2）
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=123.6/1.8×1.4=49 a
根据设计，东荣三矿的服务年限为49年。
第2章矿井储量与生产能力（模板5）
2.1 井田境界及储量
2.1.1 井田境界
根据东荣矿区总体设计，本矿井的井田境界为：
北部边界：以F2断层为界；
南部边界：以F1断层为界；
东部边界：以各煤层露头及F55、F7断层为界；
西部边界：以16号煤层-900m等高线垂直投影为界。
井田南北走向长2.5～10.0km，平均7.0km，东西倾斜宽2.0～5.0km，平均4.0km，井田面积约为28.0km2。
因本井田浅部为各煤层露头，深部为16号煤层-900m等高线垂直投影。而井田走向两翼的F1、F2断层均为落差大于100m以上的断裂构造，属自然境界。因此，设计认为本矿井井田境界确定合理。
2.1.2 井田储量
本矿井工业储量A+B+C级合计为194.251Mt，其中一水平-450m以上工业储量为72.974Mt，-450～-700m工业储量为67.461Mt。扣除开采困难的呆滞煤量、防水煤柱、断层煤柱、工业场地煤柱和井筒煤柱，以及开采损失煤量后，全矿井设计可采储量为120.746Mt，其中一水平-450m以上设计可采储量为42.452Mt，-450～-700m设计可采储量为50.585Mt。矿井设计可采储量见表2—1。
表中开采损失煤量是按各采区的煤层平均厚度选取的采区回采率，即薄煤
层85%，中厚煤层80%，厚煤层75%。
2.2 矿井年产量、服务年限及一般工作制度
2.2.1 矿井的工作制度
本矿井设计年工作日300d，每日三班作业，边采边准。每班工作8h，每天净提升时间为14h。
2.2.2 矿井生产能力及服务年限
根据已批准的《东荣矿区总体设计》安排，东荣一矿设计生产能力为
0.9Mt/a。本次设计对设计生产能力进行重新论证和分析。现就0.6Mt/a、0.9Mt/a、
1.2Mt/a三种井型方案做如下比选：
1.按井下构造条件和煤层开采条件进行分析
(1)构造复杂程度
本井田呈一向西倾斜的单斜构造。井田内除F7派生褶曲较大外，其它褶曲构造对煤层开采影响不大。井田内26条断层多数已查明或基本查明，对影响采区划分的断裂构造控制清楚。构造复杂程度属中等，其中井田中部构造较为简单。
(2)煤层开采条件
全井田共获得工业储量194.251Mt，高级储量占36.2%，其中-450m以上工业储量72.974Mt，高级储量占55.1%。井田内煤层对比可靠，煤层层数、结构和可采范围已查明。
根据井田内煤层赋存情况，井田内14个可采煤层中，共分为上、中、下三个层群。其中，中层群含9～26号，12个可采煤层，上、下层群只分别有5号层和29-1b号层，主要可采层12、16、18、20号层均位于中层群，其平均厚度为2.25m、2.04m、2.13m、2.32m，稳定性好，其工业储量占全井田总量的64.5%，可作为主力煤层开采，其它煤层平均厚度为0.77～1.15m，可与其它主力煤层搭配开采。
从以上井下条件看，设计以井田中层群采区作为主要开采块段，以12、16、18、20号层为主力开采煤层，其井型无论定为0.6Mt/a、0.9Mt/a还是1.2Mt/a 均是可行的。
2.按矿井服务年限与井型关系进行分析
本矿井可采储量120.746Mt，一水平-450m以上可采储量为42.452Mt，储量备用系数按1.4计算，则矿井及一水平上山部分（-450m以上）服务年限按不同井型计算，其结果见表2—2。
根据以上计算结果看，0.6Mt/a井型时，矿井及一水平（-450m以上）服务年限太长，而1.2Mt/a井型时，一水平（-450m以上）服务年限太短，如扣除5号和29-1b号层储量，则一水平（-450m以上）服务年限仅为23.6a。
3.不同井型进行采区接续安排
设计依据不同装备的工作面生产能力，在确保矿井经济效益最优的情况下，对不同井型进行了工作面装备和工作面个数的优化组合，对不同井型确定了合理的工作面装备和个数，依据上述原则配合采区规划能力并根据不同井型进行采区接续安排，结果如下：
(1)当井型为0.6Mt/a时：一水平前42a为一个采区生产，布置二个高档工作面，第一水平生产42a以后需由两个采区保证矿井产量，此时采区进入北部边界采区和5号煤层及29-1b煤层。排定的矿井年平均生产能力为0.7Mt/a。
(2)当井型为0.9Mt/a时：，一水平前22.5a为一个采区生产，布置一个刨煤机综采工作面。而后，当采区进入构造较复杂的南北两翼边界块段时，需由二个采区保证矿井产量，排定的矿井年平均生产能力为0.9Mt/a。
(3)当井型为1.2Mt/a时，工作面装备采用综采机组+高档普采：
一水平前22。5a为二个采区生产，布置一个刨煤机综采工作面、一个高档普采工作面，排定的矿井生产能力为1.2Mt/a。待一水平22.5a后的3.7a中，矿井生产采区个数虽仍为2个，但由于此时矿井已全部投入构造较复杂的生产采区。因此，排定的矿井生产能力下降到0.6 Mt/a。
从上述一水平采区接续情况及达到矿井设计产量所需工作面个数和采区个数看，0.9Mt/a井型接续情况好于0.6Mt/a和 1.2Mt/a井型。0.9Mt/a井型采用刨煤机综采设备，达到矿井设计产量仅需一个采区一个面，井巷工程少，建井工期短，生产效率高，达到矿井高产高效的要求。而0.6Mt/a 与1.2Mt/a井型达
煤矿常用计算公式汇总
煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： 1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+×巷宽） 3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算： V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V表：计算出的表速； n：见表读数； t：测风时间（s） V真=a+ b×V表 式中：V真：真风速（扣除风表误差后的风速）； a、b：为校正见表常数。 V平=K V真=（）×V真÷S 式中：K为校正系数（侧身法测风时K=（）/S，迎面测风时取）； S为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定： Q=SV 式中Q：井巷中的风量（m3/s）;S：测风地点的井巷断面积（m2）; V：井巷中的平均风速（m/s） 例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s，问此巷道风量是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量的计算： 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q瓦）
Q 瓦=QC （m 3/min ） 式中Q ：为工作面的风量；C ：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度） 例：某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量（q 瓦） q 瓦=1440Q 瓦*N T （m 3/t ） 式中Q 瓦：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟； N ：工作的天数（当月）； T ：当月的产量 五、全矿井风量计算： 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q 矿=4NK （m 3/min ） 式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N ：井下最多人数；K ：系数（~） 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q 矿=（∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐…+∑Q 其他）×K 式中K ：校正系数（取~） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 采×K CH4 （m 3/min ） 式中100：为系数； q 采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）； K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取~） 2、按采面气温计算：
煤矿生产能力核定标准 河南省煤层气开发利用有限公司 二〇一一年一月
目录 第一章总则 (1) 第二章资源储量及服务年限核查 (2) 第三章提升系统生产能力核定 (3) 第四章井下排水系统生产能力核定 (7) 第五章供电系统生产能力核定 (9) 第六章井下运输系统生产能力核定 (11) 第七章采掘工作面生产能力核定 (14) 第八章通风系统生产能力核定 (18) 第九章地面生产系统生产能力核定 (28) 第十章露天煤矿生产能力核定 (29) 第十一章选煤厂生产能力核定 (32) 第十二章附则 (33)
第一章总则 第一条为科学核定煤矿生产能力，依据有关法律、法规和技术政策，制定本标准。 第二条核定煤矿生产能力，必须具备以下条件： （一）依法取得采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证 和营业执照； （二）有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员； （三）有完善的生产、技术、安全管理制度； （四）各生产系统及安全监控系统运转正常。 第三条核定煤矿生产能力以万t/a为计量单位，年工作日采取 330d。 第四条核定煤矿生产能力应当逐项核定各生产系统（环节）的 能力，取其中最低能力为煤矿综合生产能力。同时核查采区回采率、煤炭资源可采储量和服务年限。 井工矿主要核定主井提升系统、副井提升系统、排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统和地面生产系统的能力。矿井压风、灭尘、通讯系统和地面运输能力、高瓦斯矿井瓦斯抽排能力等作为参考依据，应当满足核定生产能力的需要。 露天矿主要核定穿爆、采装、运输、排土等环节的能力。除尘、防排水、供电、地面生产系统的能力作为参考依据，应当满足核定生产能力的需要。 第五条核定煤矿生产能力档次划分标准为： （一）30万t/a以下煤矿以1万t为档次（即1、2万t/a……）；
矿井通风设计施工时的基本原则和要求
通风系统合理可靠的含义
通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =～）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 ）×K 矿通 （m3/min） 式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通 取～）。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min） 式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）
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44.0238km 2，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 表2 — 1 — 1 五轮山矿井（坐拱区）拐点坐标表 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V 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%。 2、煤层厚度为中厚偏薄和薄煤层，其中2m以上煤层的资源量占总资 源量的17.2%。1.5?1.8m 煤层的资源量占总资源量的33.0%。1.5m 以下 煤层的资源量占总资源量的17.1% 。 井田分硫分、厚度及分级别储量统计详见表2 — 1 —2o 3、井田煤层倾角以平缓区域为主，其中煤层倾角<10。左右的资源量占总量的88% o （二）矿井资源/储量评价和分类 根据表2 — 1 —2，矿井地质总资源量为66561万t，其中（331 ）资源
MMT/T 634—2019 煤矿矿井风量计算方法 2018年-12-29发布 2019年-7-1实施 煤矿矿井风量计算方法 1 范围 本标准规定了煤矿矿井风量计算的术语与定义、总则、矿井需风量计算方法、矿井有效风量的计算方法与计算结果表述。 本标准适用于煤矿的新井设计、生产矿井的改扩建与采区的风量计算。 2 规范性引用文件 下列文件对于本文件的应用题必不可少的。凡就是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件,凡就是不注日期的引用文件,其最新版本《包括所有的修改单》适用于本文件。 《煤矿安全规程) 3 术语与定义 本标准采用下列术语与定义 3、1 需风量 required air quantity 矿井生产过程中,为供人员呼吸、稀释与排出有害气体、浮尘,
以创造良好气候条件所需要的风量。 3、2 矿井有效风量 effective air quantity 送到采掘工作面、硐室与其她用风地点的风量之总与。 3、3 矿井有效风量率ventilation efficiency;volumetric efficiency;effective rate of air quantity 矿井有效风量占矿井总进风量的百分数。 3、4 矿井外部漏风量 surface leakage air quantity 主要通风机装置及其风井附近地表漏风的风量总与。 3、5 矿井外部漏风率 surface leakage rate 矿井外部漏风量占通风机风量的百分数。 4 总则 4、1 风量计算依据 4、1、1供给煤矿井下任何用风地点的新鲜风量,应依照 4、1、2、4、1、3进行计算,并取其最大值,作为该用风地点的供风量。 4、1、2 按该用风地点同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3。 4、1、3 按该用风地点的风流中瓦斯、二氧化碳、氢气与其它有害气
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：
煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： 1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+0.39×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+0.26×巷宽） 3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算： V 表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V 表：计算出的表速； n ：见表读数； t ：测风时间（s ） V 真=a+ b ×V 表 式中：V 真：真风速（扣除风表误差后的风速）； a 、 b ：为校正见表常数。 V 平=K V 真=（S-0.4）×V 真÷S 式中：K 为校正系数（侧身法测风时K=（S-0.4）/S ，迎面测风时取1.14）； S 为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定： Q=SV 式中Q ：井巷中的风量（m 3/s ）;S ：测风地点的井巷断面积（m 2）; V ：井巷中的平均风速（m/s ） 例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s ，问此巷道风量是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m 2,风量36 m 3/min ，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量的计算： 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q 瓦） Q 瓦=QC （m 3/min ） 式中Q ：为工作面的风量；C ：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度） 例：某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量（q 瓦） q 瓦=1440Q 瓦*N T （m 3/t ）
式中Q 瓦 ：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟； N：工作的天数（当月）；T：当月的产量 五、全矿井风量计算： 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q矿=4NK （m3/min） 式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N：井下最多人数；K：系数（1.2~1.5） 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他）×K 式中K：校正系数（取1.2~1.8） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 采 ×K CH4 （m3/min） 式中100：为系数；q 采 ：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）； K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取1.4 ~ 2.0） 2、按采面气温计算： Q 采 =60×V×S （m3/min） 式中60：为系数； V：采面的风速（温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s，温度为20～23℃时取1.0～1.5 m/s）; S:采面平均断面积。 3、按采面人数计算： Q采=4N （m3/min） 4、按炸药量计算： Q采=25A （m3/min） 式中25：为系数；A：为一次性爆破的最多炸药量 5、按风速进行校验： 15≤Q采≤240 （m/min）或0.25≤Q采≤4 （m/s） 式中15与0.25：为工作面最低风速（m/min）（m/s） 240与4：为工作面最高风速（m/min）（m/s） 例：某采面工作人数15人，一次性爆破炸药5kg，温度20度，瓦斯涌出量为1 m3/min，请问采面需风量是多少。 七：掘进工作面需风量的计算
南桐矿业公司矿井通风风量计算与配备细则根据《煤矿安全规程》、《矿井通风质量标准及检查评定办法》及重庆煤炭集团公司《矿井通风质量标准及检查评定办法实施细则》的有关规定，结合我公司实际情况，特制定本细则。 一、矿井风量计算的原则 1、矿井各地点需要风量，应根据采掘生产部署和实际情况，每月计算一次。 2、生产矿井总风量，应根据采掘工作面、硐室和其它用风地点实际需要风量的总和进行计算。 3、新建（改扩建）矿井或延深新水平的总风量，应按采掘工作面、硐室和其它用风地点实际需要风量的总和，以及矿井相对瓦斯涌出量分别进行计算，并取其中最大值，同时应有上级批准的专项通风设计。 4、各地点实际需要风量，应满足下列要求： （1）《煤矿安全规程》、《矿井通风质量标准及检查评定办法》中对瓦斯和其它气体浓度、风速、空气温度的规定； （2）每人每分钟供给风量不少于4m3； （3）防止采煤工作面隅角瓦斯超限或积聚； （4）自然发火严重的采煤工作面，备用风量系数应取最小值； （5）突出危险性严重的采掘工作面，备用风量系数应取最大值； （6）安全、经济、合理，备用风量不宜过大或过小。 5、计算被串联通风工作面（地点）的风量时，应将串入风流同中瓦斯、二氧化碳计入被串联通风工作面（地点）涌出量之中；计算矿井总风量时，应减去串联通风中的被串入风量；被串联通风工作面（地点）的进风流中的瓦斯、二氧化碳均不得超过0.5%。 6、实施抽放瓦斯的工作面（地点）的风量，应按抽放后实际的瓦斯涌出量进行计算。 二、矿井风量计算的前提 1、矿井通风系统必须独立、稳定、可靠。通风系统中没有不符合规定的串联通风、扩散通风和采煤工作面采用局部通风机通风。 2、通风巷道失修率不超过7%，严重失修率不超过3%。
煤矿生产能力管理办法 第一章总则 第一条为依法加强和改善煤矿生产能力管理，规范煤矿生产行为，促进安全生产，合理开发利用煤炭资源，制定本办法。 第二条煤矿生产能力是指在一定时期内煤矿各生产系统(环节)所具备的煤炭综合生产能力，以万吨／年为计量单位。 煤矿生产能力以具有独立完整生产系统的煤矿(井)为对象。一处具有独立完整生产系统的煤矿(井)对应一个生产能力。 第三条煤矿生产能力管理应当遵循以下原则： (一)依法行政、依法生产； (二)促进煤矿安全生产； (三)推进自主创新和技术进步； (四)提高煤炭资源回采率。 第四条煤矿生产能力分为设计生产能力和核定生产能力。 设计生产能力是指由依法批准的煤矿设计所确定、施工单位据以建设竣工，并经验收合格，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。 核定生产能力是指已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，按照本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。
第五条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登记的生产能力(以下统称登记生产能力)，是煤矿年度煤炭产量的最大值。 煤矿应当依据登记生产能力组织生产。 煤炭行业管理部门应当依据登记生产能力实施监管。 第六条国务院煤炭行业管理部门负责全国煤矿生产能力监管的指导，并直接负责中央煤炭企业煤矿生产能力的监管。 县级以上人民政府煤炭行业管理部门负责本行政区域内前款规定以外的煤矿生产能力的监管。 第二章设计生产能力 第七条新建、改扩建煤矿和煤矿技术改造项目，应当由具有相应资质的设计单位进行项目设计，提出设计生产能力。 第八条新建、改扩建煤矿和煤矿技术改造项目设计生产能力，应当按照国家关于煤矿设计的规定和规范，综合资源条件、开采技术和装备水平等因素合理确定。 具有相应资质的设计单位不得违反有关规定和规范，脱离客观条件，擅自提高或降低设计生产能力。 第九条煤炭行业管理部门应当依据国家关于煤矿基本建设程序的规定，对煤矿初步设计进行审查，确定煤矿设计生产能力。对不符合国家关于煤矿初步设计规定和规范的，不予通过。 第十条煤矿建设施工单位应当按照经批准的煤矿初步设计组
1、压入式通风风筒中某点i 的hi=1000Pa ，hvi=150Pa ，风筒外与i 点同标高的P0i=101332Pa ，求： (1) i 点的绝对静压Pi ； (2) i 点的相对全压hti ； (3) i 点的绝对全压Pti 。 解：(1) Pi=P0i+hi=101332+1000=102332Pa （3分） (2) hti=hi+hvi=1000+150=1150Pa （3分） (3) Pti=P0i+hti =101332+1150=102482Pa 或Pti =Pi+hvi=102332+150=102482Pa （4分） 2、在某一通风井巷中，测得1、2两断面的绝对静压分别为101324Pa 和101858Pa ，若S 1=S 2，两断面间的高差Z 1-Z 2=100m ，巷道中空气密度为1.2kg/m 3，求1、2两断面间的通风阻力，并判断风流方向。 解：假设风流方向为1断面－2断面，根据能量方程知两断面间的通风阻力为 )()(2222111121gZ h P gZ h P h v v r ρρ++-++=-（2分） 因为S 1=S 2且巷道中空气密度无变化，所以动能差值为零，则 ＝101324-101858＋1.2×9.8×100=642Pa （3分） 因为得值为正值，所以，假设成立，即风流方向为1断面－2断面（５分）。 3、下图为压入式通风的某段管道，试绘制出管道风流中i 点各种压力间的相互关系图。 图中如画出绝对压力图，得5分；画出相对压力图，得5分。 1、如右图，若R 1=R 2=0.04 kg/m 7，请比较下图中两种形式的总风阻情况。 若R 1=R 2=0.04 kg/m 7，请比较下图中两种形式的总风阻情况。 串联：Rs １= R 1+ R 2= 0.08 kg/m 7（3分） 并联：（6分） ∴ Rs 1 ：Rs 2＝８：１ 即在相同风量情况下，串联的能耗为并联的 8 倍。 （1分） 2、在某一通风井巷中，测得1、2两断面的绝对静压分别为101324Pa 和101858Pa ，若S 1=S 2，两断面间的高差Z 1-Z 2=100m ，巷道中空气密度为1.2kg/m 3，求1、2两断面间的通风阻力，并判断风流方向。 解：假设风流方向为1断面－2断面，根据能量方程知两断面间的通风阻力为 )()(2222111121gZ h P gZ h P h v v r ρρ++-++=-（3分） 因为S 1=S 2且巷道中空气密度无变化，所以动能差值为零，则 704.0104.0111/01.0)(1) (1 21m kg R R R S =+=+=
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。
第九章矿井储量管理 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t I——工业储量，万t P——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/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。 （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。 计算公式为： Q回＝LhMDK 式中：Q回——回采煤量，t；
国体矿产资源储量各估算方法的适用条件及优缺点 1储量估算方法的定义： 估算方法：是指矿产资源埋藏量估算过程中，各种参数及其资源的计算方法和相关软件的统称。由于矿产资源赋存方式也不尽相同，因此，必须要研究适合的矿产资源储量计算方法。矿产资源划分为三大大类：第一类是固体矿产资源，包括金属矿产、非金属矿产和煤：第二类是石油天然气、天然气、煤层气资源;第三类是地下水资源。 2矿产资源储量估算放法的主要种类： （1）传统方法，据计算单元划分方式的不同，又可分为断面法和块段法两种。 断面法进一步分为：平行断面法、不平行断面法。垂直断面法，有分为勘探线剖面法和先储量计算法。 块段法：依据块段划分依据的不同，分为：地质块段法。开采块段法法、最近地区法、三角形法。等值线法、等高线法等。 地质断块法，是勘探阶段计算资源储量较为常用的一种方法。是将矿体投影到某个方向的平面上，按照矿石类型，品级，地质可靠程度的不同，并根据勘查工程分布特点，将其划分为若干各块段，分别计算资源储量并累加。这类方法，通常用于勘查工程分布比较均匀、勘查技术手段比较单一（以钻探为主）、勘查工程没有严格按照勘探线布置的矿区
的资源储量计算。 地质块段发按其投影方向的不同，还可分为垂直纵投影法、水平投影法和倾斜投影法。垂直纵投影法适用于陡倾斜的矿体：水平投影法适用于产状平缓的矿体;倾斜投影法通常选择矿体倾斜面为其投影方向，理论上讲，适用中等倾斜矿体，但因其计算过程较为繁琐，一般不常应用。 （2）克立格法 克立格法，是由南非地质学家克里格创立的，它以地质统计学理论为基础。目前西方国家在矿业筹资、股票上市、矿业权交易过程中，基本都是采用这种方法，评价矿产资源，估计矿产资源储量。地质统计学方法，是一套方法传统。目前在我国应用的主要有：二维及三维普通克里格法，二维对数正态泛克立格法、二维指示克立格法、二维及三维协同克立格法以及三维泛克立格法。 （3）SD法（最佳结构曲线断面积分储量计算法） SD法是在原国家科委和地矿部支持下，我国自行研制的一种矿产资源储量计算方法。该方法以断面结构为核心，以最佳结构地质变量为基础，利用Spline函数和动态分维几何为工具，进行矿产资源储量的计算。其最具特色的内容是根据SD精度法所确定的SD审定法基础，从定量角度定义矿产资源勘查工程控制程度和资源储量精度。
矿井通风风量计算方法 一全矿井需要风量计算： 1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供风量不少于4m2/min. 。 3 0需=4X NX K矿通=4X 50 x = 250 m/min.。 式中N ——（取50 人）井下同时工作最多人数 K矿通一一矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素，一般 可取?。 2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q需=（刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+刀Q其它）X K矿通 式中刀Q采独立通风的采煤工作面实际需要风量的总和nVmin.。 刀Q掘独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和nVmin.。 刀Q硐独立通风的硐室工作面实际需要风量的总和nVmin.。 刀Q其它独立通风的其它井巷及需要进行通风的风量总和n^min.。 K矿通一一矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素一般可取 ?。 （1）采煤实际需要风量，按同时回采的各个工作面实际需要风量的总和计算：刀0采=（Q采1+ Q采2 + Q采3+ ..... ）K采备 式中Q采1, Q采2, Q采3 各采煤工作面实际需要的风量m/min.。 K 采备——备用工作面系数，一般取K 采备=，当备用工作面已单独计算风量列入上式时，K 采备=。 每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和炸药消耗 量及工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，并取其中最大值。采 煤工作面有串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要风量的最大风量计 算。
㈠按瓦斯涌出量计算Q采=100Q CH4 K采通m 3/min.。 C 式中Q H---- 采煤工作面瓦斯绝对涌出量m/min.； C ―― 采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，% C=1% K采通一一采煤工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素，应该通过实际考察确定。一般可取K采通二?。 ㈡按二氧化碳涌出量计算Q采=100Q CO2K采通_m /min.。 C 3 式中Q C02 ---------------- 采煤工作面二氧化碳绝对涌出量m/min.； C――采煤工作面回风流中二氧化碳最大允许含量为C=% ㈢按工作面温度计算 长壁工作面实际需要的风量按下式计算：Q采=60 u采S采 式中Q采------------ 采煤工作面实际需要的风量，m/min.。 u采------- 采煤工作面的风速m/s. S采一一采煤工作面的平均断面m.可按最大和最小控顶断面积的平均值计算。㈣按炸药消耗量计算：Q 采=25A 式中A ——工作面一次爆破的最大炸药量kg. 25――每kg炸药爆破后，需要供给的风量m/. ㈤按人数计算：Q采=4N m/mi n 式中N ――采煤工作面同时工作的最多人数，人。 （六）按风速进行验算 按最低风速验算：Q采》15S采 按最高风速验算：Q采w 240S采
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/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。 （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。计算公式为：Q回＝LhMDK 式中：Q回——回采煤量，t； L——工作面走向可采长度，m； h——工作面倾斜开采长度，m； M——设计采高或采厚，m； K——工作面回采率。 上述各煤量的计算公式，仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定，厚度变化较大时，应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。 三、三量开采期 （一）三量可采期的规定 为了使资源准备在时间上可靠，经济上合理，煤炭工业技术政策对大、中型矿井原则规定的三量合理开采期为： 开拓煤量可采期3－5a以上； 准备煤量可采期1a以上； 回采煤量可采期4－6个月以上。
矿井通风阻力 第一节通风阻力产生的原因 当空气沿井巷运动时，由于风流的粘滞性和惯性以及井巷壁面等对风流的阻滞、扰动作用而形成通风阻力，它是造成风流能量损失的原因。 井巷通风阻力可分为两类：摩擦阻力(也称为沿程阻力)和局部阻力。 一、风流流态（以管道流为例） 同一流体在同一管道中流动时，不同的流速，会形成不同的流动状态。当流速较低时，流体质点互不混杂，沿着与管轴平行的方向作层状运动，称为层流(或滞流)。当流速较大时，流体质点的运动速度在大小和方向上都随时发生变化，成为互相混杂的紊乱流动，称为紊流(或湍流)。(降低风速的原因) (二)、巷道风速分布 由于空气的粘性和井巷壁面摩擦影响，井巷断面上风速分布是不均匀的。 在同一巷道断面上存在层流区和紊区，在贴近壁面处仍存在层流运动薄层，即层流区。在层流区以外，为紊流区。从巷壁向巷道轴心方向，风速逐渐增大，呈抛物线分布。 巷壁愈光滑，断面上风速分布愈均匀。 第二节摩擦阻力与局部阻力的计算 一、摩擦阻力 风流在井巷中作沿程流动时，由于流体层间的摩擦和流体与井巷壁面之间的摩擦所形成的阻力称为摩擦阻力(也叫沿程阻力)。 由流体力学可知，无论层流还是紊流，以风流压能损失（能量损失）来反映的摩擦阻力可用下式来计算： H f =λ×L/d×ρν2/2pa λ——摩擦阻力系数。 L——风道长度，m
d——圆形风管直径，非圆形管用当量直径； ρ——空气密度，kg/m3 ν2——断面平均风速，m/s； 1、层流摩擦阻力：层流摩擦阻力与巷道中的平均流速的一次方成正比。因井下多为紊流，故不详细叙述。 2、紊流摩擦阻力：对于紊流运动，井巷的摩擦阻力计算式为： H f =α×LU/S3×Q2 =R f×Q2pa R f=α×LU/S3 α——摩擦阻力系数，单位kgf·s2/m4或N·s2/m4，kgf·s2/m4=9.8N·s2/m4 L、U——巷道长度、周长，单位m； S——巷道断面积，m2 Q——风量，单位m/s R f——摩擦风阻，对于已给定的井巷，L，U，S都为已知数，故可把上式中的α，L，U，S 归结为一个参数R f，其单位为：kg/m7 或N·s2/m8 3、井巷摩擦阻力计算方法 新建矿井：查表得α→h f→R f 生产矿井：已测定的h f→R f→α，再由α→h f→R f 二、局部阻力 由于井巷断面，方向变化以及分岔或汇合等原因，使均匀流动在局部地区受到影响而破坏，从而引起风流速度场分布变化和产生涡流等，造成风流的能量损失，这种阻力称为局部阻力。由于局部阻力所产生风流速度场分布的变化比较复杂性，对局部阻力的计算一般采用经验公式。 1、几种常见的局部阻力产生的类型： （1）、突变 紊流通过突变部分时，由于惯性作用，出现主流与边壁脱离的现象，在主流与边壁之间形成涡漩区，从而增加能量损失。
煤矿生产能力核定标准 第一章总则 第一条为科学核定煤矿生产能力，依据有关法律、法规和技术政策，制定本标准。 第二条核定煤矿生产能力，必须具备以下条件： （一）依法取得采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可 证 和营业执照； （二）有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员； （三）有完善的生产、技术、安全管理制度； （四）各生产系统及安全监控系统运转正常。 第三条核定煤矿生产能力以万t/a 为计量单位，年工作日采取330d。 第四条核定煤矿生产能力应当逐项核定各生产系统（环节） 的能力，取其中最低能力为煤矿综合生产能力。同时核查采区回采率、煤炭资源可采储量和服务年限。 井工矿主要核定主井提升系统、副井提升系统、排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统和地面生产系统的能力。矿井压风、灭尘、通讯系统和地面运输能力、高瓦斯矿井瓦斯抽排能力等作为参考依据，应当满足核定生产能力的需要 露天矿主要核定穿爆、采装、运输、排土等环节的能力。除尘、 防排水、供电、地面生产系统的能力作为参考依据，应当满足核定生产能力的需
要。 第五条核定煤矿生产能力档次划分标准为： （一）30万t/a以下煤矿以1万t为档次（即1、2万t/a ??…）; （二）30 万t/a 至90 万t/a 煤矿以 3 万t 为档次（即33、36 万t/a .. ）; （三）90万t/a至600万t/a煤矿以5万t为档次（即95、100 万t/a... ）; （四）600万t/a以上的煤矿以10万t为档次（即610、620万 t/a .. ）。 生产能力核定结果不在标准档次的，按就近下靠的原则确定。 第六条煤矿通风系统能力必须按实际供风量核定，井下各用 风 地点所需风量要符合规程规范要求。经省级煤炭行业管理部门批准的矿井年度通风能力，可作为核定生产能力的依据。 第七条核定煤矿生产能力所用参数，必须采集已公布或上报的生产技术指标、现场实测和合法检测机构的测试数据，经统计、分析、整理、修正，并进行 现场验证而确定。 第二章资源储量及服务年限核查 第八条煤矿资源储量核查内容及标准： （一）有依法认定的资源储量文件； （二）有上年度核实或检测的资源储量数据；
渝南矿司通瓦发〔2011〕70号 重庆南桐矿业有限责任公司 关于印发《矿井通风风量计算与配备细则》的 通知 公司所属各矿： 现将《重庆南桐矿业有限责任公司矿井通风风量计算与配备细则》印发给你们，希认真贯彻执行。原《南桐矿业公司矿井通风风量计算与配备细则》渝南矿司通瓦发[2005]2号文同时作废。 二〇一一年七月一日
重庆南桐矿业有限责任公司 矿井通风风量计算与配备细则 根据《煤矿安全规程》、重庆能源投资集团公司《矿井通风安全质量标准化及考核评级办法》的有关规定，结合我公司实际情况，特制定本细则。 一、矿井风量计算的原则 1、矿井各用风地点需要风量，根据采掘生产部署和实际情况，每月计算一次。 2、生产矿井总风量，根据采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和进行计算。 3、新建（改扩建）矿井或延深新水平的总风量，按井下同时工作的最多人数；采掘工作面、硐室和其他用风地点实际需要风量的总和；以及矿井相对瓦斯涌出量分别进行计算，并取其中最大值。 4、各用风地点实际需要风量，应满足下列要求： （1）《煤矿安全规程》、《矿井通风安全质量标准化及考核评级办法》中对瓦斯和其他气体浓度、风速、气象条件的规定； （2）每人每分钟供给风量不少于4m3； （3）自然发火严重的采煤工作面，风量备用系数应取最小值； （4）突出危险性严重的采掘工作面，风量备用系数应取最大值； （5）安全、经济、技术合理，富余风量不宜过大或过小。 5、计算被串联通风工作面（地点）的风量时，应将串入风流中的瓦斯、二氧化碳涌出量计入被串联通风工作面（地点）涌出量之中；计算矿井总风量时，应按其中最大一个工作面（地点）实际需要的风量计算；被串联通风工作面（地点）的进风流中的瓦斯、二氧化碳浓度均不得超过%。 二、矿井风量计算的前提 1、矿井通风系统必须独立、稳定、可靠。通风系统中没有不符合规