采矿学毕业设计-矿井储量服务年限计算

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。