可采储量计算公式

第22条可采储量计算公式如下:

Q采=(Q工-P)(1-n)K

式中:Q采--可采储量

Q工--工业储量

P--永久煤柱储量

n--地质及水文地质损失系数

K--预设采区回釆率(%)

可采储量还可用下式计算:

Q采=Q工-qs

式中qs为预设损失,等于永久煤柱储量、预计地质及水文地质损失和预计开采损失之和。

以上两公式既适用于全矿井可采储量计算,也适用于任意一个块段的可采储量计算。如是计算全矿井的可采储量,式中的各个参量就是全矿井的。与之相反,便是各块段的。

第23条可采储量计算公式中各项参量的确定:

一、永久煤柱储量:指在工业储量中,按设规划定并经过正式核准不收受接管的煤柱储量。已确定未来收受接管的各类煤柱,应作为独立可采块段处理,不克不及当作永久煤柱。

在计算期末可采储量时施用的永久煤柱储量,是扣出摊销损失量后残剩的储量数字。

2、地质及水文地质损失系数可采纳类比法,用实际发生的损失量计算。计算公式为:

如在一个井田内构造发育不平衡或者局部复杂时,可分区段、分煤炭层计算矿井及质及水文地质损失系数。

三、采区回采率应按采区设规划定的数字。如预设上无这一划定,可用国家划定的回采率标准数字。

矿井三量计算

矿井三量计算 集团文件版本号：（M928-T898-M248-WU2669-I2896-DQ586-M1988）

“三量”计算公式 一）三量的可采期限规定如下： 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上； 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上； 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井： 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)＝────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)＝────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)＝ 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围： 1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下： 开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×

采区回采率 说明： (1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式中的煤层走向长度应计至石门采区边界。 (5)开采“水平”煤层或接近水平煤层时，集中运输大巷必须作到盘区运输巷道口外五十米的位置(盘区运输巷道相当于上、下山)。此时计算公式中的煤层走向长度计至盘区的边界；公式中的采区平均斜长为垂

煤矿常用计算公式汇总审批稿

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“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

矿山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：

煤矿巷道及通风计算公式

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:计算出得表速；n:见表读数；t:测风时间（s） V真＝ａ+ b×V表 式中:V真：真风速（扣除风表误差后得风速)； a、b:为校正见表常数。 V平=ＫV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为测风地点得井巷断面积 三、风量得测定: Q＝SV 式中Q：井巷中得风量（m３/s）;S:测风地点得井巷断面积（m2)；V:井巷中得平均风速(m／ｓ） 例１：某半圆拱巷道宽2m，巷道壁高1m,风速１m／ｓ，问此巷道风量就是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m2，风量3６m3／mｉn，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量得计算: 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q瓦） Q瓦=QC(m3/miｎ） 式中Q:为工作面得风量；C：为工作面得瓦斯浓度(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 m3/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= （m3/t) 式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量；１４40:为每天１４４0分钟; Ｎ：工作得天数（当月)；T:当月得产量 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、按独立通风得采煤、掘进、硐室及其她地点实际需要风量得总与计算 Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其她）×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×KCH４(m3/min) 式中１0０：为系数；q采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对); KＣH4:瓦斯涌出不均衡系数（取１、4～２、0)

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

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

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。

煤矿井下低压开关整定计算公式

煤矿井下低压开关整定 计算公式 文件排版存档编号：[UYTR-OUPT28-KBNTL98-UYNN208]

低防开关整定计算一、过流保护： 1、整定原则: 过流整定选取值 I 过流应依据开关可调整范围略大于或等于所带设备额定电流Ie。如果低防开关带皮带负荷，为躲过皮带启动电流，过流整定值 I 过流应依据开关可调整范围取所带设备额定电流Ie 的倍。低防总开关过流整定值考虑设备同时运行系数和每台设备运行时的负荷系数（取同时系数 K t =－，负荷系数取K f ＝－），在选取时总开关过流整定值应为各分开关（包括照明综保）过流整定值乘以同时系数K t 和负荷系数K f 。（依据经验，如果总开关所带设备台数较少，同时系数可取）。 2、计算公式（额定电流Ie） Ie=Pe/（ 3 Ue cosФ） Pe：额定功率（W） Ue：额定电压（690V） cosФ：功率因数（一般取）注：BKD1-400 型低防开关过流整定范围（40-400A） BKD16-400 型低防开关过流整定范围（0-400A）二、短路保护（一）、BKD16-400 型 1、整定原则：分开关短路保护整定值选取时应小于被保护线路末端两相短路电流值，略大于或等于被保护设备所带负荷中最大负荷的起动电流加其它设备额定电流之和，取值时应为过流值的整数倍，可调范围为3-10Ie。总开关短路保护整定值应小于依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值，大于任意一台分开关的短路定值。选取时依据情况取依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值－倍，可调范围为3-10Ie。 2、计算原则：被保护线路末端两相短路电流计算时，阻抗值从变压器低压侧算起，加上被保护线路全长的阻抗（总开关计算被保护线路的阻抗时，电缆阻抗忽略不计，只考虑变压器二次侧阻抗值）。被保护设备所带负荷中的最大负荷的启动电流按该设备额定电流的5－7 倍计算。 3、计算公式：（1）变压器阻抗：Z b （6000） =U d %×Ue 2 /Se U d %：变压器阻抗

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。

矿井防治水文常用计算公式

矿井防治水文常用计算公式

目录 一、突水系数公式： (1) 二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式)： (2) 三、防水煤柱经验公式： (2) 四、老空积水量估算公式： (3) 五、明渠稳定均匀流计算公式： (4) 六、矿井排水能力计算公式： (4) ㈠矿井正常排水能力计算： (4) ㈡抢险排水能力计算： (5) ㈢排水扬程的计算： (5) ㈣排水管径计算： (5) ㈤排水时间计算： (6) ㈥水仓容量： (6) 七、矿井涌水量计算： (6) 八、矿井水文点流量测定计算方法： (7) ㈠容积法： (7) ㈡淹没法： (7) ㈢浮标法： (7) ㈣堰测法： (7) 九、浆液注入量预算公式： (8) 十、常用注浆材料计算公式及参数： (9) ㈠普通水泥主要性质： (9) ㈡水泥浆配制公式： (9) ㈢水玻璃浓度 (10) ㈣粘土浆主要参数： (10) 十一、钻探常用计算公式： (10) 十二、单孔出水量估算公式： (11) 十三、注浆压力计算公式： (11) 十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12) 十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12) 十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)

一、突水系数公式： ㈠定义：每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。 ㈡公式：Ts＝P/(M-Cp-Dg) 式中：Ts—突水系数（MPa/m）； P—隔水层承受的水压（MPa）； M—底板隔水层厚度（m）； Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）； Dg—隔水层中危险导高（m）。 ㈢公式主要用途： 1.确定安全疏降水头； 2.反映工作面受水威胁程度。 富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m；正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。 ㈣参数取值依据： Ts—常用工作面最大突水系数。一般按工作面最高水压，最薄有效隔水层厚度计算，或者对工作面分块段计算最大突水系数，取最大一个值作为工作面的最大突水系数。 P—最大水压的取值，一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得，水压值计算至含水层顶面。 M—根据井下或地面钻孔取最小值。 Cp—肥城矿区七层煤按11m，正常块段八层煤暂按12m，九层暂按10m，十层暂按8m。构造复杂或含水层富水性较强的块段，可适当考虑2～4倍的校正系数。 Dg—钻孔不到含水层就有涌水，稳定涌水量10m3/h以上，水压同该处下伏含水层的水压相近为危险导高。

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4.70 km，最大长度为5.05 km，平均长度为4.83km。 井田东西倾斜最小长度为4.70 km，最大长度为7.47 km，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㎡） 井田的赋存状况示意图见图2.1。

井田的赋存状况示意图图2.1 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0.7 m，暂不能利用储量厚度为0.6 m；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0.05 m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；

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。

煤矿井下供电常用计算公式及系数

煤矿供电计算公式 井 下 供 电 系 统 设 计 常 用 公 式 及 系 数 取 值

目录： 一、短路电流计算公式 1、两相短路电流值计算公式 2、三相短路电流值计算公式 3、移动变电站二次出口端短路电流计算 （1）计算公式 （2）计算时要列出的数据 4、电缆远点短路计算 （1）低压电缆的短路计算公式 （2）计算时要有计算出的数据 二、各类设备电流及整定计算 1、动力变压器低压侧发生两相短路，高压保护装值电流整定值 2、对于电子高压综合保护器，按电流互感器二次额定电流（5A）的1-9倍分级整定的计算公式 3、照明、信号、煤电钻综合保护装置中电流计算 （1）照明综保计算公式 （2）煤电钻综保计算公式 4、电动机的电流计算 （1）电动机额定电流计算公式 （2）电动机启动电流计算公式 （3）电动机启动短路电流 三、保护装置计算公式及效验公式 1、电磁式过流继电器整定效验 （1）、保护干线电缆的装置的计算公式 （2）、保护电缆支线的装置的计算公式 （3）、两相短路电流值效验公式 2、电子保护器的电流整定 （1）、电磁启动器中电子保护器的过流整定值 （2）、两相短路值效验公式 3、熔断器熔体额定电流选择 （1）、对保护电缆干线的装置公式 （2）、选用熔体效验公式 （3）、对保护电缆支线的计算公式 四、其它常用计算公式 1、对称三相交流电路中功率计算 （1）有功功率计算公式 （2）无功功率计算公式 （3）视在功率计算公式

（4）功率因数计算公式 2、导体电阻的计算公式及取值 3、变压器电阻电抗计算公式 4、根据三相短路容量计算的系统电抗值 五、设备、电缆选择及效验公式 1、高压电缆的选择 (1) 按持续应许电流选择截面公式 (2) 按经济电流密度选择截面公式 (3) 按电缆短路时的热稳定（热效应）选择截面 ①热稳定系数法 ②电缆的允许短路电流法（一般采用常采用此法） A、选取基准容量 B、计算电抗标什么值 C、计算电抗标什么值 D、计算短路电流 E、按热效应效验电缆截面 (4) 按电压损失选择截面 ①计算法 ②查表法 (5)高压电缆的选择 2、低压电缆的选择 （1）按持续应许电流选择电缆截面 ①计算公式 ②向2台或3台以上的设备供电的电缆，应用需用系数法计算 ③干线电缆中所通过的电流计算 （2）按电压损失效验电缆截面 ①干线电缆的电压损失 ②支线电缆的电压损失 ③变压器的电压损失 (3) 按起动条件校验截面电缆 (4) 电缆长度的确定 3、电器设备选择 （1）变压器容量的选择 （2）高压配电设备参数选择 ①、按工作电压选择 ②、按工作电流选择 ③、按短路条件校验 ④、按动稳定校验 （3）低压电气设备选择

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；

固体矿产资源、储量分类与编码

固体矿产资源、储量分类及编码-----------------------作者：

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固体矿产资源／储量分类及编码 固体矿产资源／储量分分类 分类依据：矿产资源经过矿产勘查所获得的不同地质可靠程度和经相应的可行性评价所获不同的经济意义，是固体矿产资源／储量分类的主要依据。据此，固体矿产资源／储量可分为储量、基础储量、资源量三大类十六种类型，分别用二维形式 ( 图 l) 和矩阵形式 ( 表 1) 表示。 储量：是指基础储量中的经济可采部分。在预可行性研究、可行性研究或编制年度采掘计划当时，经过了对经济、开采、选冶、环境、法律、市场、社会和政府等诸因素的研究及相应修改，结果表明在当时是经济可采或已经开采的部分。用扣除了设计、采矿损失的可实际开采数量表述，依据地质可靠程度和可行性评价阶段不同，又可分为可采储量和预可采储量。 基础储量：是查明矿产资源的一部分。它能满足现行采矿和生产所需的指标要求 ( 包括品位、质量、厚度、开采技术条件等 ) ，是经详查、勘探所获控制的、探明的并通过可行性研究、预可行性研究认为属于经济的、边际经济的部分，用末扣除设计、采矿损失的数量表述。 资源量：是指查明矿产资源的一部分和潜在矿产资源。包括经可行性研究或预可行性研究证实为次边际经济的矿产资源以及经过勘查而末进行可行性研究或预可行性研究的内蕴经济的矿产资源；以及经过预查后预测的矿产资源。 固体矿产资源／储量分类编码 编码：采用 ( EFG) 三维编码， E、F 、G 分别代表经济轴、可行性轴、地质轴 ( 见图 l) 。 编码的第 1 位数表示经济意义： 1 代表经济的， 2M 代表边际经济的， 2S 代表次边际经济的， 3 代表内蕴经济的；第 2 位数表示可行性评价阶段： 1 代表可行性研究， 2 代表预可行性研究， 3 代表概略研究；第3 位数表示地质可靠程度： 1 代表探明的， 2 代表控制的 3 代表推断的， 4 代表预测的。变成可采储量的那部分基础储量，在其编码后加英文字母“ b ”以示区别于可采储量。 类型及编码：依据地质可靠程度和经济意义可进一步将储量、基础储量、资源量分为 16 种类型 ( 见表 l) 。

矿井瓦斯涌出量预测计算公式

矿井瓦斯涌出量预测计 算公式 集团标准化办公室：[VV986T-J682P28-JP266L8-68PNN]

一、预测原则 1、根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006标准)。 2、本矿井处于基建阶段，瓦斯涌出主要来源为回采工作面、煤巷掘进面及煤壁涌出。 3、岩巷瓦斯涌出量一般按照工作面配风量和工作面瓦斯浓度进行计算。 4、全矿井的瓦斯涌出量由煤、岩巷掘进工作面、其他巷道或硐室和瓦斯抽采量组成。 二、预测依据 1、回采工作面瓦斯涌出量 回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h 为一个预测圆班，采用式（1- 1）计算。 21q q q +=采式（1-1） 式中： q 采一回采工作面相对瓦斯涌出量,m 3/t ； q 1一开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； q 2一邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t 。 开采层和邻近层相对瓦斯涌出量计算方法如下： a.不分层开采时，开采层瓦斯涌出量由式（1-2）计算： ()c W W M m k k k q -????=03211式（1-2） 式中： q 1一开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； K 1一围岩瓦斯涌出系数，取1.2； K 2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，取1.18； K 3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取0.83； m 一开采层厚度,6m ； M 一工作面采高，3.5m ； W 0—煤层原始瓦斯含量,m 3/t ； Wc —运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t 。

b.未开采邻近层，故不计算邻近层瓦斯涌出量。 2、掘进工作面煤壁和落煤瓦斯涌出量 a.掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量采用式(1-1)计算。 30q 1)D v q =???(1-1) 式中： q 3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3／min ； D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ；本矿主采3#煤层，煤层平均厚度为6.27m ；对于厚煤层，D=2h+b ，h 及b 分别为巷道的高度及宽度。 υ—巷道平均掘进速度，m ／min ； L —巷道长度，m ； q 0—煤壁瓦斯涌出强度，m 3／(m 2?min)，如无实测值可参考式(1-2)计算。 q 0＝0.026[0.0004(Vr )2 ＋0.16]W 0 (1-2) 式中： q 0—巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m 3／(m 2?min)： V r —煤中挥发分含量，％，古城煤矿3#煤层挥发份经煤炭工业厅综合测试中心鉴定为11.49%。 W 0—煤层原始瓦斯含量，m 3／t 。 b.掘进落煤的瓦斯涌出量 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用式（1-3）计算。 q 4＝Ｓ·v ·γ·(W 0－W c )(1-3) 式中：q 4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m 3/min; S ——掘进巷道断面积，m 2； υ——巷道平均掘进速度，m/min ； γ——煤的密度，t ／m 3； W 0——煤层原始瓦斯含量，m 3/t; W c ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t 。

矿井瓦斯涌出量预测计算公式

矿井瓦斯涌出量预测计算 公式 Prepared on 22 November 2020

一、预测原则 1、根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ 1018-2006标准)。 2、本矿井处于基建阶段，瓦斯涌出主要来源为回采工作面、煤巷掘进面及煤壁涌出。 3、岩巷瓦斯涌出量一般按照工作面配风量和工作面瓦斯浓度进行计算。 4、全矿井的瓦斯涌出量由煤、岩巷掘进工作面、其他巷道或硐室和瓦斯抽采量组成。 二、预测依据 1、回采工作面瓦斯涌出量 回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h 为一个预测圆班，采用式（1-1）计算。 21q q q +=采 式（1-1） 式中： q 采一回采工作面相对瓦斯涌出量,m 3/t ； q 1一开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； q 2一邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t 。 开采层和邻近层相对瓦斯涌出量计算方法如下： a.不分层开采时，开采层瓦斯涌出量由式（1-2）计算： ()c W W M m k k k q -????=03211 式（1-2） 式中： q 1一开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t ； K 1一围岩瓦斯涌出系数，取； K 2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，取； K 3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取； m 一开采层厚度,6m ； M 一工作面采高，； W 0—煤层原始瓦斯含量,m 3/t ； Wc —运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t 。

b. 未开采邻近层，故不计算邻近层瓦斯涌出量。 2、掘进工作面煤壁和落煤瓦斯涌出量 a.掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量采用式(1-1)计算。 30q 1)D v q =??? (1-1) 式中： q 3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3／min ； D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ；本矿主采3#煤层，煤层平均厚度为；对于厚煤层，D =2h+b ，h 及b 分别为巷道的高度及宽度。 υ—巷道平均掘进速度，m ／min ； L —巷道长度，m ； q 0—煤壁瓦斯涌出强度，m 3／(m 2min )，如无实测值可参考式(1-2)计算。 q 0＝ [(Vr )2＋]W 0 (1-2) 式中： q 0 — 巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m 3／(m 2min )： V r — 煤中挥发分含量，％，古城煤矿3#煤层挥发份经煤炭工业厅综合测试中心鉴定为%。 W 0 — 煤层原始瓦斯含量，m 3／t 。 b. 掘进落煤的瓦斯涌出量 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用式（1-3）计算。 q 4＝Ｓ·v ·γ·(W 0－W c ) (1-3) 式中：q 4 —— 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m 3/min ; S —— 掘进巷道断面积，m 2； υ —— 巷道平均掘进速度，m /min ； γ —— 煤的密度，t ／m 3； W 0 —— 煤层原始瓦斯含量，m 3/t ; W c —— 运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t 。