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1、矿山生产矿量的划分和计算边界确定标准L开拓矿量的划分和计算：1）开拓矿量：凡是按设计规定的开拓系统均已施工完毕；完成C级或C级以上储量的生产勘探；构成了完善的干线运输系统、通风系统、排水系统；能进行放矿运输和提升矿石;能在此基础上进行采准工程的施工。在此开拓系统以上的平衡表内的工业矿量，列为开拓矿量。2）开拓矿量的边界：开拓水平以上可推算一个中段高度的工业矿量；对超过一个中段高度又不能再另行开拓中段时的工业矿量也可列为开拓矿量;对于开拓中段以下的下垂半截矿体不超过一个中段高度，又不另开一个中段，拟采用下向采矿方法回采的工业矿量，可列为开拓矿量。凡为保护地表河流、水体、建筑物、运输线以及地下重要
2、工程，如竖井、斜井、溜矿井等所列的永久性矿柱的矿量，在保护期间不能列为开拓矿量，只有废除其保护作用，允许回采时方可列为开拓矿量。2 .采准矿量的划分和计算：1）采准矿量：在矿体开拓范围内，是开拓矿量的一部分；已完成相应网度的生产探矿,求得可靠程度较高的地质储量（通常为C级以上储量）；已划分为可采矿块；按采矿设计规定的各项采准工程已经施工完毕；符合开采顺序的矿量，列为采准矿量。2）采准矿量的边界：在回采顺序内采矿矿块已经划定，在矿块内如设计规定的顶底柱,矿壁不和矿房同时回采时，则采准矿量的边界边即为矿房的边界。如同时回采时，则设计要采的矿块边界为采准矿量的边界，各类矿柱矿量只有在完成矿柱回采设计
3、新规定的采准工程后，方可为采准矿量的边界。3 .备采矿量的划分和计算：D备采矿量：在矿量准备回采范围内，是采准矿量的一部分，是经过采准工程结束后进行二次圈定的地质储量，可靠程度更高；完成了一切采准切割工作（回采设计的切割巷道、一切割层的切采、漏斗、人行通道、电耙碉室、安全出口等）；并完成采矿准备工作的块段，立即能进行回采的矿量，列为备采矿量。2）备采矿量的边界：作好采矿准备的矿房边界；作为采矿准备的矿柱边界；对己采矿矿块中途变更采矿方法；只有按新设计的采帮准备工作完成后，才能将相应范围划分为备采矿量的边界；对开采矿块中途因地质、安全等情况变化，则需要完成相应补充探矿和补救措施后，才能划分备采矿
4、量的边界。4 .生产矿量保有期的确定，可按下列公式计算：开拓矿量保有期（月）=计算期末开拓矿量X（1一总损失率）选厂年处理量（l总贫化率）12采准矿量保有期（月）=计算期末采准矿量（l总损失率）选厂年处理量X（1总贫化率）备采矿量保有期（月）=计算期末备采矿量X（1一总损失率）选厂年处理量X（1总贫化率）X12注A.生产矿山（或坑口）各级期末矿量、总贫化率、总损失率为实际计算数；选厂年处理量为实际能力或上级核定的能力。B.未生产或将移交生产的矿山或坑口为设计能力。5.地下开采矿山生产矿量保有年限标准:生产矿量类别保有年限标准开拓3年采准1年备采6个月九.各技术标准要求L钻探工程技术标准:技术标
5、准采取率（）50米检查质量要求类别矿芯岩芯方位偏差顶角偏差孔深误差直孔8075/20/IOOm1/1000斜孔80753/IOOm30/IOOm1/1000水平孔807550/IOOm30/IOOm1/1000注：孔深超差，最后一次消除，超差分四次平差；钻孔偏差距离不得超过勘探线间距四分之一。2.原始编录及图件整理标准标准类亦、编录对象素描形式整理图纸规格比例尺图纸内容要求文字描述内容钻孔岩芯矿芯柱状4#1:1001 .岩石产状2 .取样位置及1.岩性描述穿脉两壁一顶压顶式4#1:100化验结果3.方位及距离2.矿体及其地质特征沿脉两壁一顶压顶式4#1:1004.构造性质及产状3.构造描述天井
6、两壁一顶压顶式4#1:1005.测点线及编号4.有意义的地质采场顶板连续4#1:100现象、日期、责任表等注：1）原始地质编录应随工程进度进行，一般不落后于掘进掌子面15m为宜，当工程竣工时，原始地质编录亦随之完成。采场一般要求每推进（上采）3-5米即编录一次。2）野外编录所代表的实际长度以工程测量为准，其累计误差不得超过1-2%,在允许误差范围内进行平差，超差时应重新编录。3.综合地质编录：综合地质编录工作要求图件齐全、内容全面正确，图面整洁美观。矿山必须具备下列基本综合地质图件：1）矿田（区）地形地质图（比例尺1：10000）O2）矿床（体）地形地质图（比例尺1：2000）O3）勘探线地质
7、剖面图（比例尺L200、1：1000）o4）矿体垂宜纵投影图或水平投影图（比例尺1：1000）o5）中段地质平面图（比例尺1:2001:1000）o6）采场（开采矿块）分层地质平面图（含局部中段坑道地质平面图、幅穿地质平面图）、横剖面图、采场（开采矿块）矿体纵投影图（比例尺L200）o7）储量计算图（1：200）十.矿产损失与贫化计算1 .采场贫化率计算：1）直接法：本法适用于浅孔落矿采场。rl=-l-X100%Q+&r2=0+XlO0%Tr3=+100%T式中rl一采场一次矿石贫化率（%）r2一采场二次矿石贫化率（%）r3一采场矿石总贫化率（%）RI-采场采下的（一次贫化）废石总量（吨）R2
8、一采场二次贫化废石总量（吨）Q一采场采下的矿石量（吨）T-采场放出的矿岩量总和（吨）其中R2=T-Q-R12）间接法：本法适用于中、深孔落矿的采场，浅孔落矿而不能实测的采场及最终求得采场总贫化率。r总=（1一J2）100%G-C2式中C一采场出矿品位C1一采场地质品位C2一采场围岩品位!总一采场矿石总贫化率（%）当围岩不含品位（品位V尾矿品位）时，则C=（l-）X100%G2 .采场损失率计算1）直接法：DlXG“Pl=-L100%QCMOIXG+2XaP总:!=-100%QC式中P1一采场落矿金属量损失率（%）；P总一采场开采总金属量损失率（）;Dl-采场未采下矿石损失量（吨）：Cl-采场未
9、采下矿石的地质品位；D2-采场已采下矿石的损失量（吨）；C2采场已采下矿石的损失量的地质品位；Q采场的地质储量（吨）；C采场的地质品位。间接法：TCC,2P间=（I-X）X100%QC1-C2式中:P采场金属损失率（%）;T-采场出矿总量（吨）；Q一采场地质矿量（吨）；C-采场地质品位；Cl采场出矿品位；C2一采场围岩品位。3 .大账法计算矿山（坑口）的历年（年度）总贫化率、总损失率方法:总贫化率计算Yc1-Yc2R总二_一一IOOG式中R总一矿山（坑口）历年（年度）总贫化率（%）;EC1一矿山（坑口）历年（年度）总计采下矿石量的平均品位；EC2一矿山（坑口）历年（年度）选厂处理总量的平均品位。（2）矿石总损失率计算：P邙_ZQ-Z-NQi）NQ3X1OO%FPIUU/0Q.式中P-矿石总损失率（）ZQl矿山（坑口）历年（年度）总计动用的地质储量（吨）；Q2一矿山（坑口）历年（年度）选矿厂总处理矿石量（吨）；EQ3一现有存窿矿石量（吨）；R总一矿山（坑口）历年（年度）总贫化率（%）。金属总损失率计算：Ypi-Yp.-YpP金&2-3Xi。%鸟式中:P金一矿山（坑口）历年（年度）金属总损失率（）；EP1一矿山（坑口）历年（年度）总动用地质储量的金属量； P2一矿山（坑口）历年（年度）选矿厂总处理矿量所含金属量； P3现有存窿矿石量所含金属量。
