矿山爆破毕业论文

矿山爆破毕业论文

　　浅议煤矿煤层的开采技术
　　摘要：由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。在一定时间内，按照一定的顺序完成回采工作各项工序的过程，称为采煤工艺过程。
　　关键词：开发技术 煤炭工艺 煤炭
　　一、煤炭开采的主要形式
　　（一）井下采煤
　　井下采煤的顺序。对于倾角10°以上的煤层一般分水平开采，每一水平又分为若干采区，先在第一水平依次开采各采区煤层，采完后再转移至下一水平。开采近水平煤层时，先将煤层划分为几个盘区，立井于井田中心到达煤层后，先采靠近井筒的盘区，再采较远的盘区。如有两层或两层以上煤层，先采第一水平最上面煤层，再自上而下采另外煤层，采完后向第二水平转移。
　　按落煤技术方法，地下采煤有机械落煤、爆破落煤和水力落煤三种，前二者称为旱采，后者称为水采，我国水采矿井仅占1.57%。旱采包括壁式采煤法和柱式采煤法，以前者为主。壁式采煤法工作面长，一般100～200 m，可以容纳功率大，生产能力高的采煤机械，因而产量大，效率高。柱式采煤法工作面短，一般6～30 m，由于工作面短，顶板易维护，从而减少了支护费用，主要缺点是回采率低。
　　（二）露天采煤
　　移走煤层上覆的岩石及覆盖物，使煤敞露地表而进行开采称为露天开采，其中移去土岩的过程称为剥离，采出煤炭的过程称为采煤。露天采煤通常将井田划分为若干水平分层，自上而下逐层开采，在空间上形成阶梯状。
　　其主要生产环节：首先用穿孔爆破并用机械将岩煤预先松动破碎，然后用采掘设备将岩煤由整体中采出，并装入运输设备，运往指定地点，将运输设备中的剥离物按程序排放于堆放场；将煤炭卸在洗煤厂或其他卸矿点。
　　主要优缺点
　　优点为生产空间不受限制，可采用大型机械设备，矿山规模大，劳动效率高，生产成本低，建设速度快。另外，资源回采率可达90%以上，资源利用合理，而且劳动条件好，安全有保证，死亡率仅为地下采煤的1/30左右。
　　主要缺点是占用土地多，会造成一定的环境污染，而且生产过程需受地形及气候条件的制约。在资源方面，对煤赋存条件要求较严，只宜在埋藏浅，煤层厚度大的矿区采用。
　　二、采煤方法与工艺
　　在发展现代采煤工艺的同时，继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国长壁采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高，急倾斜、不稳定、地质构造复杂等难采煤层采煤方法和工艺的研究有很大空间，主要方向是改善作业 条件，提高单产和机械化水平。

　　（一）开采技术
　　开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以 提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下 的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠的生产系统和开采布置，生产过 程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。
　　（二）解决难题
　　开发“浅埋深、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”，主要解决以下技术难题。
　　硬顶板控制技术，研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术，主要通过岩层定向水力 压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术，使直接顶能随采随冒，提高顶煤回收率，且基本 顶能按一定步距垮落，既有利于顶煤破碎，又保证工作面的安全生产。
　　硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术，包括高压 注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术，使顶煤体能随采随冒，提高其回收率。
　　顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术，研制既有利于顶煤破碎和顶板控制， 又有利于放顶煤的新型液压支架，合理确定后部输送机能力。 两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，研究合适的综放开采回采工艺，优化工序，缩短放煤 时间，提高工作面的推进度，实现高产高效。5～5.5m宽煤巷锚杆支护技术，通过宽煤巷锚 杆支护技术的研究开发和应用，有利于综采配套设备的大功率和重型化，有助于连续采煤机 的应用，促进工作面的高产高效。
　　（三）缓倾斜薄煤层长壁开采
　　主要研究开发：体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机 、刨煤机；研制适合刨煤机综采的液压支架；研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采技术。
　　（四）缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁综采
　　应进一步加强完善支架结构及强度，加 强 支架防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变形、防止严重损坏千斤顶措施等的研究，提高支架的可靠性，缩小其与中厚煤层(采高3m左右)高产高效指标的差距。
　　（五）各种综采高产高效综采设备保障系统
　　要实现高产高效，就要提高开机率，对“支架—围岩”系统、采运设备进行监控。今后研究的重点是：通过电液控制阀组操纵支架和改善“支架—围岩”系统控制，进一步完善液压信息、支架位态、顶板状态、支护质量信息的自动采集系统；乳化液泵站及液压系统运行状态的检测诊断；采煤机在线与离线相结合的“油 —磨屑”监测和温度、电信号的监测；带式输送机、刮板输送机全面状态监控。
　　三、主要的开采技术
　　（一）深矿井开采技术
　　深矿井开采的关键技术是：煤层开采的矿压控制、冲击地压防治、瓦斯和热害治理及深井通风、井巷布置等；需要攻关研究的是：深井围岩状态和应力场及分布状态的特征；深井作业场所工作环境的变化；深井巷道（特别是软岩巷道）快速掘进与支护技术与装备；深井冲击地压防治技术与监测监控技术；深矿井高产高效开采有关配套技术；深矿井开采热害治理技术与装备。
　　（二）“三下”采煤技术
　　提高数值模拟计算和相似材料模拟等，深入研究开采上覆岩层运动和地表下陷规律，研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理的开采系统和优化参数，发展沉降控制理念和关键技术，包括用地表废料向垮落法工作面采空区充填的系统；研究与应用各种充填技术和组合充填技术，村庄房屋加固改造重建技术，适于村庄保护的开采技术；研究近水体开采的开采设计，工艺参数优化和装备，提出煤炭开采与煤炭城市和谐统一的开采沉陷控制、开采村庄下压煤、土地复垦和矿井水资源化等关键技术。
　　（三）优化巷道布置，减少矸石排放的开采技术
　　改进、完善现有采煤方法和开采布置，以实现开采效益最大化为目标，研究开发煤矿地质条件开采巷道布置及工艺技术评价体系专家系统，实现开采方法、开采布置与煤层地质条件的最优匹配。
　　实行全煤巷布置单一煤层开采，矸石基本不运出地面，生产系统要减化，同时实现中采与中掘同走发展，生产效率大幅提高的经验的同时，重点研究高产高效矿井，开拓部署与巷道布置系统的优化，减化巷道布置，优化采区及工作面参数，研究单一煤层集中开拓，集中准备、集中回采的关键技术，大幅度降低岩巷掘进率，多开煤巷，减少出矸率；研究矸石在井下直接处理、作为充填材料的技术，既是减少污染的一项有利措施，又减化了生产系统，有利于高产高效集中化开采，应加紧研究。
　　采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。采煤工艺的发展将带动煤炭开采各环节的变革，现代采煤工艺的发展方向是高产、高效、高安全性和高可靠性，基本途径是使采煤技术与现代高新技术相结合，研究开发强力、高效、安全、可靠、耐用、智能化的采 煤设备和生产监控系统，改进和完善采煤工艺。

采矿工程论文题目参考

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　前 言

　　通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.

　　矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。
　　第一章 矿井通风设计的内容与要求
　　矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。
　　矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。
　　第一节 矿井基建时期的通风
　　矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。
　　第二节 矿井生产时期的通风
　　矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况：
　　（1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。
　　（2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。
　　矿井通风设计所需要的基础资料如下：
　　矿井地形地质图；矿岩游离二氧化硅（矽）、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量；煤岩自然发火倾向性；煤尘爆炸性；矿区气候条件，包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等；矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性；矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形；矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法；产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及备用工作面个数；同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布；同时爆破的最多炸药量；同时工作的最多人数等。
　　第三节 矿井通风设计的内容
　　（1）确定矿井通风系统
　　（2）矿井通风计算和风量分配
　　（3）矿井通风阻力计算
　　（4）选择通风设备
　　（5）概算矿井通风费用
　　此外，根据不同地区或矿井的特殊条件，还需警醒矿井空气温度调节的计算（具体内容见第八章）
　　第四节 矿井通风设计的要求
　　（1）将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好的劳动条件；
　　（2）通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；
　　（3）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；
　　（4）有符合规定的井下环境及安全检测系统或检测措施；
　　（5）通风系统的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好。
　　第二章 优选矿井通风系统
　　第一节 矿井通风系统的要求
　　（1）每一矿井必须有完整的独立通风系统。
　　（2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
　　（3）箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做进风井使用，必须采取措施，满足安全的需要。
　　（4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。
　　（5）每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。
　　（6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。
　　（7）井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。
　　第二节 确定矿井通风系统
　　根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后所选择的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复正常生产。
　　第三章 矿井风量计算
　　第一节 矿井风量计算原则
　　矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
　　（1） 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟共计风量不得少于4m³；
　　（2） 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
　　第二节 矿井需风量的计算
　　1.采煤工作面需风量的计算
　　采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取得最大值。
　　1） 按瓦斯涌出量计算
　　Qwi=100 Qgwi Kgwi
　　式中 Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m³/min
　　Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/min
　　Kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=1.2～1.6；炮采工作面取Kgwi=1.4～2.0；水采工作面取Kgwi=2.0～3.0。
　　2） 按工作面进风流温度计算
　　采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表7-4-1的要求。

　　表7-4-1 采煤工作面空气温度与风速对应表
　　采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m•s-1
　　<15
　　15~18
　　18~20
　　20~23
　　23~26 0.3~0.5
　　0.5～0.8
　　0.8～1.0
　　1.0～1.5
　　1.5～1.8

　　采煤工作面的需要风量计算：
　　Qwi=60 Vwi Swi Kwi
　　式中 Vwi——第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表7-4-1中选取，m/s；
　　Swi——第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2
　　Kwi——第i个工作面的长度系数，可按表7-4-2选取。

　　表7-4-2 采煤工作面长度风量系数表
　　采煤工作面长度/m 工作面长度风量系数Kwi
　　<15
　　50～80
　　80～120
　　120~150
　　150~180
　　>180 0.8
　　0.9
　　1.0
　　1.1
　　1.2
　　1.30~1.40

　　3) 按使用炸药量计算
　　Qwi=25×Awi
　　式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min；
　　Awi——第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg；
　　4） 按工作人员数量计算
　　Qwi=4×nwi
　　式中 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
　　nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。
　　5） 按风速进行验算
　　按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
　　Qwi≥60×0.25×Swi
　　按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
　　Qwi≤60×0.25×Swi
　　采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。
　　2.掘进工作面需风量的计算
　　煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
　　1） 按瓦斯涌出量计算
　　Qhi=100×Qghi×Kghi
　　式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min；
　　Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
　　Kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.5～2.0。
　　2） 按炸药量计算
　　Qhi=25×Ahi
　　式中 25——使用1kg炸药的供风量，m3/min；
　　Ahi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。
　　3） 按局部通风机吸风量计算
　　Qhi= ∑Qhfi×Khfi
　　式中 ∑Qhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表7-4-3选取。
　　Khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时去1.3。

　　表7-4-3 各种局部通风机的额定风量
　　风机型号 额定风量/ m3•min-1
　　JBT-51(5.5KW)
　　JBT-52(11KW)
　　JBT-61(14KW)
　　JBT-62(28KW) 150
　　200
　　250
　　300

　　4)按工作人员数量计算
　　Qhi=4×nhi
　　式中nhi ——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。
　　5）按风速进行验算
　　按最小风速验算，各个岩巷绝境工作面最小风量：
　　Qhi≥ 60×0.15×Shi
　　各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量：
　　Qhi≥ 60×0.25×Sdi
　　按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：
　　Qhi≤ 60×4×Shi
　　式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。
　　3.硐室需风量计算
　　各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：
　　1） 机电硐室
　　发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量分别进行计算：
　　Qri= 3600×∑N×θ
　　ρ×Cp×60×Δt
　　式中Qhi——第i个机电硐室的需风量，m3/min；
　　∑N—机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，kw；
　　θ—机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，也可按表7-4-4选取；
　　ρ—空气密度，一般取1.2kg/ m3；
　　Cp—空气的定压比热，一般可取1kJ/（kg•K）；
　　Δt—机电硐室进、回风流的温度差，℃。
　　表7-4-4机电硐室发热系数（θ）表
　　机电硐室名称 发热系数
　　空气压缩机房 0.20~0.23
　　水泵房 0.01~0.03
　　变电所、绞车房 0.02~0.04
　　采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：
　　Qri=60~80 m3/min
　　2） 爆破材料库
　　Qri=4×V/60
　　式中 V—库房容积，m3
　　但大型爆破材料库不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。
　　3） 充电硐室
　　按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算
　　Qri=200×qrhi
　　式中qrhi ——第i个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。
　　4.其他用风巷道的需风量计算机
　　各个其他巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。
　　1） 按瓦斯涌出量计算
　　Qoi=133×Qgoi×kgoi
　　式中Qgoi——第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，m3/min；
　　koi ——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取kgoi=1.2~1.3.
　　2） 按最低风速验算
　　Qoi≥ 60×0.15×Soi
　　式中Soi——第i个其他井巷净断面积，m2。
　　5.矿井总风量计算
　　矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：
　　Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×km
　　式中∑Qwt—— 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；
　　∑Qht—— 掘进工作面所需风量之和，m3/min；
　　∑Qrt—— 硐室所需风量之和，m3/min；
　　∑Qot—— 其他用风地点所需风量之和，m3/min。
　　km—— 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取1.15~1.25。
　　第四章 矿井通风总阻力计算
　　第一节 矿井通风总阻力计算原则
　　（1）矿井通风总阻力，不应超过2940pa。
　　（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
　　第二节 矿井通风总阻力计算
　　矿井通风总阻力是指风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。
　　对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。
　　在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要，而且主要通风机有较高的运转效率，需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排，对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析，当根据风量和巷道参数（断面、长度等）直接判定出最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力，当不能直接判定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较，然后确定该时期的矿井总阻力。
　　在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时称为通风困难时期。对于通风容易和困难时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总压力。
　　为便于计算和查验，可用表7-4-5的格式，沿着通风容易和困难时期的风流路线，依次计算各段摩擦阻力hft，然后分别计算得出容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd，再乘以1.1（扩建矿井乘以1.15）后，得两个时期的矿井总压力hme和hmd。
　　通风容易时期总阻力 hme=（1.1～1.15）hfe
　　通风困难时期总阻力 hmd=（1.1～1.15）hfd
　　上面两式中hf按下式计算：
　　hf= hfi
　　式中 hfi= Qi2
　　第五章 矿井通风设备的选择
　　第一节 矿井通风设备是指主要通风机和电动机。
　　（1） 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。
　　（2） 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。
　　（3） 通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
　　（4） 进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。
　　第二节 主要通风机的选择
　　（1）计算通风机风量Qf
　　由于外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量Qf大于矿井风量Qm
　　Qf=k Qm
　　式中 Qf—— 主要通风机的工作风量，m3/s；
　　Qm——矿井需风量，m3/s；
　　K——漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1，箕斗井做回风用时取1.15；回风并兼做升降人员时取1.2。
　　（2）计算通风机风压
　　通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力hd及扩散器出口动能损失Hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”；自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线，由下式求出通风机风压：
　　Htd=hm+hd+Hvd±HN
　　通产离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对抽出式通风矿井：
　　离心式通风机：
　　容易时期 Htd min=hm+hd+Hvd±HN
　　困难时期 Htd max=hm+hd+Hvd±HN
　　表7-4-5 矿井通风阻力计算表
　　时期 节点序号 巷道名称 支护形式 a/
　　Ns2m-4 L/M U/M S/m2 S3/s6 R/
　　Ns2m-8 Q/
　　m3s-1 Q2/
　　m6s-2 hfi
　　/pa V/
　　ms-1
　　容易时期
　　hfi=∑hfi= pa
　　困难时期
　　hfi=∑hfi= pa

　　轴流式通风机：
　　容易时期 Htd min=hm+hd-HN
　　困难时期 Htd max=hm+hd+HN
　　通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时，通风机有较高的效率，故从通风系统阻力中减去自然风压HN；通风困难时期，为使自然风压与通风机风压作用反向时，通风机能力满足，故通风系统阻力中加上自然风压HN。
　　（3）初选通风机
　　根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsd min（或Htd max）和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsd max（或Htd max）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。
　　（4）求通风机的实际工况点
　　因为根据Qf、Hsd max（或Htd max）和Qf、Hsd min（或Htd max）确定的工况点，即设计工况点不一点恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。
　　1） 计算通风机的工作风阻
　　用静压特性曲线时：
　　Ssd min=
　　Ssd max=
　　用全压特性曲线时：
　　RTd min=
　　STd max=
　　2）确定通风机的实际工况点
　　在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
　　（5） 确定通风机的型号和转速
　　根据各台通风机的工况参数（Qf、Hsd、η、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定满足矿井通风要求，技术先进、效率高和运转费用低的通风机的型号和转速。
　　（6）电动机选择
　　1）通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax。
　　Nmin= Qf Hsd min/1000ηs Nmax= Qf Hsd max/1000ηs
　　或Nmin= Qf Htd min/1000ηt Nmax= Qf Htd max/1000ηt
　　式中ηt、ηs分别为通风机全压效率和静压效率；
　　2）电动机的台数和种类
　　当Nmin≥0.6Nmax时，可选一台电动机，电动机功率为
　　Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）
　　当Nmin<0.6Nmax时，可选两台电动机，其功率分别为
　　初期 Nemin= •ke/（ηeηtr）
　　后期按Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）计算。
　　式中 ke——电动机容量备用系数，ke=1.1～1.2
　　ηe——电动机效率，ηe=0.9～0.94（大型电动机取较高值）
　　ηtr——传动效率，电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时ηtr=0.95。
　　电动机功率在400～500kw以上时，宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置和安装费较高。
　　第六章 概算矿井通风费用
　　吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本提高经济效益不可少的基础资料。
　　吨煤通风成本主要包括下列费用：
　　1. 电费（W1）
　　吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算：
　　W1=（E+EA）×D/T
　　式中 E——主要通风机年耗电量，设计中用下式计算：
　　通风容易时期和困难时期共选一台电动机时，
　　E=8760（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）
　　选两台电动机时
　　E=4380（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）
　　式中 D——电价，元/kw•h
　　T——矿井年产量，t；
　　EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量；
　　ηv——变压器效率，可取0.95
　　ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在0.9～0.95范围内选取。
　　2. 设备折旧费
　　通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关可用表7-4-6计算。
　　吨煤的通风设备折旧费W2为
　　W2=（G1+G2）/T
　　表7-4-6通风成本计算表

　　序
　　号
　　设备名称
　　计算单位

　　数量 总成本
　　总计 服
　　务
　　年
　　限 基本投资折旧费 大修理折旧费
　　备注
　　单位成本 设备费 运输及安装费

　　3. 材料消耗费用
　　包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为：
　　W3=C/T
　　式中 C——材料消耗总费用，元/a。
　　4. 通风工作人员工资费用
　　矿井通风工作人员，每年工资总额为A（元），则一吨煤的工资费用W4为
　　W4= A/T
　　5. 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费
　　折算至吨煤的费用为W5。
　　6.每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用W6
　　矿井每采一吨煤的通风总费用W为
　　W= W1 +W2+ W3+ W4+ W5+ W6矿井

　　结束语
　　三年的学习已近尾声,我通过三年来的系统学习,使我掌握了坚实的基础理论和系统的专门知识,也使我的业务水平有了很大的提高,而着一切,都是归功于辽源职业技术学院的各位老师的深切教诲与热情鼓励.在即将毕业之际,我要感谢三年来的所有教育我,关心我的老师们,是他们在我学习期间给了我最有力的帮助和鼓励,使我能顺利的完成学业,对此,我表示衷心地感谢!本课题是我在我的导师刘温暖教授的悉心指导下完成的.半年多来,刘教授多次询问课题进程,帮助我开拓研究思路.刘教授以其严谨求实的治学态度,高度的敬业精神,孜孜以求的工作作风和大胆创新的进去精神给我树立了榜样.在此向刘教授致以诚挚的谢意和崇高的敬意。

　　参考文献
　　(1)矿井通风与安全 作　者： 何廷山 2009
　　(2)煤矿开采技术专业及专业群教材 作者 喻晓峰 刘其志