煤矿爆破工毕业论文

煤矿开采技术的进步和完善是采矿学发展的主题。下面我给大家分享煤矿开采技术论文，大家快来跟我一起欣赏吧。

浅议煤矿开采技术

[摘 要]我国煤炭资源储量丰富，据不完全统计，我国煤炭总储量在9000亿吨以上，含煤面积55万多平方千米，而且煤种齐全，我国一次性能量消费结构中，煤炭占75%以上。从煤中可以提取二百多种产品，因此煤炭工业发展的快慢，将直接关系到我国社会主义经济建设。煤矿开采技术的进步和完善是采矿学发展的主题。发展多层次、多样化的采煤工艺，具有重要的意义。

[关键词]煤矿 采煤工艺 控制技术 开采

中图分类号：X752 文献标识码：A 文章编号：1009-914X(2014)30-0130-01

1 简述矿井开采

矿井开拓通常以井筒的形式分为竖井开拓，斜井开拓，平硐开拓和综合开拓。采用合理的采矿方法是搞好矿井生产的关键。

竖井是一种从地面开掘以提供到达某一煤层或某几个煤层通道的垂直井。从一个煤层下掘到另一个煤层的竖井称盲井。在井下，开采出的煤倒入竖井旁侧位于煤层水平以下的煤仓中，再装入竖井箕斗从井下提升上来;斜井是用来开采非水平煤层或是从地面到达某一煤层或多煤层之间的一种倾斜巷道。斜井中装有用来运煤的带式输送机，人员和材料用轨道车辆运输;平硐是一种水平或接近水平的隧道，开掘于水平或倾斜煤层在地表露出处，常随着煤层开掘，它允许采用任何常规方法将煤从工作面连续运输到地面。

煤层在形成时，一般都是水平或者近水平的，在一定范围内是连续完整的。但是，伴随着地壳的运动，煤层的空间形态发生了变化，形成了单斜构造、褶皱构造和断裂构造等地质构造。采煤需要注意煤层的走向、倾向和倾角。

矿井开拓的主井和运输巷道等都需要长期支护，可以采用砌碹支护，架拱支护，架蓬支护，锚杆支护，锚喷支护，锚网喷支护，锚索支护，金属拱形支架支护，料石支护，钢筋混凝土支护或者几种支护形式并存形成联合支护。采掘工作面需要临时支护，通常采用的方式有打点柱、液压支柱支护、木支柱支护等。采煤一般都采用后退式采煤，边采边加强支护。

2 采煤方法

开发煤矿高效集约化生产技术手段，建设高产高效矿井。研究开发各种环境条件下的高效、可靠的采煤装备和工艺;简单、高效、可靠的生产系统和开采布局;生产过程监控与有效管理等相互适应的成套开采技术，以提高开采技术水平和机械化程度。

开发“埋深浅、硬顶板、硬煤层现代开采技术”

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处理技术，直接顶能随采随冒，提高顶煤回收利用率，基本顶能按照合理�距垮落，有利于顶煤破碎，保障工作面推进安全、顺利地进行。

硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支撑压力小的硬厚顶煤的迅速处理技术，包含高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术，以提高顶煤回收利用率。顶煤冒放性差、块度大的综合开采成套设备技术，有利于顶煤破碎和顶板控制，同时有利于液压支架的放置，为布置输送机提供便利。

两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，采用合理的综放开采回采工艺、优化工序、缩减放煤时间，提高工作面的推进度，实现高效高产。

宽煤巷锚杆支护技术，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使用，从而有效提高工作面产能。

缓倾斜薄煤层的长壁开采

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术。

缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁采

应进一步加强完善支架结构及强度，加强防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变、防止严重损坏千斤顶措施等的研究，提高可靠性，缩小其与中厚煤层(采高3m左右)产高效指标的差距。

各种综采高产高效综采设备保障体系

要实现高产高效，就要提高开机率，对“支架―围岩”系统、采掘运设备进行监控。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。

3 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;主要任务：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。

4 “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沉陷规律，研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理开采系统和优化参数，发展沉降控制理论和关键技术;研究与应用各种充填技术和组合充填技术;研究近水体开采的开采设计、工艺参数优化和装备等关键技术。

5 优化巷道布置，降低矸石排放

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，从而实现开采方法、开采布置与煤层地质条件的最佳匹配。

6 采场围岩控制技术

进一步完善采场围岩控制理论

用科学合理、优化高效的岩层控制技术来确保开采的安全、高效、低成本为目标，要通过总结经验，深入研究各种煤层地质及开采条件来实现。

研究坚硬顶板与破碎顶板条件下应用高技术低成本岩层控制技术

目前，主要应用的是高压注水、深孔预裂爆破处理坚硬顶板和应用化学加固技术， 由于这些技术工艺复杂、成本高，所以需要进一步研究开发新技术、新工艺、新材料来解决这一问题。

放顶煤开采岩层和支架――围岩相互作用机理

研究放顶煤开采力学模型、围岩应力、顶煤破碎机理、支架――顶煤――直接顶――基本顶相互作用关系;运用离散元等方法研究顶煤放落规律，提出放顶煤优化准则和提高顶煤回收率的路径。

支护质量与顶板动态监测技术

在总结缓倾斜中厚长壁工作面开展支护质量与顶板动态监测方面，需要进一步在坚硬顶板、破碎顶板、急倾斜的放顶煤工作面开展支护质量与顶板动态监测，同时应不断完善现有的监测技术，发展智能化监测系统，改进监测仪表，使监测仪表向直观、轻便、小型化方向发展。

冲击地压的预测和防治

通过计算机模拟研究冲击性矿压显现发生的机理，进一步完善冲击性矿压显现监测系统，发展遥控测量和预报技术。

研究开发新型的支护设备

研究硬煤层、硬顶板放顶煤液压支架，完善液压支架性能和快速移架系统。

7 小煤矿技术改造和机械化开采技术

对小煤矿进行合并重组，淘汰落后生产技术和生产设备，提高平均单井规模和技术水平，开发小型煤矿机械化、半机械化开采技术和装备，改进小煤矿的采煤方法和开采工艺，提高采煤工作面的单产和工效。

总结，提高煤矿资源开采水平，充分利用资源，选择合理的采煤开拓方法，保障安全生产，提高企业效益。

参考文献

[1] 郭靖.煤矿开采技术[M].山西人民出版社.2010

[2] 戴绍诚.高产高效综合机械化采煤技术与装备[M].煤炭工业出版社 1998.

点击下页还有更多>>>煤矿开采技术论文

采矿工程系毕业论文

对于现代矿产企业而言，需要采取一系列的措施，以提升自身井下采矿技术，那你会怎么写采矿论文呢？下面是我为大家收集整理的采矿工程系毕业论文，欢迎阅读。

摘要： 近年来，采矿工程毕业生毕业设计质量日渐下降，主要问题有学生不按时、按量去单位时间，绘图质量不高、自身惰性一再拖延设计进程，毕业答辩存在诸多情况等问题，结合实际情况，提出“学生―指导教师―单位”三点一线联络通道，利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，建立完善的毕业答辩管理制度等措施，为采矿工程专业人才培养提供借鉴经验。

关键词： 毕业设计；联络通道；周汇报；人才培养

引言

本科采矿工程专业经历四年的学习，从高数、大学英语、工程制图等基础课到井巷工程、采矿学、矿山压力与岩层控制等专业课程，并且安排了矿山机械、工程经济学、矿山电子等拓展课程[1]，学习内容之广，但学习的深度较浅。采矿工程毕业设计是教学计划中教学的最后一个环节[2-3]，其目的就是让毕业生综合的、系统的运用四年所学知识，毕业设计还要求学生实地考察学习，理论联系实际，科学的培养自身技能，为将来从事煤炭行业打下坚实基础。

近年来发现，采矿本科毕业设计的内容水平明显下降，究其原因是学生或者指导教师的责任[4-5]。学生毕业设计不合格说明培养的质量不能满足企业要求，盲目不求质量输送毕业生，可能由于知识缺漏造成的人员伤亡，对国家和社会造成很大的损失，也会对本校的声誉以及个人的前途发展有很大的影响[6]。因此，剖析目前采矿工程毕业设计存在的问题和提出解决新思路是本文的目的所在。

一、存在的问题

（一）单位实习情况差

在单位实习情况的好坏是决定是否能做好毕业实习的重要影响因素之一。每个煤炭学校的采矿专业学生都安排至少四周的单位实习时间，如果充分利用好这四周在单位现场实习，对矿井的各个环节有个初步认识并对重要部分重点了解，可以说毕业设计以及答辩就不是问题。但了解学生实际到单位实习情况不容乐观，据统计只有三成的学生实际到单位进行了现场实习，并且学生到单位后没有下井实习，只是做了收集矿上基础资料的工作，收集之后便离开单位，浪费了大量的宝贵时间，造成对煤矿情况不了解、巷道设计不清楚、实际的采煤生产一无所知，造成毕业设计和答辩的被动。

（二）毕业设计的选题及内容单一

纵览近年来的采矿毕业设计题目，设计的矿井集中在河南、山西，相当一部分矿井被学生重复拿来设计，如焦作、平顶山和晋城的矿井，重复次多过多，甚至一个学期有两到三个学生做同一个矿的初步设计，设计的内容只是部分不同，缺乏创新。

（三）工程绘图全部依赖电脑，缺乏手绘能力

2000年以前，电脑未能全面普及，采矿毕业设计普遍要求手绘图纸，手绘的内容有《井田开拓方式平面图》、《井田开拓方式剖面图》、《采区平面图》、《采区剖面图》与《井底车场》，抄袭较少，但电脑普及之后，出现了电脑绘图软件，如AtoCAD，为了减少学生工作量，学生可以利用CAD绘图，逐渐学生缺乏手绘图纸的能力，对图纸的熟悉度大不如以前，出现了诸多问题，如线性不对，图中比例不对、标注不规范等问题，并且学生可以轻易的复制，抄袭的严重。

（四）毕业答辩情况不容乐观

部分毕业生在答辩时尽管设计说明书内容和排版较好，但答辩时对自己设计的论文的内容模糊，答辩时语言不流畅，思路不清晰，对设计的内容只知其一不知其二，很难用可衡量的标准去给学生定量给分，只能靠答辩老师定性给分，由于收到诸多因素影响，不能准确的去判断情况。

二、解决问题新思路

（一）改变毕业设计实习方式，建立三点一线的联络通道

针对部分学生不去单位实习情况，建立“毕业生―指导教师―实习单位”联系通道，即实习学生、实习单位联系人与指导老师建立联系通道，及时沟通了解学生在实习单位的实习情况，指导老师及时进行实习指导和实习内容安排，目的让学生在最短的时候内，高效的将所需了解的内容尽快掌握，也约束了学生的.行为，杜绝学生不去单位实习情况。

（二）利用3D模拟现场等手段建立新的实习场景

由于煤矿行业性质决定，现场实习存在很大的安全风险，再加上煤矿行业不景气，各煤矿经营情况不好，学生寻找实习单位比较困难，下井进行一线实习更是难上加难，所以寻求新的实习模式刻不容缓，可以实验室为实践教学基础平台，可利用3D模拟现场场景，可为学生提供新的设计思路，打破常规只在现场实习才能了解情况。

（三）加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度。

毕业设计期间完全由学生自主安排时间，部分同学懒惰性太强，设计进程一拖再拖，到最后阶段随意糊弄过关，为了杜绝此现象，加强毕业设计中间环节的管制，建立周汇报答辩制度，即学生一周一次给指导老师汇报设计进程。

（四）建立完善的毕业答辩管理制度。

可实施“三项答辩法”，即在原来采矿工程毕业设计答辩采用单一设计内容及图纸答辩的基础上，增加了基础知识答辩和采矿CAD设计能力考核两个答辩环节，并通过采用一定的指标权重进行综合得出毕业设计成绩。例如答辩成绩和指导老师的成绩比重分别为70%和30%；答辩成绩和指导老师的成绩相差20分时，以低分为最终成绩；答辩成绩和指导老师成绩一个不及格时，则答辩最终成绩不及格。

三、结语

采矿工程毕业设计环节的好坏是决定采矿工程专业人才培养能否成功的关键一步，毕业学生正处于青春期，叛逆和懒惰时常伴随着他们，但如果毕业实习环节严谨、科学、合理，及时打消学生其他想法，将精力全身心投入到毕业设计中，从中学到各项能力，使同学们能达到具备扎实牢固的基础知识和专业知识，具有较高的适应采矿工作能力，对新技术和新知识有所了解的复合型人才。

参考文献：

[1]董长吉，等.采矿工程专业毕业设计改革的研究与应用[J].黑龙江教育，2013（2）：50-51.

[2]李怀珍，武俐.采矿工程毕业设计存在的问题分析与教改探讨[J].淮南职业技术学院学报.（11）：85-87.

[3]查文华.采矿工程专业毕业设计教学环节现状及对策分析[J].科教文汇.2009（7）：102-103.

[4]刘锋珍，戴仁竹，，梁帅江.采矿工程毕业设计过程管理模式探索[J].科技咨询，2012（19）.

[5]张恩强.论采矿专业教育改革与发展的重点和难点[J].重庆大学学报（社会科学版），2010，（16）：45―47.

[6]刘洪涛，马念杰.采矿教学中存在的问题及其对策[J].广西教育，2010（3）：103―104.

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/minQgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/minKgwi——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=～；炮采工作面取Kgwi=～；水采工作面取Kgwi=～。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<1515~1818~2020~2323~26 ～～～～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，m2Kwi——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<1550～8080～120120~150150~180>180 ) 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××Swi按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：Qwi≤60××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～。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～。进风巷道中无瓦斯涌出时取，有瓦斯涌出时去。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-1JBT-51()JBT-52(11KW)JBT-61(14KW)JBT-62(28KW) 04)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××Shi各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量：Qhi≥ 60××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×θρ×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 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 水泵房 变电所、绞车房 采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：Qri=60~80 m3/min2） 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=） 按最低风速验算Qoi≥ 60××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。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（扩建矿井乘以）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=（～）hfe通风困难时期总阻力 hmd=（～）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QmQf=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，箕斗井做回风用时取；回风并兼做升降人员时取。（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≥时，可选一台电动机，电动机功率为Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）当Nmin<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=～ηe——电动机效率，ηe=～（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=。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•hT——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ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在～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/T5. 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