矿井通风课程设计说明书.doc

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第一章 井田概况及地质特征 3
1.1 井田概况 3
1.1.1 位置、交通 3
1.1.2 矿区自然地理及经济概况 3
1.2 地质特征 3
1.2.1 区域地质 3
1.2.2 矿区地质 3
1.2.3 矿体地质 3
1.3 水文地质 4
第二章 井田开拓 5
2.1 井田境界及储量 5
2.1.1 井田境界 5
2.1.2 储量 5
2.2 矿井设计生产能力及服务年限 6
2.2.1 矿井年生产能力确定 6
2.2.3 矿井年生产能力的验证 6
2.3 井田开拓 7
2.3.1 开拓方式的选择原则 7
2.3.2 方案选择 7
2.4 开拓系统及井筒位置的确定 7
2.4.1 井筒的数目、用途及位置 8
2.5 阶段运输巷道的布置 8
2.6 开采顺序 8
第三章 采矿方法 9
3.1 采矿法的选择 9
3.1.1 开采技术条件 9
3.1.2 采矿方法的选择 9
3.1.3 确定采矿方法 9
3.2 采矿方案确定 9
3.2.1 矿块布置及结构参数 9
3.2.2 采准切割工作 10
3.2.3 回采工作 10
3.2.4 同时工作的矿块数目： 10
3.2.5 矿块回采工艺对照表 10
第四章 通风 12
4.1 概况 12
4.1.1 通风系统的选择原则 12
4.1.2 通风系统的几项具体规定 12
4.2 矿井通风 13
4.2.1 矿井通风方式 13
4.2.2 通风系统 13
4.3 风量计算 13
4.3.1 全矿通风总量 13
4.3.2 回采工作面风量 14
4.3.3 备采工作面风量 14
4.3.4 掘进工作面所需风量 15
4.3.5 独立通风硐室 15
4.4 风量分配 15
4.5 通风阻力计算 15
4.5.1 容易时期通风总阻力 16
4.5.2 困难时期通风阻力 17
第五章 设备选择 20
5.1 通风设备的选择 20
5.1.1 主扇 20
5.1.2 扇风机选择 21
5.1.3 局扇 21
参考文献 23
致 谢 24

第一章 井田概况及地质特征
1.1 井田概况
1.1.1 位置、交通
下湿壕矿区位于固阳县南东60公里，行政区划隶属固阳县下湿壕乡管辖。矿区南距下湿壕乡7公里，固阳-武川的柏油公路途经下湿壕乡，区内有简易公路可通行汽车，交通条件较为方便。本次工作是在对矿区进行地质普查工作的基础上确定了下湿壕矿区范围，下湿壕矿区范围由4个拐点圈定。
1.1.2 矿区自然地理及经济概况
矿区位于内蒙古高原的南缘，海拔在1971至1800米，沟谷切割较深，相对高差可达171米，属低中山区。区内植被不发育，沟谷有覆盖。本区具典型的大陆性气候特点，春季多风，夏季炎热，冬季严寒，年最高温度35℃，年最低温度-27℃，年平均气温3.9℃；每年七、八月为雨季，且多为暴雨，年降水量300-400毫米，平均降水量为375.7毫米，年平均蒸发量2100毫米；无霜期135天，冰冻期由10月至翌年4月，最大冻土深度1.80米；冬春季节多见西北风，平均风速15.00米/秒，最大风速可达26.00米/秒。
1.2 地质特征
1.2.1 区域地质
矿区属华北地层区阴山地层分区大青山地层小区，区域内出露的有中太古界乌拉山群（Ar2W）、上太古界色尔腾山群（Ar3S），侏罗系石拐群五当沟组(J1-2w)，下白垩统固阳组（K1g）以及新生界第四系的地层。
1.2.2 矿区地质
矿区内出露的地层为上太古界色尔腾山群第四岩段角闪斜长片麻岩，北坡多为第四系残坡积层所覆盖，第四系冲洪积层主要见于河流沟谷之中。
1.2.3 矿体地质
下湿壕矿区铁矿成因类型为沉积变质铁矿床之变质硅铁建造铁矿，区内铁矿体主要赋存于上太古代色尔腾山群第四岩段（Ar3S4）地层之中，矿体呈北西-南东向分布。顶底板围岩均为色尔腾山群混合岩化斜长角闪片麻岩，矿体与围岩产状完全一致。
1.3 水文地质
矿区属华北地层区阴山地层分区大青山地层小区，区域内大面积分布上太古界色尔腾山群片岩、片麻岩，含有分化弱裂隙水，并有厚度不稳定的第四系砂砾石含水层分布，区域经历了长期复杂多次的构造活动，大青山一带褶皱和断裂十分发育，构造方向近东西。矿区附近以褶皱为主，构造呈南东北西向。

第二章 井田开拓
2.1 井田境界及储量
2.1.1 井田境界
矿体顶板围岩均为色尔腾山群第四岩段灰褐色混合岩化斜长角闪片麻岩，矿体与顶板围岩接触界线明显。矿体中夹层主要为石英片岩，产状与矿体一致。通过查阅设计手册和结合当地的实际情况。上、下盘以及端部围岩移动角均取60°度井田境界最宽772m，最长1120m。井田境界由7拐点圈定，详情见表：

井田境界拐点坐标 2-1
拐点
坐标
X
Y
1
4537222
37466878
2
4537222
37467448
3
4537101
37467550
4
4536252
37467650
5
4536112
37467650
6
4536112
37467120
7
4536730
37466878
面积
0.72平方公里

2.1.2 储量
（1）矿体边界品位：TFe≥20%，mFe≥15%
（2） 矿体工业品位：TFe≥25%，mFe≥20%
（3）可采厚度: ≥1米
（4）夹石剔除厚度: ≥1米
截止日期：2005年8月31日 ，下湿壕矿区铁矿资源储量估算结果见表。

下湿壕矿区铁矿资源储量估算结果汇总表 表2-2

矿体编号

开采标高(米)
资源储量类型（编码(122b)）
资源储量
(万吨)
矿体平均品位（%）
资源储量
合计
（万吨)
TFe
mFe
1
2081-1961
(122b)
7.46
38.33
34.00
28.19
(333)
20.73
1-1
2079-1976
(333)
4.72
38.57
33.75
4.72
1-2
2009-1967
(333)
0.71
39.24
34.17
0.71

2

2030-1949
(122b)
1.61
35.77

31.07

7.58
(333)
3.33
(333)
2.64
总计
2061-1949
(122b)
9.07
34.60
29.48
41.2
(333)
32.13
备注
（122b)-控制的经济的基础储量；(333)-推断的内蕴经济的资源量，本次估算的资源储量全部为新增资源储量。

该详查报告共提交铁矿资源储量41.2万吨，其中控制的经济基础储量(122b)9.07万吨，推断的内蕴经济资源量 (333)32.13万吨。(122b)基础储量占查明资源储量的22.01%。由所提供数据计算该矿山的工业储量：
工业储量：Q=9.07+32.13×0.8=34.77万t。
2.2 矿井设计生产能力及服务年限
2.2.1 矿井年生产能力确定
根据矿体的赋存特点和储量，并考虑尽快开发矿产资源和缩短投资回收期等因素，初步设计该矿山的设计年生产能力为6万t/a。
2.2.3 矿井年生产能力的验证
根据矿山工业储量及服务年限来验证矿山的生产能力，用经济合理服务年限检验矿山规模：
(2-4)
式中：A--矿山年产量，t/a；
T--经济合理服务年限，a ；
Q--总地质储量，万t；
а--矿石回收率 % ；
β--矿石贫化率，% 。
该矿的地质储量Q为34.77万吨，贫化率β为15%，回收率а为80%， 利用公式（2-4）变形计算得：矿山服务年限T=5.5年
由得出的结果查表知该矿山初步设计规模为6万t/a，符合要求。确定该矿山的服务年限为5.5年，年生产能力为6万t/a。
2.3 井田开拓
2.3.1 开拓方式的选择原则
为了开采地下矿床，从地面掘进一系列的巷道通达矿体，便于人员出入以及把采矿机械设备、器材等运往各采区工作面；同时把采出的矿石由井下运往地表，使地表与矿床之间形成一条完整的提升、运输、排水和动力供应等等生产服务井巷，这些井巷工程的建立称为矿床开拓。
2.3.2 方案选择
矿体东南部，地势较为平坦，将工业广场设在此处。开拓方案分两个阶段,第一阶段在标高2020处,第二阶段在标高1960处.在标高1960处掘主平硐。在矿体西北部设竖直回风井,风井兼做提升。标高2065处掘回风巷道，主要用于第一阶段通风。 进风井和回风井的位置关系采用侧翼对角式，通风方式采用抽出式通风。阶段巷采用单一穿脉巷道布置。主平硐进风，上下两个阶段共用一个回风井。第一阶段采下的矿石通过溜井下放至主平硐，在由电机车从主平硐运出。人员材料由回风井提升至上部第一阶段。
中央对角式通风，通风线路短，通风阻力小；由矿体中部垂直于阶段巷的主平硐出矿，随开采的延伸，运输距离较第一方案短；投产快。缺点是开拓工程量大。
2.4 开拓系统及井筒位置的确定

下湿壕铁矿方案设计 - 24 -

第三章 采矿方法
3.1 采矿法的选择
3.1.1 开采技术条件
1-1号矿体长295米，呈似层状产出，地表标高2079-2016米，矿体厚度1.00-3.50米，平均1.80米，沿走向矿体北西段厚度较大，向南东变薄，由地表向深部矿体厚度逐渐变薄，矿体厚度变化系数为69.21%；
1-2号矿体长100米，呈似层状产出，地表标高2010-2004米，矿体厚度1.00-1.20米，平均1.20米，沿走向、倾向矿体厚度变化不大，矿体厚度变化系数为0.59%。。
3.1.2 采矿方法的选择
采矿方法是研究矿块的开采方法，它包括采准，切割和回采三项工作。根据回采工作的需要，设计采准和切割巷道的数量、位置与结构并加以实施，开掘与之相适应的切割空间，为回采工作创造良好条件
根据本矿的情况，结合上面几种采矿方法的适用条件，综合考虑，决定选用空场采矿法。
3.1.3 确定采矿方法
空场采矿法中，应用较广的主要有：全面采矿法、房柱采矿法、浅孔留矿采矿法、分段矿房法和阶段矿房法。再依据选择采矿方法的原则，比较每个方案的构成要素、采准布置和回采工艺的优缺点后，删去技术明显不合理的全面采矿法、房柱采矿法、阶段矿房法。
由于本矿体属薄矿体，且为急倾斜矿体，比较两种采矿方法的适用条件和优缺点，在通过查阅同类矿山和鉴于以往各大冶金设计院的研究成果可知，
经过比较后，确定选用浅孔留矿采矿法。
3.2 采矿方案确定
3.2.1 矿块布置及结构参数
1-1201矿块构成要素表 表3-1
矿 块
名 称(m)
矿块尺寸（m）
（长度×宽度×高度）
各 矿 柱 的 尺 寸
（m）
底柱高度（m）
矿块
长度
矿块
厚度
矿块
高度
顶柱
宽度
间柱
宽度
漏斗
间距
漏斗自重
放矿
1-1201
50
4.08
60
4
8
6
6

3.2.2 采准切割工作
（1）、1201号矿体为薄矿体，据设计手册有：阶段运输巷和阶段回风巷分别沿矿块的走向布置。其巷道的宽度为2.35m，巷道的高度为2.2475m。
（2）、在间柱中用吊罐法掘进天井，每个间柱中布置一条天井，均为垂直井，其规格为2.0×2.5m；并在垂直天井的方向上，每隔4m掘进一条联络巷道，其规格为2.0×2.0m。
（3）、在矿块底部靠近下盘沿走向每隔6米开凿漏斗自重放矿结构，其漏斗颈规格为2.0×1.5m。
（4）、切割工作比较简单，采用有底柱拉底和辟漏同时进行的切割方法，为回采工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件。即在漏斗顶部开凿拉底巷，然后扩帮成拉底空间。拉底高度为2米，拉底宽度为矿体厚度，再从拉底空间向下扩大斗颈上部成喇叭口，矿房切割与漏斗颈扩大成漏斗同时完成。
（5）、具体布置形式见绘制采矿方法图（三面投影图，C0048-163-1）。
3.2.3 回采工作
本矿回采工作包括凿岩、崩矿、通风、局部放矿和破碎大块，有时还包括采场和天井的支护等，矿房全部采完后进行大量放矿。回采工作从矿房底部由下向上分层，分层高度为2m。
3.2.4 同时工作的矿块数目：
运输巷道布置在脉内，所以巷道掘矿量为：7×50×3.67=1284.5t。
矿块生产能力：50×60×4×3.67-（467+236）×4×3.67=33720t。
根据矿山的实际生产能力、人力及物力的供应，考虑年产量为3万吨，每天至少生产100吨矿石方可满足。矿块生产能力为3.372万吨，因而确定工作的矿块数目为1个，一个阶段开采，留有一个备采矿块。
3.2.5 矿块回采工艺对照表

2101矿块回采工艺对照表 表3－3
回 采 工 艺
浅 孔 留 矿 法

凿

岩
孔 径
直径40mm
孔 深
2m
设 备
7655气腿式凿岩机
炮孔布置
上向炮眼布置

爆破
炸药类型
2号岩石炸药
起爆方法
导爆管起爆
出矿
结 构
普通漏斗自重放矿式
通 风
利用主扇风流

第四章 通风
4.1 概况
矿山生产过程中会产生大量有毒、有害气体和粉尘，矿岩中还能析出放射性和爆炸性气体。此外，矿内空气的温、湿度也发生了变化。这些不利因素，对矿工的安全和健康造成极大的威胁。所以矿井通风设计是矿床总体设计的一个不可缺少的组成部分，它的基本任务是：与开拓、采矿方法相配合，建立一个安全可靠、经济合理的矿井通风系统；计算各时期各工作面所需的总风量及矿井中的总风量，计算矿井阻力，选择通风设备。不断向作业地点供给足够数量的新鲜空气，稀释和排出各种有毒、有害气体、放射性和爆炸性气体以及粉尘，调节气候条件，确保作业地点良好的空气质量，造就一个安全、舒适的工作环境，保证矿工安全和健康，提高劳动生产率。
4.1.1 通风系统的选择原则
（1）.矿井通风网路结构合理，严格遵循安全可靠通风基建费用和经营费用最底。
（2）.矿井中漏风少。
（3）.充分利用可用通风井巷，使专用通风井巷工程最少。
（4）.通风构筑物和风流调节较少。
（5）.通风动力较少，通风费用底。
4.1.2 通风系统的几项具体规定
（1）.每个矿井和阶段水平之间都必须有两个安全出口。
（2）.通风井与工作面的进风流的风尘浓度不得大于0.5mg/m3。
（3）.局扇利用率要在80%以上。
（4）.主要回风巷不得作人行道，井口进风不得受矿尘和有毒气体污染。井口排风不得造成公害。
正常情况下，采用自然通风，在工作面进行爆破作业时，采用压入式局扇通风一排除炮烟，净化工作环境。
总之，进行通风系统选择时，在满足技术可行、保证安全可靠的前提下，应力求经济合理。另外，随着矿井生产的发展，矿体的赋存条件发生变化时，开拓方法发生变化时，应对通风系统进行调整。
4.2 矿井通风
4.2.1 矿井通风方式
矿井通风方式选用侧翼对角式通风。在矿体中部设置垂直矿体走向平硐，在矿体北部掘竖直回风井，南部采取自然加局扇通风。因为主平硐兼负运送人员和运输矿石的任务,风流不宜过大,所以下湿壕铁矿采用抽出式通风，在回风井处设置主扇。在采掘矿体的第一阶段时,风路较短,通风较容易。通风路线是：新鲜风流从主平硐流进1960阶段运输巷,再通过切割天井到达2020阶段运输巷，在经切割天井经联络巷道到达采场,然后风流从矿块另一侧的回风天井流出,到达回风巷,最后经回风井流至地表.开采第二以下阶段时,由于风路较长,风阻较大,所以采用机械抽出式通风加局扇的通风方式.
4.2.2 通风系统
结合开拓方案，地质地形条件及本地区的气候条件，确定在第一阶段采用抽出式机械通风，对于回采工作面的爆破，采用局扇通风。在第二阶段采用抽出式机械通风，对于回采工作面的爆破，采用局扇通风。
4.3 风量计算
4.3.1 全矿通风总量
全矿通风总量：
（4-1）
式中：--矿井总风量，m3/s；
--回采工作面所需的风量，m3/s；
--备用回采工作面所需的风量，m3/s；
--掘进工作面所需风量，m3/s；
--要求独立风流通风的硐室所需的风量，m3/s
K--矿井风量备用系数,(抽出式通风:1.15～1.20) [1]
本矿井矿体的矿块回采方法采用浅孔留矿法采矿法，回采工作面属巷道型采场。
矿井的总风量包括回采工作面风量，备用工作面风量，掘进工作面风量，以及硐室风量。对以上各风量计算如下：
4.3.2 回采工作面风量
（1）按排尘风量确定
本矿工作面属巷道型采场，布置3台凿岩机，风量查表取 =3.5m3/s。
[1]—表10-5
（2）按排尘风速确定
=s×v （4-2）
式中：s--工人和产尘设备所在位置过风断面,2×4m2；
v--作业面排尘风速,0.4m/s； [1]—10-36
则＝8×0.4=3.2m3/s
（3）按排除炮烟计算回采工作面风量
（4-3）
式中：--采场所需风量，m3/s
L--采场长度，m
S--采场过风断面积，2×4=8m2
N--采场中炮烟达到允许浓度时，风流交换倍数 ， 取12;
T--通风时间，一般为1200s到2400s
所以，
=2.67m3/ s
根据以上结果，取三者最大值4m3/s计算风量。每个矿块中有一个凿岩面，本矿体只有一个矿块在开采。回采工作面总需风量为：
=4 ｍ3/ｓ
4.3.3 备采工作面风量
备采工作面风量为回采工作面风量的50%。每个矿块有一个备采工作面。备采总需风量为： [1]
=4×50%＝2ｍ3/ｓ （4-4）
4.3.4 掘进工作面所需风量
在初步设计和施工设计阶段，掘进工作面所需风量可根据巷道断面积选取，巷道断面积是7㎡，断面积在5.0～9.0㎡之间，掘进工作面所需风量取1.2～2.5ｍ3/ｓ.见([1]-表10-7)所以掘进工作面风量取1.8ｍ3/ｓ，由于每个矿块有一个掘进队在进行掘进工作，每个矿块有一个掘进工作面，所以，本矿只有一个掘进工作面。则掘进工作面所需风量 =1.8ｍ3/ｓ
4.3.5 独立通风硐室
本矿独立通风硐室有，机修硐室，炸药库，变电所。要有独立的贯穿风流通风，取风量，根据经验值,中小型炸药库的需风量取经验值1.5ｍ3/ｓ,机修硐室取2m3/ s，变电所2 m3/ s。 [1]
则独立通风硐室的需风量＝2+2+1.5＝5.5ｍ3/ｓ
4.4 风量分配
全矿总风井总需风量确定后，应按各工作地点实际所需风量进行风量分配,并以此为依据进行通风系统的阻力计算.对于抽出式通风系统的回风段,应在设计计算的需风量的基础上乘以风量备用系数,作为回风段各巷道的分配的风量,而进风段和需风段则可以不考虑备用风量,只按设计计算的需风风量进行分配,先对风量进行如下分配:
（1）矿井总风量:

==16.0ｍ3/ｓ
（2）回采工作面风量: =5.5ｍ3/ｓ
（3）被采工作面风量: =2.5ｍ3/ｓ
（4）掘进工作面风量: =2.5ｍ3/ｓ
（5）独立硐室所需风量: =5.5ｍ3/ｓ
4.5 通风阻力计算
4.5.1 容易时期通风总阻力
（1）矿井总阻力：
（4-6）
式中：--矿井总阻力，Pa;
--总摩擦力，Pa;
--全矿局部阻力;
（2）一般认为，局布阻力大致等于总摩擦阻力的20%，则局部摩擦阻力
（3）矿井总摩擦阻力：
（4-7）
式中：--总摩擦阻力，Pa;
--各段巷道的摩擦阻力，Pa。;
（4）各段巷道的摩擦阻力：
（4-8）
式中：а--巷道的通风摩擦阻力系数，根据支护方式查表可得.
L--巷道长，m;
U--巷道断面周界，m;
S--断面积，m2;
Q--风量，m3/s。
通风网络如下图所示:

（5）容易时期各阶段通风阻力计算见下表:
矿井不同时期阻力计算
井巷名称
支护方式
(摩擦阻力系)

L(巷道长度) m

U(断面周界) m
S(断面积)，m2;

（巷道摩擦阻力）
(巷道风量)

通
风
容
易
时
期
主平硐
混凝土
0.003
205
20
7
9.2
16

主运
大巷
混凝土
0.003
372.3
19
7
16.0
13.5

天井
混凝土
0.003
30
9
5
0.2
5.5

工作面
混凝土
0.003
50
16
15
0.02
5.5

回风
天井
混凝土
0.003
58
9
5
1.62
13.5

回风巷
无支护
0.006
61.8
20
7
5.5
16

回风井
无支护
0.006
49.2
6.2
3
17.4
16

摩擦
总阻力
=50

4.5.2 困难时期通风阻力

(1) 容易时期矿井总阻力由式（4-6）计算：

(2) 一般认为，局布阻力大致等于总摩擦阻力的20%，则局部摩擦阻力

(3) 矿井总摩擦阻力由式（4-7）计算：

(4) 各段巷道的摩擦阻力由式（4-8）计算：

(5) 困难时期各阶段通风阻力见下表:
矿井不同时期阻力计算
井巷名称
支护方式
(摩擦阻力系)

L(巷道长度) m

U(断面周界) m
S(断面积)，m2;

（摩擦阻力）
(巷道风量)

通
风
困
难
时
期
主平硐
混凝土
0.003
205
20
7
9.2
16

主运
大巷
混凝土
0.003
439.2
19
7
18.0
13.5

天井
混凝土
0.003
30
9
5
0.2
5.5

工作面
混凝土
0.003
50
16
15
0.02
5.5

回风
天井
混凝土
0.003
40
9
5
0.9
13.5

回风巷
无支护
0.006
61.8
8.6
3
26.4
16

回风井
无支护
0.006
7.2
6.2
3
2.5
16

总阻力
=57.22

4.6 等积孔的计算
将以上表格通风不同时期各区段的摩擦阻力累加起来,并考虑适当的局部阻力系数(一般不计算局部阻力),就可计算得出通风容易和困难时期的风阻：
通风容易时期：
通风困难时期：
根据风阻和以下两个公式分别计算通风容易和困难时期的等级孔:
通风容易时期: ==2.45
通风困难时期: ==2.35

第五章 设备选择
5.1 通风设备的选择
5.1.1 主扇
扇风机的风量Qf
= , m3/s （4-9）
式中： --扇风机装置的风量备用系数，一般取1.1;
--矿井要求总风量， m3/s;
所以：=1.1*16=17.6m3/s。
扇风机全压
（4-10）
式中：--风扇的全压，Pa;
--矿井总阻力，Pa;
--与扇风机通风方向相反的自然风压，Pa;
--扇风机装置阻力之和，一般取150-200 Pa;
--风流流到大气的出口动压损失，Pa （用静压曲线计算，可不计此项）。
自然风压:
（4-11）
式中：k--校正系数，k=1+Z/10000
P0--当地井口大气压力，Pa
z--井筒深度，m；
T1，T2--进风井，出风井空气柱平均绝对温度，K。
=
=38.42 Pa
所以：=66+38.42+180=284.42 Pa
风机功率Nf
（4-12）
式中：--扇风机功率，kw；
--对应于通风困难时期的工况点的效率，75% 。

=8.34 kw
电动机的功率Ne：
（4-13）
式中：--电动机功率，kw；
--电动机备用系数，1.2;
--电动机效率，0.9～0.95；
--对应于通风困难时期的工况点的风量。

= 10.12kw
5.1.2 扇风机选择
根据扇风机风量，全压，风机功率，以及电动机功率，选择K35型矿用通风机，性能如下：
K35型矿用通风机参数性能 表4-3

系列

机号
风量
()
全压
(Pa)
电动机
型号
N
(r/min)
N
(kW)
K35
13
14～33
274～667
Y200L2-6
970
22

5.1.3 局扇
本矿采用浅孔留矿法回采矿块，每个采场有只有一个回采工作面，1个备采工作面，回采工作面的需风量为4m3/s，备采工作面的需风量为2m3/s，整个采场的总需风量为6m3/s。根据采场需要的风量，选用K30的轴流式扇风机，扇风机技术参数见表

K30的轴流式扇风机参数 表4-4
名称
型号
风压范围 Pa
风量范 围m3/s
功率 Kw
型式
转速r/min
扇风机
K30
530-1150
300~2000
2.8-101
3.5-102
选用K30的轴流式扇风机2台，工作一台，备用一台。

参考文献

1 矿井通风与防尘[M], 北京：冶金工业出版社，1993

2 黄元平 《矿井通风》[M] 北京 中国矿业大学出版社 1996

3 张世雄. 固体矿物资源开发工程[M], 湖北：武汉理工大学出版社，2005

致 谢

本次课程设计得到了资源与安全工程学院的王文才教授和刘业娇老师的耐心和悉心的辅导，使我能够按期达到课程设计的要求，完成设计任务，对于两位老师的指导表示感谢；同时，感谢同学们的帮助。使我在设计的过程中节省了大量的时间。对于关于关心，支持本设计和对本设计做出贡献的人们致以最深切的感谢！由于本人的水平有限，难免有不妥或错误，恳请指正！