毕业论文 2012葛兵

平顶山工业职业技术学院成人教育学院

毕业设计（论文）任务书

姓名

专业

任务下达日期年月日设计（论文）开始日期年月日设计（论文）开始日期年月日设计（论文）题目：

A．编制设计

B．设计专题（毕业论文）

指导教师

系(部)主任

年月日

平顶山工业职业技术学院毕业设计(论文)评语

第页

毕业设计(论文)及答辩评语:

平顶山工业职业技术学院

毕业设计（论文）答辩委员会记录

系专业,学生于年月日进行了毕业设计(论文)答辩。

设计（论文）题目：

专题(论文)题目: 指导老师:

答辩委员会根据学生提交的毕业设计(论文)材料,根据学生答辩情况,经答辩委员会讨论评定,给予学生毕业设计(论文)成绩为。

答辩委员会人，出席人

答辩委员会主任（签字）：

答辩委员会副主任（签字）：

答辩委员会委员：，，

，，，

，，

前言

随着2009年全球经济危机的远去，目前国际经济已经慢慢复苏，随至而来的国际经一体化的推进，我国经济迅猛发展。对能源的需求与日俱增，在我国能源结构中煤炭比较重大。这样一来，使我国煤炭行业就得到了前所未有的机遇。煤炭企业满负荷生产，超能力生产现象比较普遍。虽然企业效益提高了但是随着企业的不断发展灾害事故正在悄悄的走近我们，致使企业和矿工们得不到安全保障。煤矿开采深度的不断增加，地温在升高，矿压显现，煤质的优化，不断的为灾害事故的发生创造良好的条件。灾害事故的发生往往不是单纯的，它们是可以连锁发生的，煤矿事故的发生是必然的，也是被动的。所以，预报和防治工作显的更为重要；尤其是火灾，它能为瓦斯爆炸，煤尘爆炸提供火源。更为严重的是产生火风压，破坏通风系统，扰乱风流稳定性，改变风流方向，从而造成更大的灾害事故；所以在今后的煤矿安全生产中防灭火应提高到与瓦斯防治同等的高度来对待。矿井通风系统的优化，不仅能使通风系统简单，风流稳定，易于管理，还可以防止事故的进一步的扩大，确保矿井的安全生产。

在这次毕业设计当中，得到了许多老师同学的帮助，特别得到了老师的细心指导，得以设计顺利完成，在此表示由衷的感谢。由于本人水平有限，不足之处在所难免，请大家多批评指正。

编者：葛兵

2013-3-31

目录

前言 (1)

目录 (2)

1 矿井基本概况 (3)

1.1 矿井概况 (3)

1.2 煤层地质概况 (3)

1.3 矿井水文概况 (6)

1.4 矿井瓦斯、煤尘、煤炭自然概况 (7)

1.5 矿井通风概况 (8)

2 矿井通风系统优化设计的可行性论证 (8)

2.1 矿井通风系统优化设计背景 (8)

2.2 矿井通风系统优化方案确定的基本原则 (8)

3 采区通风系统优化设计的选择与计算 (9)

3.1 矿井通风系统的选择确定 (9)

3.2 采区风量计算 (10)

3.3 采区通风阻力计算 (14)

4 采区通风设备的选择 (15)

4.1 局部通风机的选择 (15)

4.2 电动机的选择 (16)

5 概算采区通风费用 (16)

5.1 吨煤通风电力费用 (16)

5.2 通风设备的折旧费用 (17)

6 矿井通风安全管理 (17)

6.1 主要通风机的安全管理措施及反风措施 (17)

6.2 井巷内主要通风设施的质量和安全管理措施 (18)

6.3 采区通风安全管理 (19)

6.4 掘进工作面通风安全管理 (19)

参考文献 (29)

致谢 (30)

1 矿井基本概况

1.1 矿井概况

平煤集团十一矿位于平顶山市区北西13 公里，行政区域分属平顶山市郊区和宝丰县管辖。地理坐标：

东经：113° 8′26″～113° 11′15″

北纬：33° 47′30″～33° 51′20″

平煤集团十一矿位于平顶山矿区西南部，范围为50勘探线至57勘探线，上部以-400等高线为界，下部以-900等高线为界，矿区走向长约5km，倾向长约1.8km，总面积约9平方公里。

十一矿由原平顶山矿务局勘探设计处于1972年5月设计，设计生产能力60万吨/年。1972年8 月15日开工兴建，1979年1月1日简易投产，1986年达产。1997年矿井开工进行第一次改扩建，矿井净增生产能力60万吨/年，达到120万吨/年，2004年实际生产原煤183万吨。现在矿井正在进行第二次改扩建，设计生产能力300万吨/年，净增生产能力180万吨/年。工程完工后，十一矿将成为平煤集团公司骨干矿井之一。

十一矿的开拓方式为中央立井，主石门，底板岩石大巷。采区石门贯穿各煤层，两个水平开拓全矿井，各水平以上、下山方式布置，一水平标高-180米，二水平标高-593米。现有丁戊六、丁二、己二三个采区。

1.2 煤层地质概况

平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反射弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使得整个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背斜、牛庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、山庄逆断层等），总体构造线为北西向。追溯区域地质历史，平顶山煤田曾受到中岳运动、少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动六期构造运动的影响，在Ｃ－Ｐ煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内中生代及其以前地层

（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶皱和断裂，并拌有中酸性岩浆侵入。喜山运动在本区主要表现为差异升降运动，并使先期断裂再次活动，形成了一幅复杂的构造图案。

井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到新依次有：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。

地层自下而上依次为：

1、寒武系：出露于井田西南部，主要由灰黄色泥质灰岩、灰岩及白云质灰岩、白云岩等组成。

2、石炭系上石炭统太原组：平均厚67.9m，为一套海陆交互相的含煤建造。主要由砂岩、砂质泥岩、砂泥质灰岩、及生物碎屑灰岩夹庚组煤组成。底部为鲕状泥岩。

3、二叠系

（1）下二叠统山西组：由灰至灰黑色砂质泥岩、泥岩、砂岩、紫红色斑块泥岩及己组煤组成，含煤一组2-5层，为本井田主要含煤地层，平均厚93.8m。

（2）下二叠统下石盒子组：整合于山西组之上，由灰色、灰白色砂岩、深灰色砂岩、砂质泥岩及丙、丁、戊煤组等组成，平均厚321.8m。

（3）上二叠统上石盒子组：整合于下石盒子组之上，由深灰色砂质泥岩、泥岩，灰绿色、肉红色及紫色砂岩，紫红色泥岩及甲、乙煤组组成，本组不含可采煤层，含每9-17层，平均厚311m。

（4）上二叠系石千峰组：本组下部为灰白色、厚层状中粒长石石英砂岩平顶山砂岩段，平均厚121m。上部为紫红或暗红色长石石英砂岩，平均厚127m。

4、三叠系

由红褐色或砖红色砂岩、粉砂岩组成，平均厚170m。

5、第三系

分布于井田中南部，为灰白色泥灰岩，不整合于各系之上，岩溶发育，平均厚3.50m 。

6、第四系

有杂色粘土、黄土、卵石及钙质结核组成，平均厚50m。表土平均2米厚.

本井田属石炭、二叠系含煤系，含煤地层为太原组、山西组和上、下石盒子组，煤系总厚度794.5m。

井田处于李口向斜西南翼，主体为北东倾向的单斜构造，浅陡深缓。由于受北东向应力挤压的影响，在井田南端形成紧密褶皱带，浅部地层倾角高达67°,局部直立甚至倒转，深部倾角5～8°；井田内也有局部的凹陷与隆起。

由于受井田外界附近断层的影响，井田内存在两条中型断层，走向多为北西－南东向.

1.艾山逆断层：

位于井田中部，由51′-12孔控制，倾向北东，倾角62°，落差42m，延展长度900m。

2.边庄逆断层：

位于井田东南部，由50′-11孔勘探控制，断层走向NW54°，倾向北东，倾角46-56°，落差28-32m，延展长度1200m。

矿井主要断层一览表

井田走向长约5 km ，倾向长约1.8 km ，面积约 9 km 2。井田内的主体构造为浅部陡、深部缓的单斜构造，走向125°。煤层倾角为9～30°。本井田内含煤地层系统属二叠系（上、下石盒子组、山西组）和石炭系（的太原组）。煤系总厚794.5m，共含煤88层，煤层总厚度25.31m，含煤系数为3.19%。其中二叠系含煤六组（甲、乙、丙、丁、戊、己组煤）；石炭系太原群含煤一组（庚组）。可采和局部可采煤层8层，分别为：丙3、丁5、丁5-6（丁6）、戊8、戊9-10、己15、己16-17和庚20等，其中的丙3、戊8、己15和庚20煤层分布不均，厚度变化较大，局部地段不可采。

丙3煤层：可采指数0.86，变异系数42.3%，厚0.35～3.05m，平均1.42m，属不稳定至较稳定煤层，结构简单，仅在局部地段存在一层厚0.11-0.56m的夹矸，51′-53勘探线之间有一面积较大的不连续区。

丁5煤层：上距丙3煤层83m，可采指数0.93，变异系数42.8%，煤厚0.27～3.59m，平均1.60m，属不稳定至较稳定煤层，结构单一，局部地段与丁6合层为丁5-6煤层。为主采煤层。

丁5-6（丁6）煤层：该煤层在-450m水平以上为合层，以下多为分层，分层时丁5与丁6之间夹矸厚0.5-6.0m一般为2-3m。可采指数0.97，变异系数53.1%，煤厚0.10～10.05m，平均2.76m，属较稳定煤层，局部地段含1-3层夹矸。为主采煤层。

戊8：上距丁5-6煤层77m，可采指数0.82，变异系数47%，厚度0.09～4.09，平均1.23m，属不稳定至较稳定煤层，两个不可采区，一个不可采带，八个不可采点。

戊9-10：上距戊8煤21m，可采指数0.97，变异系数40.5%，厚0.51～5.60m，平均2.36m，属较稳定煤层，煤层结构较简单，多存在一层厚0.01-0.6m的夹矸（个别区域1-3层），局部区域无夹矸，东厚西薄，浅部厚度变化大，深部厚度变化较小。为主采煤层。

己15：上距戊9-10煤层160m ，可采指数0.65 ,变异系数５４.２%，厚0.07～4.37m ，平均1.10m，属不稳定煤层，可采区域为井田的三分之一，结构单一。

己16-17：上距己15煤15m，可采指数0.96 ,变异系数51.8%，厚0.27～20.54m，平均6.42m，属较稳定煤层。全矿井仅有三个小的不可采区域，局部地段存在一至三层薄层夹矸，煤层结构简单。其变化趋势是：东、中部厚，西部薄，浅部厚度变化较大，中深部较稳定。为主采煤层。

庚20：上距己16-17煤64m，可采指数0.60，变异系数47.6%,厚0.20～2.91m，平均1.01m，属不稳定煤层，结构单一，从整体上看，在可采区内，存在着浅部厚，深部薄，西部厚，东部薄的趋势。可采区仅占井田面积的三分之一。

1.3 矿井水文概况

本井田位于平顶山矿区西南部，井田北部为平顶山砂岩及石千峰组红色砂岩组成低山，南部为寒武系灰岩组成的残丘，含煤地层分布于低山与残丘之间的槽形谷地中，并被新生界松散沉积物及第三系泥灰岩所覆盖，地势南北两侧高，中部低。两侧低山与残丘之间为东西向狭窄的槽形谷地，受水面积不大，地面标高+120--+160m.地表水体有一东西向流水沟，自西向东流入湛河。

本井田是以太原群灰岩进水为主的岩溶裂隙充水矿床，大气降雨为主要补给水源，补给条件较好，矿井采掘工程及安全生产受一定威胁。但由于灰岩受水面积有限，无区域性地下水补给来源，地下水补给来源不足。地下水运动又受越流条件控制，矿井经常年排水，不断

消耗地下水静储量，使主要含水层易于疏干。因此本井田应划为复杂—中等类型水文地质。

（一）主要含水层：

1.中寒武系灰岩岩溶裂隙承压含水层，厚56—124m，豆状灰岩，裂隙溶洞发育。

2.上寒武系灰岩岩溶裂隙承压含水层，平均厚68m,岩性为白云质灰岩，岩溶裂隙发育程度较低，含水性较弱。

3.石炭系太原群灰岩岩溶裂隙承压含水层组，总厚50—60m，含水性强。

（二）矿井充水因素

1.太原群上段灰岩含水段是矿井涌水的主要直接水源，由于灰岩水大量被疏放，地下水位已大幅度下降。

2.太原群灰岩下段灰岩和寒武系灰岩，通过第三系泥灰岩及基岩风化带补给太原群上段灰岩。东部补给比较明显，西部补给较少。

3.寒武系灰岩出露及第三、四系沉积厚度较小，地下水极易接受大气降雨的渗漏补给。因此矿井涌水量的季节性变化和地下水位的季节性波动十分明显。矿井涌水量与大气降雨量为正相关关系，一般大雨过后数日内，矿井涌水量成倍增加。一般丰水期涌水量为枯水期的1.53倍。

4.位于矿井南部的东西向排水沟处于寒武系灰岩露头与第四系地层接触部位，沟底部位多数开在灰岩中。流经该沟的矿井排水，有部分从沟底回渗至地下。

（三）井田实际涌水状态

本井田一水平实际最大涌水量2203.2立方米/小时，最小涌水量为338立方米/小时，正常涌水量508—804立方米/小时。

1.4 矿井瓦斯、煤尘、煤炭自然概况

（1）瓦斯

相对瓦斯涌出量最高达14.28立方米/吨，故十一矿被定为高瓦斯矿井。

（2）煤尘

平煤十一矿各煤层均为无煤尘爆炸危险煤层。

（3）煤的自燃性

煤层均为无自燃倾向的煤层。

1.5 矿井通风概况

矿井目前通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。新老两个副井进风，中央风井和南风井出风。中央风井担负己二、二水平丁六采区的通风任务；南风井担负丁二、丁六采区的通风任务。南风井主要通风机是对旋轴流式通风机，型号为BDK-8-No.28（两台一用一备），双级32.5度运行。电机型号为YBFe630S1-8,额定功率500KW×2，额定电流62A，转速750r/min。主要通风机实测风量10920m3/min，矿井通风负压1813Pa，矿井总进风量为10280m3/min，矿井回风量为10810m3/min，有效风量9440m3/min，矿井有效风量率86%，矿井等积孔5.1m2。矿井风阻为0.05473Kg/m7。

2 矿井通风系统优化设计的可行性论证

2.1 矿井通风系统优化设计背景

一、矿井目前生产通风情况和生产变动情况分析

2007年矿井有2个生产水平，一水平有丁戊六采区，二水平有丁二和已二采区生产；即丁二采区的戊9-0-22040采面、丁戊六采区的戊9-0－16100采面和己二采区的已16-17-22101采面、已16-17-22141采面等4个回采工作面和丁二采区的丁5-6-22061回收面；17个掘进工作面，其中有8个煤巷掘进面，9个岩巷掘进面。

己16-17-22141机风巷在施工过程中瓦斯较大的情况，矿制定了安全技术措施，采用了对旋式风机2台，￠600MM的风筒，使正头的风量达到200M3/MIN，及时稀释回风流的瓦斯；同时打超前释放钻孔，使瓦斯由原来回风流的0.8%降为0.4%，起到了安全生产的作用，同时设专职瓦斯检查员严格检查现场的瓦斯、煤尘、失爆情况，发现问题处理后方可施工。对监测探头经常标校，确保探头灵敏可靠。

2.2 矿井通风系统优化方案确定的基本原则

一、根据矿井或采区设计生产能力，瓦斯涌出量、煤层赋存条件、煤炭自发火情况、低温及生产发展需要等因素，拟定多个技术上可行方案进行论证比较，优化确定出技术性可靠经济合理的通风系统设计方案。

二、优化设计的通风系统方案应具备较强的抗灾能力，能将灾害控制在最小的范围内，并能迅速恢复正常生产。

3 采区通风系统优化设计的选择与计算

3.1 矿井通风系统的选择确定

一、矿井通风方法的选择确定

十一矿为抽出式通风方式。

二、矿井通风网络形式的选择确定

矿井空气在井巷中流动时，风流分岔、汇合的结构形式，称为通风网络，它可以直观地用几何图形绘制得出的图形来表示通风网络。比如下面两个图例：

图A 图B

在图A中，节点1表示进风井，节点2表示出风井，分支1表示风流经过井下巷道排放到地面大气，分支2表示地面大气进入井下巷道从而形成回路。

在图B中，节点1表示进风井，节点2、3、4和5表示井下风流的分岔、汇合交叉点，节点6表示出风井。图B是图A的延伸，图B中把风流在井下风流的流动路径具体化，两图原理相同。

三、采区通风系统形式的选择确定

采区通风系统是采区生产系统的重要组成部分。它包括采区主要进、回风巷道和工作面进、回风巷道的布置方式，采区通风路线的连接形式，工作面通风方式等内容。

1、采区进、回风上（下）山的布置

己二采区开采的是己组煤，采用的是三条下山，即回风下山、轨道下山和皮带下山。

2、工作面通风系统的确定

鉴于U型通风系统的优越性，工作面选择U型后退式通风系统，鉴于下行通风易发生事故的弊端，选择优于它的上行通风方式，根据规定，工作面采用独立通风，必须串联时则务必严格按《规程》操作。

3、掘进工作面通风系统的确定

掘进工作面采用局扇通风，实行独立通风，必须串联时，需严格按《规程》操作，其通风示意图如下所示：

压入式通风

压入式通风的风机和启动装置都位于新鲜风流中，不易引起瓦斯和煤尘爆炸，安全性好，且排烟能力强，而抽出式通风效果不好，危险性高。故选择压入式通风。

3.2 采区风量计算

一、回采工作面需要风量

每个回采工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以

及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算然后取其中最大值。

低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件。

利用公式：Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 m3/min

分别计算为：

己16-17-22141采面

1、按气象条件：Q采=340×1.1×1.0×1.25=467m3/min

式中 Q采—采煤工作面需要风量 m3/min

Q基本—采煤工作面基本风量基本风量，m3/min，通常260—360，取340

K采高—回采工作面采高调整系数，采高2.0~2.5米取1.1

K采面长—回采工作面长度调整系数，采长80~150米取1.0

K温—回采工作面温度调整系数，温度23~26度取1.25

2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：

Q采 =60×V采×S采m3/min

=60×1.5×5.5

=495 m3/min

式中 V采—采煤工作面风速m/s

S采—采煤工作面平均断面积m2

3、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人供风≮4 m3/min

按人数： Q采 4N=4×50=200 m3/min

按炸药量： Q采 25A=25×3.6=90 m3/min

式中 N—工作面最多人数人

A—次爆破炸药最大用量 Kg

25—每千克炸药供风≮25 m3/min

4、按风速进行验算：Q采取最大值495m3/min

15S∠Q采∠240S m3/min

则 15×5.5∠495∠240×5.5 成立

式中 S—工作面平均断面积 m2

己16-17-22062采面

1、按气象条件：Q采=350×1 .1×1.0×1.25=481 m3/min

式中 K—采高2.0~2.5米取1.1

K采面长—采长80~150米取1.0

K温—温度23~26度取1.25

2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采=60×V采×S采=60×1.5×5.5=495 m3/min

式中 V采—采煤工作面风速 m/s

S采—采煤工作面的平均断面积 m2

3、按工作面最多人数 Q采 4N=4×50=200 m3/min

按炸药量 Q采 25A=25×3.6 =90 m3/min 式中 N—工作面最多人数

A—一次爆破炸药量最大用量 Kg

4、按风速进行验算：Q采取最大值为495 m3/min

15S∠Q采∠240S

则15×5.5∠495∠240×5.5 成立

因此己二采区回采工作面总需风量为：

∑Q采=495+495+280=1270m3/min

式中： 280—备用工作面需要风量 m3/min

二、掘进工作面需要风量和回采工作面所需风量的计算方法基本相同庚20-22090机巷

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×K掘道=100×280×（0.1÷100）×1.7 =47.6 m3/min 式中 Q掘—单个掘进工作面需要风量 m3/min

q掘—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量m3/min

K掘道—瓦斯涌出不均衡通风系数取1.7

2、按局部通风机实际吸风量计算

煤巷掘进：Q掘=Q局扇× Ii+15×S =180×1+15×6=270 m3/min

式中 Q扇—局部通风机实际吸风量 m3/min

Ii —同时通风的局部通风机台数

3、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算

按人数： Q 4N=4×40=160 m3/min

按炸药量：Q掘 25A=25×45=113 m3/min

式中 N—掘进工作面最多人数

A—一次爆破炸药最大用量 Kg

Q掘取最大值270 m3/min。

4、按风速进行验算

煤巷掘进最低风量 Q煤掘> 15×S掘

则270> 15×6. 5 成立

式中 S掘——掘进工作面的断面积 m2

此因全矿井掘进工作面总需要风量为

∑Q掘=5×270=1350m3/min

式中 5—掘进工作面个数

三、井下峒室需要风量

中央变电所：Q变=（3600×ΣW×Q）/（1.2×1.005×60×⊿t）

=（3600×200×3×0.02）/（1.2×1.005×60×5） =119 m3/min

式中∑W—机电峒室中运转的电动机总功率KW

机电峒室的发热系数水泵房取0.02

⊿t —机电峒室进回风的气温差度

1.005—空气定压比热容 kj/kg 度

3 —电动机台数

-593火药库需要风量，按每小时4次换气量计算

Q爆=0.07×V =0.07×964=68m3/min

式中 V—井下爆炸材料库体积 m3

其他充电峒室按100~200 m3/min 取值取100

采区绞车房及变电峒室按60~80 m3/min 取值80

井下峒室总需要风量为：

∑Q峒=119+4×80=439m3/min

四采区总风量计算

Q采区＝∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐=3059 m3/min

式中 Q——采区总风量

3.3 采区通风阻力计算

一、矿井通风阻力计算原则

1矿井通风总阻力，不应超过2940Pa。

2矿井井巷局部阻力和扩建矿井独立通风的扩建区，按井巷摩擦阻力的10％计算；扩建矿井井巷局部阻力按井巷摩擦阻力的15％计算。

二、采区通风阻力的计算

1、采区通风容易时期总阻力h me

H me=(1.1～1.15)h fe=248

1，采区通风困难时期总阻力h me

H mb=(1.1～1.15)h fb=365

井巷通风阻力计算表

4 采区通风设备的选择

4.1 局部通风机的选择

一、计算扇风机风量Q f：根据矿井总风量Q m和抽出式通风的外部漏风率K1计算扇风机风量；即

Q f＝Q m×K1＝ m3/s

式中: Q m——矿井所需风量，m3/s;

K1——漏风损失系数，抽出式通风矿井的外部漏风系数取K1＝1.05～1.10（出风井无提升任务的取1.05，有提升任务的取1.10）；压入式通风矿井的外部漏风系数取K1＝1.10～

1.15（进风井无提升任务的取1.10，有提升任务的取1.15）

二、计算扇风机风压H t：根据矿井通风机附属装置（风峒和扩散器）的阻力h b和扩散器出口动能损失h vb，以及矿井巷道阻力h m、矿井自然风压H n计算；即

H t＝h m+h b+h vb+/－H n＝ Pa

a、离心式通风机

通风困难时期 H t大＝h m+h b+h vb+H n＝ Pa

通风容易时期 H t小＝h m+h b+h vb－H n＝ Pa

b、轴流式通风机

通风困难时期 H s大＝h m+h b+h vb+H n＝ Pa

通风容易时期 H s小＝h m+h b+h vb－H n＝ Pa

三、初选通风机

根据通风困难时期Q f、H s大和通风容易时期Q f、H s小在通风机特性曲线上，选择出满足矿井通风要求的通风机。

四、计算通风机的实际工作风阻和确定实际工况点

1、计算通风机的实际工作风阻

静压特性曲线时的工作风阻：

R s小＝H s小÷Q2f

R s大＝H s大÷Q2f

全压特性曲线时的工作风阻：

R＝H÷Q