式中：Q—总耗风量，m3/min α—管路漏风系数，取1.1。
β—风动机具耗风量损失系数，取1.15。 n—同型号风动机具使用台数。 K—同型号风动机具使用系数取1.0。 q—风动机具耗风量，m3/min。 2、压风管选择
D=203Q1/2=20326.61/2=103 mm 式中：D—管路内径，mm。 Q—总耗风量，m3/min。
通过上述计算，结合矿井现场实际情况，本掘进迎头选用φ10834 mm无缝钢管作为压风管路，管路采用快速接头连接,进口分支及每300米设置一闸阀。
3、供风线路
地面压风机房→副井→井底车场→掘进迎头。 4、敷设标准
φ10834mm压风管路敷设在巷道西帮上，离底板1800mm以上，应吊挂平直。 附：压风系统示意图
第三节 防尘系统
一、防尘供水管路计算
（一）南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面用水量计算∑Q J：
本掘进工作面防尘用水量包括湿式打眼，爆破落岩、煤喷雾，冲洗岩、煤壁，装岩、煤洒水、喷雾，风流净化水幕等用水量。
① 凿岩机湿式打眼用水量QJ1： QJ1=nJQh
=230.3 =0.6m3/h 式中：
nJ — 凿岩机同时工作台数，2 台； Qh— 单台凿岩机用水量，Qh=0.3m3/h。
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② 爆破落岩、煤喷雾用水量：QJ2=1.5m3/h。 ③ 冲洗岩、煤帮用水量：QJ3=1.0m3/h。
④ 装岩、煤洒水、喷雾用水量：可取QJ4=0.5m3/h。 ⑤ 风流净化水幕用水量：QJ5=nJ5QJm=630.1=0.6m3/h。 式中：
nJ5—每道水幕的喷嘴个数3个，两道水幕喷嘴个数取6个。 QJm—个喷嘴的喷雾流量。
QJm =0.1～0.15 m3/h；取0.1m3/h。 ∑QJ1=QJ1+QJ2+QJ3+QJ4+QJ5
=0.6+1.5+1.0+0.5+0.6 =4.2 m3/h =0.00117m3/s （二）管径的计算： Q=πD2V/4 D=(4 QJ/πV)1/2
=〔430.00117/(3.1431.5)〕1/2 =0.032m =32(mm) 式中：
Q—计算流量，m3/s。 D—管路直径，mm。
V—计算流速,一般为1.5～2.5m/s，取1.5m/s。
通过计算南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面需要直径32mm的管路供水，根据南一采区胶带石门及胶带上山巷设计要求，使用直径50mm无缝钢管即可满足供水要求。
二、防尘系统
南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面使用直径50mm防尘供水管路，防尘水源由地面防尘水池接入直径50mm防尘管路→副井井筒（直径200mm）→副井井底车场（直径50mm）→南运输大巷→一路横贯→掘进迎头（直径50mm），管路每隔50m设1个三通阀门。掘进时在距掘进工作面10m内设爆破风水联动远程喷雾装置1道，在距掘进
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工作面30m、50m内各设1道净化水幕，并保证雾化良好，使用正常，喷雾能覆盖巷道全断面。
南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面，要按《煤矿安全规程》规定要求安设隔爆水袋，隔爆水袋应安设在距掘进工作面60-200m范围内。
掘进工作面掘进时要使用湿式打眼、放炮喷雾、冲刷巷帮、装岩（煤）洒水、净化风流、放炮使用水炮泥、潮料喷砼、个体防护等综合防尘措施。
防尘系统示意图见附图。
第四节 防灭火
南一采区胶带石门及胶带上山前期采用炮掘，具备条件时采用综掘机械化设备掘进，巷道采用锚（网）索喷支护，喷雾降尘，防火的重点是防放炮起火、设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。灭火水源由地面防尘水池接入直径50mm防尘管路→副井井筒（直径200mm）→副井井底车场（直径50mm）→南运输大巷（直径50mm）→一路横贯（直径50mm）南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面（直径50mm），管路每隔50m设1个三通阀门。
第五节 安全监控系统
南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面的安全监控采用MHYV13437/0.13型传输电缆，一个KJ83N-F2型监控分站安设在局部通风机处，监控系统的电源电缆串接于局部通风机电源。南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面安设两个甲烷传感器，甲烷传感器型号均为GJC4（B）型，安设位置（见后附图）：1#甲烷传感器距迎头5m范围内安设；2#甲烷传感器，在掘进工作面回风门口以里（向迎头方向）10—15m处安设， 1#、2#甲烷传感器报警浓度均为≥0.8%CH4，断电值分别为：1#甲烷传感器≥1.2%CH4，2#甲烷传感器≥0.8%CH4；断电范围：1#、2#甲烷传感器均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备，复电浓度：1#、2#甲烷传感器均为＜0.8% CH4。传输电缆沿副井传到地面。 风压传感器的安设位置及其作用：风筒压力传感器安装在距迎头75m以内的风筒上，当风筒无风时，切断南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面巷道内全部非本质安全型电器设备电源。
局部通风机控制开关负荷侧设置两个设备开停传感器。
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防尘系统及安全监测仪器仪表图见附图Ⅵ。
第六节 供电系统
掘进动力电源分二期进行布置；首期电源来自井下临时变电所10kv/660V—500KVA变压器经真空馈电开关，用MYP3350+1316mm2电缆经馈电开关KBZ-200供电至南一运输大巷，再用不同平方电缆，供皮带运输机、迎头绞车、扒装机等各机械设备及照明信号。后期再铺设一条1140V供电线路，
用MYP3X95+1X35mm2电缆给EBZ260H型掘进机供电。电缆吊挂要整齐，电缆钩每0.8m一个，弧度一致，各开关设备要放在安全地点，上台上架，迎头必须使用风电闭锁、瓦斯电闭锁、照明信号综合保护等电器设备。
该迎头掘进采用两路局部通风机电源：
一路由中央变电所1#10Kv/660V-630KVA变压器经真空馈电开关，用Myp3350mm2+1325mm2电缆由中央变电所KBZ-630馈电开关给1#局部通风机供电；另一路由井下中央变电所2#10KV/660V-630KVA变压器电源经KBZ-630真空馈电开关给2#局部通风机供电。供电系统采用风电闭锁、瓦斯电闭锁、检漏继电器等设备，井下供电的电源开关必须装设漏电保护装置。
供电系统：
迎头动力供电：中央变电所→掘进工作面迎头。 供电系统示意图见附图Ⅶ。
第七节 排水系统
排水系统：前期掘进迎头积水→一路横贯→矿井下临时水仓→地面。 后期掘进迎头积水→N路横贯→南运输大巷→环形车场→水仓→地面 排水系统示意图见附图Ⅴ
第八节 运输系统
一、主运输系统：
前期采用钻爆法掘进段，煤矸由P-60B型耙装机接1吨矿车，经运输大巷至副井底
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车场，由副井提升至地面。
前期采用EBZ260H型综掘机掘进时，机后跟P-60B型耙装机接1吨矿车，经运输大巷至副井底车场，由副井提升至地面。
后期采用EBZ260H型综掘机掘进时，接第一部SPJ-800型可伸缩胶带输送机（输送量400 T/h，配套电机功率75KW32），再续接GPJ-800型固定胶带输送机，经一采区胶带巷皮带运至1号煤仓，最后由主井箕斗提升至地面。
运煤矸路线：
前期由掘进迎头→运输大巷→井底车场→副立井→地面→矸石场。
后期掘进迎头→南一采区胶带巷皮带→一号煤仓→转载皮带→主立井箕斗→地面 二、辅助运输系统：
所需材料（空车）前期由地面经副井转运至井底车场，然后经运输大巷→一路横贯掘进迎头。后期由地面经副井→井底车场→南运输大巷→N路横贯→南一采区胶带石门及胶带上山掘进迎头。
运料（空车）路线：
地面→副井→井底车场→运输大巷→一路横贯→掘进迎头。 三、绞车、钢丝绳的验算：
南一采区胶带石门及胶带上山采用绞车提升，其中最大坡度段约为5°，绞车通过回头滑倒拉矿车运输物料。一次松拉物料主要为喷浆搅拌料2车（3.0T/车）、经比较，绞车一次提升最大荷载为提升1车喷浆搅拌料。绞车、钢丝绳按提升最大荷载验算如下：
1.提升设备主要技术参数： （1）MGC1.1-6型矿车： 自重：450kg 名义载重：1700kg
（2）调度绞车：
JD-25调度绞车牵引力：1800kg 绳径：15.5mm 绳速：43.4m/min 电机功率：25KW 外型尺寸（长3高3宽）：14383121731255 mm 绞车自重：1354kg 容绳量：400m
（3）6319-φ15.5mm型提升钢丝绳：
公称抗拉强度：1520MPa 破断拉力总和：135822N（13859kg） 理论重量：84.57kg/100m
（4）回头滑固定方式：
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