41105综采工作面回采作业规程.docx

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41105综采工作面回采作业规程

41105综采工作面回采作业规程

丈八井41105综采工作面

SLJM-G-MK01-01-2009

回

采

作

业

规

程

2009年月日实施

二00九年四月

规程会审表

规程名称41105综采工作面作业规程

会审时间

会审地点

会审人员签字

职务姓名日期

矿长

总工

生产矿长

机电矿长

安全矿长

施工单位

施工负责人

编制

备注

分发号受控状态

采掘作业规程贯彻记录表

作业规程名称41105综采工作面作业规程

作业队组贯彻人

队干贯彻时间

参

加

贯

彻

人

员

备注

目录

第一章概况-1-

第一节工作面位置及井上下关系-1-

第二节煤层-1-

第三节煤层顶、底板-2-

第四节地质构造-2-

第五节水文地质-2-

第六节影响回采的其他因素-3-

第七节储量及服务年限-3-

第二章采煤方法-[换行]4-

第一节采煤方法与巷道布置-4-

第二节采煤工艺-4-

第三节设备配置-6-

第三章顶板控制-7-

第一节支护设计-7-

第二节工作面顶板控制-11-

第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制-12-

第四节矿压观测-14-

第四章生产系统-15-

第一节运输-15-

第二节“一通三防”与安全监控-15-

第三节排水-20-

第四节供电-21-

第五节通讯、照明-21-

第五章劳动组织和主要技术经济指标-21-

第一节劳动组织-21-

第二节主要技术经济指标-22-

第六章煤质管理-23-

第七章安全技术措施-24-

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

41105综采工作面位置及井上下关系

水平名称820水平采区名称四采区

地面标高1050～1100井下标高842.321～865.5

地面相对位置该面南部为梁上庄村庄保安煤柱线，工作面中部有一关闭竖井（X=4102960，Y=19551140）

回采对地面的影响地表大面积塌陷，会造成梁上庄村公路下沉。

井下位置及与相邻关系41105工作面北接三条四采区集中巷，南靠矿井井田保安煤柱线，西为尚未规划的41103工作面，东为正在掘进的41107工作面。

走向长度/m737倾斜长度/m135面积/m299495

第二节煤层

采煤工作面开采煤层情况表

地层年代煤层编号煤层

厚度（m）层间

距（m）倾角稳定性煤层结构容

量

t∕m3顶底板

岩性普氏系数f

系统组最小—最大最小—最大顶板底板

平均平均

石炭系上统太原组9＃1.66–1.70.9–1.90-8°稳定简单1.30石灰岩泥岩f﹦1.5–2

1.681.5

石炭系上统太原组10＃11＃8.49–8.800-8°稳定复杂1.35泥岩泥岩f﹦1.5﹣2[换行]8.49

第三节煤层顶、底板

开采煤层顶底板情况

顶底顶底板名称岩石名称厚度（m）特征

伪顶炭质泥岩0.2～0.4随采随落

老顶K2石灰岩6.47（平均）坚硬，可以悬露很大的面积，到一定步距，随放顶煤自行跨落。

直接底粘土泥岩0.8～3.0厚度和质量变化大，有时相变为泥岩、砂质泥岩

附图1：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

由地质精查报告和已掘巷道证实，该区域內的煤层成单斜构造（西高东低），小型波状起伏较为发育。

第五节水文地质

一、水害分析

区域内主要含水层为9#煤顶板K2灰岩，厚约6.47m，致密、裂隙溶洞发育，为富含水层；另外，根据实地调查，在工作面东部分布有越层开采9#煤的天胜煤矿、工作面西部有鱼湾煤矿；工作面中部为越层开采9#煤的孟家庄矿，其破坏范围较大，预计在采空区的低洼处均存有一定量积水，因此掘进过程中应密切关注顶板水情，如有淋头水出现以致增大或煤帮潮湿、挂汗等突水征兆，则必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则,以确保安全生产。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况

影响回采的其它地质情况表

瓦斯本矿属低瓦斯矿井，相对涌出量0.14m3/t。

煤层爆炸性煤尘有爆炸危险性，回采时要严格落实综合防尘措施，防止煤尘积聚飞扬。

煤层自燃倾向性煤层有自燃发火性，属自燃煤层，发火期为4～6个月，

严格按防灭火措施进行管理。

二、顶板压力监测

根据已掘巷道压力显现，上覆9＃煤层局部已被小窑破坏，将压力传递到10＃、11＃煤层，使11＃煤层巷道顶板压力加大，顺槽局部工字钢梁受压弯曲，所以部分巷道必须加设锚索、钢带进行维护。

上覆9＃煤层破坏将会造成回采时顶板冒落，因此回采时及时加强支护。

第七节储量及服务年限

储量

工作面工业储量118.3万吨。

工作面开帮回采率95%，放顶煤回采率85%。

留设底煤平均厚度1米，工作面可采储量为91.5万吨。

二、工作面服务年限

工作面服务年限=开采推进长度/设计月推进长度=646.6/50=12.93（个月）。

第二章采煤方法

第一节采煤方法与巷道布置

采用走向长壁后退式综采放顶煤一次采全高的采煤方法。

一、巷道布置附图：

41105巷道布置示意图。

（1）、工作面运输顺槽

工作面采用11#矿用工字钢梯形棚、铁丝网联合支护，中部支设木支柱，棚距（中—中）1米。

根据巷道断面利用率，运输顺槽选择了两种不同的断面，小断面只安设皮带，上净宽2.6米，下净宽2.95米，净高2米，大断面即安设吊挂皮带，又安设轨道，上净宽3.9米，下净宽4.25米，净高2米。

主要服务于工作面的运煤、运料、进风、行人及设备的安设等。

（2）、工作[换行]面回风顺槽

工作面回风顺槽采用11#矿用工字钢梯形棚、铁丝网联合支护，上净宽2.6米，下净宽3.04米，净高2.5米。

主要服务于工作面的运料、进风和安全出口等。

（3）、切眼扩帮

切眼采用爆破落煤的方法扩帮后（规格为4.4×2.2m），采用11＃矿用工字钢、木板棚联合网进行支护，切眼长度135米，安设综采液压支架87架,悬移支架6架切眼的安设依照《41105工作面安装安全技术措施》进行。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

该工作面为走向长壁后退式全部跨落法控制顶板的综合机械化采煤。

采用ＭＧ１５０-Ｗ１型双滚筒采煤机，具体采煤工艺流程如下：

斜切进刀→割煤→移架→拉后溜→返空刀→推前溜→斜切进刀→割煤→移架→返空刀→推前溜→放顶煤→拉后溜

1、斜切进刀

根据采煤机性能采用斜切进刀的方法进刀，即采煤机割透机尾（头）后，调换前后滚筒的上下位置并改变牵引方向，沿运输机弯段向机头（尾）逐步割进煤壁，待采煤机割过25～30米全部进入刀后，随后移机头（尾）段刮板输送机，再调换滚筒上下位置并换向牵引，向机尾（头）割三角煤，割透三角煤后，再次调换滚筒上下位置并向机头（尾）进行正常割煤，即实现斜切进刀工艺。

2、割煤

斜切进刀后，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，截深为0.6米。

3、移架

移架时采用本架操作，移架方式为单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架一次到位，步距0.6米。

4、返空刀

为了减小推溜的阻力，采煤机割煤后，需再返空刀一次来清理余煤。

5、推溜

在返空刀时，滞后采煤机15米开始推前溜，推溜时顺序进行，弯曲长度不得大于15m，弯度不大于30，以免损坏刮板输送机连接构件。

6、放顶煤

工作面为“两开一放”，即两次开帮，放一次顶煤，放顶煤为两刀割煤完成后，按照三架间隔放顶煤方式进行作业，同时打开的放煤口不得超过两个，为更好地控制放煤效果，采取操纵摆梁来回摆动措施，对跨落的煤进行松动，还可借助插板的上下收缩来控制顶煤的排放量及对大块卡口煤进行破碎，以提高放煤效果。

按上述要求放到出露K2石灰岩时，关闭放顶煤窗口，进行下一组放顶煤工序。

7、拉后溜

机组割过第一刀煤后，不准放顶煤，滞后移架15米拉回后溜，待机组割过第二刀，移架放顶煤后，距放顶煤工序15米，开始拉后溜，具体要求同推前溜。

二、工作面正规循环生产能力

W=W1W2=L·S·H1·Y·C1＋S·H2·Y·C2

式中：

L—工作面长度135米

S—正规循环率0.6米

H1开帮厚度2.2米

H2煤层厚度7.49米（不包括1米的护底煤）

Y—容重1.35t/m3

C1开帮回采率95%

C2放顶煤回采率85%

开帮：

W1=LSH1YC1=135×0.[换行]6×2.2×1.35×95%=228.5吨

放顶煤：

W2=SH2YC2=135×0.6×6.95×1.35×85%=646吨

正规循环生产能力：

W=W1＋W2=228.5＋646=874.5吨

第三节设备配置

工作面机械设备配置表

使用地点设备名称规格型号数量单位

工作面采煤机1台

液压支架QZFS2400-16/24D87架

悬移支架XDY-15架

前刮板输送机SGB-630/1801部

后刮板输送机SGB-150C1部

运输顺槽刮板输送机SGB-150C1部

吊挂皮带SP-402部

乳化泵MRB125/31.5C2台

喷雾泵XPB250/5.51台

喷雾泵BRW801台

移动变电站KBSGZY-500/b1台

移动变电站KBSGZ-630/b1台

调度绞车JD-11.4部

照明综保个

回风顺槽调度绞车JD-11.4部

水泵潜水泵台

照明综保个

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架选型设计

1）、支护强度验算

根据经验公式，支架应达到的支护强度为：

P=4～8Mr式中：

P-----考虑老顶来压时的支护强度

M-----采高M=2.2m

r-----上覆岩层平均容重，采用加权平均法进行计算。

由综合柱状周知，在工作面上覆煤岩层中，9＃.10＃＋11＃煤层厚度为7.49m容重为1.4T／m3,k2石灰岩厚度6.47m，容重为2.45T／m3，页岩厚度7.35m，容重为2.2T／m3（个岩层容重由所查资料得出）。

故按照6倍采高岩重进行验算。

r=（∑hi×ri）／∑hi=（7.49×1.4＋6.47×2.45＋7.35×2.2）／（7.49＋6.47＋7.35）=2.0T／m3

p=6×2.2×2.0=26.4T／m3

显然p＜p架，故能满足支护要求。

P架-----支架支护强度。

2）、底板比压验算

工作面底板允许比压为14.41MPa，而液压支架设计底板比压为1.34MPa，显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压，故支架不会发生钻底现象。

二、端头支护强度计算

1）、上覆岩层压力计算

根据经验公式，支架应达到的支护强度为：

P=4～8Mr式中：

P-----考虑老顶来压时的支护强度

M-----采高，M=2.2m

r-----上覆岩层平均容重，采用加权平均法进行计算。

由综合柱状周知，在工作面上覆煤岩层中，9＃.10＃＋11＃煤层厚度为7.49m容重为1.4T／m3,k2石灰岩厚度6.47m，容重为2.45T／m3，页岩厚度7.35m，容重为2.2T／m3（个岩层容重由所查资料得出）。

故按照6倍采高岩重进行验算。

[换行]r=（∑hi×ri）／∑hi=（7.49×1.4＋6.47×2.45＋7.35×2.2）／（7.49＋6.47＋7.35）=2.0T／m3

p=6×2.2×2.0=26.4T／m3

=258.72KN／m3

2）、机尾端头支护强度验算

单体液压支柱最大控制面积为

S=4.92×5.705=28.069㎡

每根DZ-----25型单体液压支柱承受的重量G支柱=258.72×0.71=183.69KN小于DZ-----25型液压支柱的最大工作阻力250KN。

显然，支护满足要求

3）、机头端头支护强度验算

单体液压支柱最大控制面积为

S=6.5×5.705=37.08㎡

每根DZ-----22型单体液压支柱承受的重量G支柱=258.72×0.84=217.32KN小于DZ-----22型液压支柱的最大工作阻力250KN。

显然，支护满足要求

4）、最大、最小控顶距

根据支架的技术参数确定最大控顶距4300㎜，最小控顶距3700㎜，放顶步距1.2米，端面距≤340㎜.见最大、最小控顶距示意图

三、支护材料

根据该工作面的技术参数及地质条件，使用QZFS2400-16/24D型低位放顶煤支架，共87架；上下两端头选用改造后的XDY—1型悬移支架5付，从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1～87号支架。

QZFS2400-16/24D四柱支撑掩护式支架技术特征表

项目內容单位规格

适用条件煤层厚度m6.95

煤层倾角（0）0～8

顶板直接顶类

基本顶级Ⅲ

底板直接底或煤底要求底板平整，留有0.8～1.2m护底煤

地质构造地质构造简单，煤层赋存稳定。

总体特征支架高度m1600～2400

工作阻力KN2400

初撑力KN2000

对底板平均比亚MPa1.34

四、乳化液泵站

根据本矿其它工作面在矿压观测期间，对泵站到采面的压力及压力损失进行了统计观测。

通过实测选用MRB125/31.5C型系列乳化液泵站，一台液压泵站满足工作面需要，但是为了保证工作面正常运转，做到用一台工作，一台备用。

。

（一）、泵站设置位置

41105综采工作面乳化液泵站安设在41105运输顺槽内。

（二）、乳化液泵站使用管理规定

1、乳化液泵操作人员必须经过培训考试合格后方可上岗。

2、乳化液泵必须使用自动配液装置。

开泵前，首先检查乳化液的液量大于箱体1/2，用浓度计检查乳化液浓度（浓度在3%-5%之间）。

每次配置后用浓度计检测，要做到管路不漏液，泵站压力正常。

3、泵站及液压系统必须完好，做到不漏液、串液，振动正常。

4、供液管路吊挂整齐，保证供液、回液畅通。

液箱内干净无杂质，确保供压系统的洁净。

5、开泵后，若发现泵的压力、声音、温度、润滑等有异常情况，立即停泵处理。

6、在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法、用液比例、责任者等，保证设备性能良好。

7、现场配比法

（1）、乳化液箱规格为2660mmⅹ800mmⅹ1176mm。

（2）、坚持使用乳化液自动配液装置，经常检查、调整配比浓度在3﹪—5%的范围内。

（3）、不得直接将清水注入箱内。

8、发现下列情况之一的，应立即停泵：

（1）、异声异味。

（2）、温度超过规定。

（3）、压力表指示压力不正常。

（4）、自动配液装置启动不正常。

（5）、控制阀失控、失效。

（6）、供液管路破裂、脱开，泄液。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

本矿域顶[换行]板为Ⅲ类，采用全部跨落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。

最大控顶距为4.3m，最小控顶距为3.7m，放顶距为1.2m（机道宽为0.63m）。

移架方式采用本架操作单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向逐架追机作业，移架一次到位。

二、正常工作时期的其它特殊支护形式遇顶板破碎顶板压力增大时，除应加快工作面推进度外同时还必须立即进行支护，即沿采煤机前进方向逐架追机作业，移架时，支架进行部分卸载，带压擦顶移架。

以尽快摆脱压力影响。

三、特殊时期的顶板控制

1．初采来压时：

在两顺槽靠采空区侧支设双排密集点柱，排距0.6m，间距0.5m。

（附工作面布置图）

2、停采前工作面顶板管理：

工作面推进距停采线2米时，把液压支架与运输机的连接销摘开，只移溜不拉架，采高调整至2.2～2.4米，割完第一刀煤后在液压支架顶梁上方插入木梁，木梁沿走向放置，每一个支架插两根，互相平行，间距0.75m。

木梁垂直于煤壁，梁头距煤壁0.3m（规格为：

100×200×1400mm），木板插入前探梁0.8米，外露0.6米并及时在木梁的靠煤壁梁头下支设一根单体液压支柱，柱距0.75米。

为防止支柱漏液倒柱伤人，在支柱与金属网间用铁丝拴好。

然后用单体支柱将前部运输机推出，用单体液压支柱推溜时至少要有三个力点同时顶溜，顶溜过程中不得硬顶急弯，保证弯曲段长度不少于15米，弯曲度数不得大于30，顶溜时不得停溜。

割第二刀煤时，必须把运输机调直，煤壁割直，把底板割平，偏差不得超过±100mm。

机组割完第二刀煤后，不再推溜，从机尾向机头撤下每付前探梁上1.4米的木板，重新支设规格（100×200×2000mm）的木板梁，木板插入前探梁0.6米，外露1.4米。

每一个支架插两根，互相平行，间距0.75m，使梁头顶住煤壁，及时在木梁的靠煤壁梁头下支设一根单体液压支柱，柱距0.75米。

为防止支柱漏液倒柱伤人，在支柱与金属网间用铁丝拴好。

工作面停采后，紧贴煤壁再挂两道金属网，使网包住煤壁，防止片帮伤人。

工作面停采后，净高不得低于2.2m，清理干净工作面和两巷道的浮煤，把采煤机停在机尾处（具体规定需要制定专门的安全技术措施）。

3、工作面发生冒顶时的顶板管理：

首先处理冒落的煤矸及不安全因素，打上临时支护再进行处理工作。

工作过程中，班、队长要现场指挥；然后及时将冒顶处两边缘支架拉出，在煤帮平行于工作面支设木梁，以防事故向两边扩展；在冒顶地段，先在煤帮挖好柱窝，视冒顶的长度平行于工作面交错支设1.2米枕木，然后垂直于煤壁在木梁上用枕木勾顶，木梁一端支在支架前探梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。

第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制

一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制

（一）、运输顺槽、回风顺槽的超前支护

1、运输顺槽、回风顺槽超前支护距离不得小于20m，若两顺槽压力增大时，超前支护长度要增加到30～40米。

机尾超前支护在原巷道工字钢梁下支设两根单体液压支柱进行加强支护，随着工作面的推进需拆除工字钢支架时，应先沿工作面煤壁方向补打两根单体液压大帽点柱，机头超前支护采用三排一梁三柱3.2m长的“∏”型钢梁和一排单体液压大帽点柱抬棚进行替换支护，柱间距1m，梁间距1m,钢梁上必须用背板相互勾紧、背实。

如果顶板破碎、底板底鼓严重无法回收工字钢支架时，不得强行拆除工字钢支架，加设“∏”型梁垂直于工字钢梁加单体液压支柱加强支护。

2、、超前支护的“∏”型梁要平直，单体支柱打成一条直线，单体支柱迎山有劲升紧打牢，所有单体支柱必须用铁丝与菱形网拴好或“∏”型梁捆结拴牢。

3、上“∏”型梁时，俩人托住板梁，俩人扶单体支柱，1人送液，必须口号一致，手要扶在侧面，不得扶在梁的上面，头部要放在安全一侧，要求密切配合，抓牢“∏”梁，扶稳支柱，送液准确。

（二）、运输顺槽、回风顺槽的加强支护

工作面两顺槽采用11#矿用工字钢梯形棚、铁丝网联合支护，在顶板破碎压力大的地段，增补锚杆、W型钢带、锚索、树脂锚杆进行加强＄支护。

二、工作面[换行]安全出口的管理

（一）、支护形式

机头采用两付改造后的XDY—1型悬移支架、六根一梁三柱的“Ⅱ”型梁并铺设铁丝网进行联合支护；机尾采用三副改造后的XDY—1型悬移支架并铺设铁丝网进行联合支护，端头铺网要延至工作面两端首付液压支架上方，并与顺槽內的菱形铁丝网连接拧紧（至少拧三圈），靠采空区切顶侧支设排密集点柱，排距0.6m，间距0.5m.

移输送机时可一梁两柱，移完输送机后及时补齐，柱爪必须卡住梁牙。

移悬移支架：

①、在支架完好的支护下用户卸荷手把将主梁支柱卸荷提起，移动主梁，移到位后，立即将支柱支起。

②、给副梁支柱卸荷，移动副梁与前探梁梁边对齐，然后给支柱注液，达到规定的初撑力。

（二）、质量要求

1、上下安全出口高度不得低于1.8m；

2、采高不超过作业规程规定±0.1m。

三、支护材料的使用数量和存放管理

支护材料的使用数量和存放管理

种类规格使用量复用率/%备注

悬移支架XDY—16付100%端头用

单体支柱DZ—22（25）100%端头、超前用

“Ⅱ”型梁100%端头、超前用

第四节矿压观测

矿压观测內容

工作面支架顶底板移近量、支架阻力、活柱下缩量、液压支架的初撑力、端面距。

两顺槽支柱阻力、巷道顶底板移近量。

矿压观测方法

（1）、观测仪器：

圆图压力自记仪、卷尺或者是测杆。

（2）、压力表分别设置在工作面17＃、28＃、39＃、50＃、73＃支架上，每天更换一次记录纸，并调整好记录笔、对好时间、注明原因，整理后填入表中。

（3）、工作面压力观察，每天进行一次，用卷尺量取单体液压支柱下缩量并记录表中，由观察人每天八数据报回观察领导小组。

三、数据采集

数据必须由观察人报回矿压观察小组，填表必须真实有效，不得填报虚假数据。

四、成果分析

由矿压观察小组和总工分析后，由计算机进行数据处理。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输路线

工作面采出的煤→运输顺槽內的刮板输送机→运输顺槽內的胶带输送机、→五部皮带→四部皮带→三部皮带→二部皮带→头部皮带→中间煤仓→主斜井强力皮带→地面筒仓、储煤场。

二、辅助运输路线

地面工业广场→副斜井→八二零大巷→四采区集中材料巷→41105回风顺槽→41105工作面。

附图：

41105运输系统示意图。

第二节“一通三防&rdq[换行]uo;与安全监控

一、通风系统

（一）、回采工作面风量计算

a:

回采工作面按气候条件确定需要风量，其计算公式为：

Q采=Q基本×K采面长×K温式中：

Q采—采煤面需要风量，m3／min;

Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量m3／min。

Q基本=工作面控顶距×工作面实际采高×70﹪×适宜风速（不小于1m／s）×60

Q基本=4×2.2×70﹪×1×60=369.6m3／min

K采高—回采工作面采高调整系数取1.5（见表1）

K采面长—回采工作面长度调整系数取1.0（见表2）

K温—回采工作面温度调整系数取0.9（见表3）

Q采=369.6×1.5×1.0×0.9=499m3／min

表1K采高—回采工作面采高调整系数

采高＜2.02.0～2.52.5～5.0及放顶煤

系数（K采高）1.01.11.5

表2K采面长—回采工作面长度调整系数

回采工作面长度80～150150～200＞200

长度调整系数（K长）1.01.0～1.31.3～1.5

表3K温—回采工作面温度调整系数

工作面空气温采煤工作面风速配风调整系＜

＜180.3～0.80.90

18～200.8～1.01.00

20～231.0～1.51.00～1.10

23～261.5～1.81.10～1.25

26～281.8～2.51.25～1.4

28～302.5～3.01.4～1.6

b：

按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×KCH4式中：

Q采—采煤工作面实际需要风量，m3/min；

Q采—回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均涌出量；根据2007年度瓦斯等级鉴定报告取0.25m3/min.

KCH4—采煤瓦斯涌出不均衡系数取1.2.

Q采=100×0.25×1.2=30m3/min；

c：

按二氧化碳涌出量计算：

Q采=100×q采co2×KCo2式中：

Q采—采煤工作实际需要风量，m3/min；

Qco2—回采工作面回风巷风流中二氧化碳的平均涌出量；根据2007年度瓦斯鉴定报告取0.62m3/min.

KCo2—采面二氧化碳涌出不均衡系数取1.2

Q采=100×q采co2×KCo2=100×0.62×1.2=74.4m3/min；

d：

按工作面温度计算

工作面温度不大于18°

Q采=60×V×S式中：

V—工作面适宜风速取0.9m/s

S—工作面断面，根据规程为6.7m2

Q采=60×0.9×6.7=361.8m3/min;

&nbs[换行]p;e：

按工作面同时工作的总人数计算：

Q采=4×N式中：

N—工作面同时工作的人数，根据规程为46人。

Q采=4N=4×46=184m3/min

按