【2017年整理】采掘作业规程样本及编制指南汇通用版编

第一篇总则第一条为了规范煤矿作业规程的编制和实施，加强煤矿采掘工程的技术基础工作，促进安全生产，特编煤矿作业规程编制指南（以下简称指南。第二条本指南适用于从事煤炭生产和煤矿建设活动的单位。第三条编制煤矿作业规程的原则是（一）必须严格遵守中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国煤炭法、中华人民共和国矿山安全法、煤矿安全监察条例、煤矿安全规程等国家有关安全生产的法律、法规、标准、规章、规程和相关技术规范。（二）坚持“安全第一、预防为主”的方针，积极推广、采用新技术、新工艺、新设备、新材料和先进的管理手段，提高经济效益。（三）单项工程、单位工程开之前，必须严格按照“一工程，一规程”的原则编制作业规程，不得沿用、套用作业规程，严禁无规程组织施工。第四条必须建立健全煤矿作业规程编制和实施的责任制度。煤矿生产和建设企业由总工程师或技术负责人组织，做好煤矿作业规程的编制、审批、贯彻、管理等各个环节的工作。第五条煤矿作业规程的编制应由施工单位的工程技术人员负责。要做到内容齐全，语言简明、准确、规范；图表满足施工需要，采用规范图例，内容和标注齐全，比例恰当、图面清晰，按章节顺序编号；采用计算机编制。第六条编制煤矿作业规程，必须具备下列方件、资料（一）已批准的有关设计（采区、综采工作面、基建工程等设计）文件、资料。（二）由地质测量部门提供的经过批准的地质说明书及施工现场地质条件变化的勘查资料。（三）同一煤层或邻近工作面的矿压观测，瓦斯等级和煤尘的爆炸性、煤的自燃倾向性鉴定，水害等资料。（四）由通风部门提供的通风资料。（五）由机电部门提供的供电系统图和机电设备资料。（六）煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程等。（七）有关安全生产的管理制度，如岗位责任制、工作面交接班制度、“一通三防”管理制度、爆破管理制度、巷道维修制度、机电设备维修保养制度、通风安全仪表使用维修制度等。第七条煤矿作业规程编制之前，施工单位的负责人应组织本单位的生产、安全、管理人员、技术人员和有经验的工人代表，对开工地点及邻近煤层进行现场勘察。检查现场的施工条件，预测施工中可能遇到的各种情况，讨论制定有针对性的安全措施，明确施工的程序和任务，为煤矿作业规程的编制做好准备工作。第八条煤矿作业编制内容应结合现场的实际情况，具有针对性。对工程质量的要求不得低于煤矿安全质量标准及考核评级办法中的规定。作业规程编制格式应参照煤矿作业规程编制指南中的样本。第九条工程技术人员完成煤矿作业规程编制之后，应征求施工单位负责人的意见，获得同意并签字后，方可上报审批。第十条煤矿作业规程的审批，由矿总工程师或技术负责人负责组织进行，并应由生产技术、安全、通风、地测、计划、机电、运输、煤质、劳资、供应等相关部门进行集体会审；各部门都要提出审查意见并签字，最后由总工程师或技术负责人审批。经批准的作业规程文本要按企业或地区行业管理区划分进行统一编号，并在生产技术、安全等部门备案。第十一第煤矿作业规程的贯彻学习，必须在工作面开工之前完成；由施工单位负责人组织能加施工的人员学习，应由编制本规程的技术人员负责贯彻。参加学习的人员，经考试合格方可上岗。考试合格人员的考试成绩应登记在本规程的学习考试记录表上，并签名。第十二条煤矿作业规程应由主管负责人（大中型矿井为主管生产的负责人，小型矿井为矿长）签字并组织执行，施工单位负责人负责实施。所有现场工作人员都必须按照作业规程进行作业和操作。第十三条对煤矿作业规程的实施应进行全过程、全方位的管理，重点抓好下列工作。（一）工程技术人员负责施工现场规程的指导、落实、修改和补充工作。（二）应定期复查作业规程执行情况。（三）从开工之日起，至少每月应重新学习一次煤矿作业规程。（四）工作面的地质、施工条件发生变化时，必须及时修改补充安全技术措施，并履行审批和贯彻程序。（五）在软岩、冲击地压、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出、自然发火、水害和“三下”开采等条件下施工时，必须按规定编制专项设计或安全技术措施，并履行审批和贯彻程序。（六）施工结束后，应写出作业规程的执行总结，送交生产技术部门，连同煤矿作业规程及修改补充措施一起存档。存档的作业规程文本、电子文档不得修改，一般应保存3年以上。第十四条煤矿企业应把煤矿作业规程的编制和贯彻执行作为安全检查的重要内容，组织生产技术、安全、通风等部门对煤矿作业规程及其执行情况，进行定期和不定期的监督检查。发现生产现场不按规程要求施工，应责令及时整改；如有规程不满足现场需要的情况，应责令其及时补充、修改。第十五条本指南没有涉及到的采煤、掘进方法，参照本指南中的相关范例进行编写。第十六条煤矿应每年至少组织一次煤矿作业规程检查、评比、奖励活动，不断总结经验，提高规程的编审质量。第十七条煤矿必须自觉接受煤炭管理部门和煤矿安全监察机构对煤矿作业规程的编制及实施进行的监督监察，对于检查出的问题和隐患，必须认真、及时地进行整改。第十八条对于违反煤矿作业规程所造成的各类事故，要按照“四不放过”的原则，严格进行追究处理，以便吸取教训，进一步抓好安全生产。第二篇掘进工作面作业规程第一部分编制概要第一条每一个工作面，在开工前，按照程序、时间和要求，编制作业规程；不得沿用、套用作业规程进行施工。第二条规程编写人员在编写前应做到以下几点。（一）明确施工任务和计划采用的主要工艺。（二）熟悉现场情况，进行相关的分析研究。（三）熟悉有关部门提供的技术资料。第三条作业规程一般应具备下列图纸。（一）巷道布置平面图、剖面图。（二）地层综合柱状图。（三）地质平面图、剖面图。（四）巷道开口大样图。（五）巷道支护断面图。（六）临时支护平面图、剖面图。（七）掘进机截割顺序图。（八）设备布置示意图，供电系统示意图。（九）炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。（十）通风系统示意图。（十一）运输系统、排水系统、防尘系统示意图。（十二）抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。（十三）避灾路线示意图。第四条巷道布置应因地制宜，以安全、经济为原则。第五条掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号。第六条煤矿安全规程、煤矿技术操作规程、上级文件中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只需在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容；未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，必须在作业规程或施工措施中明确规定。第七条专项安全技术措施编制要求。（一）专项安全技术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。（二）编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件；要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。（三）出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施。1、施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空、瓦斯异常、透水等；2、遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区；3、施工过路中遇松软的煤、岩层或流沙性地层；4、在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全；5、施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符；6、作业规程有关规定不具体或未包括的内容；7、其他可能受到危害或威胁的施工现场。（四）安全技术专项措施编制的内容1、施工方法、工艺、工序安排等；2、支护方式和支护材料；3、生产系统与原规程不同的，在措施中说明；4、工程的规格尺寸等，要有附图；5、其他与措施有关的内容。第八条巷道贯穿专项安全技术措施。（一）必须符合煤矿安全规程第一百零八条的规定。（二）工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50M前、其他巷道在相距20M前，只准从一个掘进工作面向前贯通，另一个工作面必须停止作业等。（三）工作面加强顶板支护的支护方式。（四）贯通前长探短掘，明确探眼的位置、角度、深度、数量、附三视图。（五）制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采取保护措施。（六）水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。（七）贯通前通风，贯通后调风的方法，附贯通前后通风示意图。（八）有水患的巷道贯通，制定探水、放水、排水的办法。第九条预防瓦斯突出专项安全技术措施。（一）煤与瓦斯突出的预兆。（二）防突出措施的选定。（三）注水措施技术参数。（四）预测指标和临界值的选定。（五）预测方法。（六）操作要求。（七）安全防护措施及防止灾害扩大的措施。第十条出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。（一）地质条件和围岩有较大变化。（二）改变了原巷道规格和支护形式。（三）改变了原施工工艺和主要工序安排。（四）原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。第二部分规程编制第一章概况第一节概述第十一条巷道名称、位置与煤（岩）层、相邻巷道的关系，巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间等。第十二条施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。第十三条按比例绘制巷道布置平面图。第二节编写依据第十四条经过审批的设计及其批准时间等。第十五条地质部门提供的地质说明书，提交批准时间和编制内容必须符合矿井地质规程规定。第十六条说明有关矿压观测资料。第十七条其他技术规定。第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及地质情况第十八条巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。第十九条巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。第二十条分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。第二节煤（岩）层赋存特征第二十一条叙述煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（F），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析。第二十二条预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。第二十三条其他煤（岩）层技术特征分析。第二十四条按比例绘制地层综合柱状图。第二十五条常用的围岩分类参考表见附件1。锚喷围岩分级见附件2。第三节地质构造第二十六条描述巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。第二十七条受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，应有技术分析。第二十八条在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须使用经定期验证的地质资料。第二十九条按比例绘制地质平面图、剖面图。按比例绘制瓦斯地质图。第三十条普氏岩石分类，见附件3。第四节水文地质第三十一条分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。第三十二条分析巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。第三十三条分析第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。第三十四条积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积水线、探水线和警戒线）。第三十五条隔水层安全厚度计算参考公式，见附件4；导水断裂带发育高度计算参考公式，见附件5。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置第三十六条描述巷道布置层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口的位置、方位角等。第三十七条巷道净断面的设计，必须按支护最大允许变形后的断面计算。第三十八条突出矿井巷道布置原则充分利用保护层，避开地质破碎带，避开应力集中区，掌握施工动态和围岩变化情况等。第三十九条巷道开口施工开口方法和步骤，开口前的准备工作，开口附近的支护加固，一次成巷、支护方式等。第四十条巷道施工顺序巷道为分段定向施工时，逐段说明巷道中线方向、坡度、各段长度、与煤层的相对位置等。第四十一条特殊地点的施工如车场、硐室、溜煤眼、交叉点、绞车房等，该巷道与其顶部或底部老巷道的岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程应按设计要求绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。第四十二条按比例绘制巷道剖面图，按比例绘制开口大样图。第四十三条巷道断面形状及其适用条件参考表，见附件6。第二节矿压观测第四十四条观测对象矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，“三软”（顶板软、煤层软、底板软）及煤（岩）与瓦斯突出煤层的巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。第四十五条观测内容顶底板活动规律分析；不支护巷道表面位移量观测，支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。第四十六条观测方法主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪、锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。第四十七条数据处理监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节支护设计第四十八条根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，选择支护参数等。第四十九条巷道支护设计，可采用以下办法。（一）解析法根据巷道围岩的物理学性质、坚固程度、地压作用方向及大小，巷道的不同用途、条件，合理选择支护方式与参数。（二）工程类比法参照煤炭系统总结的经验，根据本煤矿或邻矿同煤（岩）层矿压观测资料、支护方式与参数和经验公式进行设计。（三）围岩松动圈分类法根据巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议进行支护设计。第五十条巷道临时支护的方式明确临时支护的方式，确定工作面与临时支护、与永久支护间的最小和最大距离。第五十一条坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求（一）巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。（二）巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。（三）煤和半煤层巷道中，煤层无自然发火危险。（四）岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为依据。（五）制定不设支护的安全措施。第五十二条复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，可根据现场实际确定锚索长度及布置方式。第五十三条位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用柔性或可缩性支护形式，有底鼓的应明确防治办法。第五十四条按比例绘制巷道支护平面图、断面图。按比例绘制临时支护平面图、剖面图。第五十五条巷道支护分类，见附件7。主要支护型式参考表，见附件8。支护设计参考，见附件9。锚喷支护参数参考表，见附件10。坑木和钢材对照参考值表，见附件11。第四节支护工艺第五十六条各类支护工艺及要求。（一）锚杆及联合支护。1锚杆（锚网、锚索）的材质、规格、间排距、安装（包括药卷的种类、数量及使用要求）、锚固力等要求；2锚杆的孔位、孔深和孔径应于锚杆类型、长度、直径相匹配等要求；3锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求；4软岩使用锚杆或支护时，必须全长锚固等要求；5喷射材料（水泥标号，速凝剂型号，砂子、石子的颗粒等），根据混凝土强度要求，计算出配比，混合料的搅拌、速凝剂用量、喷射工艺等；6喷射混凝土的风压、水压、温度等；7对粉尘浓度及喷射混凝土回弹率的规定等；8巷道涌水的处理方式；9备用材料、数量、规格及存放地点；10明确支护质量与要求。（二）支架支护。1钢混支架钢件和钢筋混凝土加工件的品种、制作形状、规格尺寸、强度、配件、背板、充填材料的规格、质量等要求；2金属支架支架必须构件齐全，撑（拉）杆、垫板、背板的规格，支架的顶部、两帮背紧、背牢、充满填实，安设方式等要分别要求，可缩性支架可缩量应与围岩的变形量相适应；3备用支架的数量、规格、存放地点；4明确支护质量与要求。（三）砌碹支护。1预制混凝土块、料石等规格，砌体厚度、基础槽深度、砂浆配比、强度设计、砌体壁后充填质量、砌体灰缝质量等；2碹胎的架设应与巷道中心线垂直，结构尺寸、碹胎的间距、倾斜巷道迎山角度、支设方法、固定方式、脚手架设置等；3砌筑碹体操作工艺、砌体顺序、一次砌体长度、砌体壁后充填材料选择、高冒区的处理方式等；4备用砌拱材料的品种、数量、规格、存放地点；5明确支护质量与要求。第五十七条各支护工序的安排及要求。第四章施工工艺第一节施工方法第五十八条确定巷道施工方法。第五十九条巷道开口施工方法从支设巷道开口临时棚开始，到支上固定棚止，施工顺序作必要的描述。第六十条特殊条件下的施工方法如1、石门揭开煤层时的施工方法放震动炮、打超前钻排放瓦斯等；2、硐室的施工方法硐室位于类、类围岩中宜采用全断面施工方法，位于类、类围岩中宜采用分层施工法；3、交岔点的施工方法交叉点位于类、类围岩中宜采用全断面施工法，位于类、类围岩中宜采用分部施工法，位于类围岩中宜采用导硐施工法；4、倾斜巷道的施工方法支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车装置，掘进、扒装机械固定等。第二节凿岩方式第六十一条确定凿煤（岩）方式。第六十二条机掘作业方式，截割顺序等。第六十三条炮掘施工工序安排，工艺流程等。第六十四条描述全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘进施工，不同的钻爆、扒装、运输方式等。第六十五条不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩（煤）、通风、设备布置方式等。第六十六条在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，采取先抽后掘的施工方式等。第六十七条对掘、斜交、正交巷道时，必须有准确的实测图；当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时的施工方式等。第六十八条绘制设备布置示意图。绘制掘进机截割顺序图。第三节爆破作业第六十九条爆破条件巷道断面、顶板，通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。第七十条掘进采用锚喷支护钻爆法施工时，必须采用光面爆破。爆破参数，宜符合下列规定1、炮眼的深度为1835M；2、周边炮眼的间距为350600MM；3、周边炮眼的密集系数为0510；4、周边炮眼的药卷直径为2025MM。第七十一条爆破说明表炮眼的名称、眼距、角度、深度、数量，使用炸药、雷管的品种，装药结构、装药量，封泥长度、连线方式、起爆方式、爆破顺序等数据。第七十二条炮眼布置图标明巷道岩石的厚度，断面形状、尺寸，炮眼的位置、个数、深度、方向、角度，炮眼编号等参数。第七十三条在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆；不能全断面一次起爆的，必须注明采取的安全措施。具体说明光面爆破作业采取的措施等。第七十四条绘制炮眼布置正面图、平面图、剖面图。绘制装药结构示意图。第四节装载与运输第七十五条确定装载与运输方式。第七十六条装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。第七十七条煤、矸、材料、设备等的运输方式。第七十八条人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求。第七十九条耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙装机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等。第八十条小绞车及回头轮的安装、固定方式等。第八十一条装载与运输各工序安排，与其他工序协调等。第八十二条绘制运输系统示意图。第五节管线及轨道敷设第八十三条风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。第八十四条敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。第六节设备及工具配备第八十五条列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量等。第五章生产系统第一节通风第八十六条选择通风方式、通风设备、设施。1采用压入式、抽出式通风方式；2采用混合式通风方式；3高瓦斯区域、瓦斯抽放对通风的特殊要求4局部通风机、压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等；5风筒选择、敷设方式第八十七条说明瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井，装设三专（专用变压器、专用开关、专用线路）、两闭（风电、瓦斯电闭锁）设施，装备“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能。低瓦斯矿井局部通风机采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电；采用风电、瓦斯电闭锁的方式等。第八十八条掘进工作面风量计算。掘进工作面实际需要风量，应按各煤矿企业制定的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。（一）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q100（67）QK，式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；100（67）单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1或二氧化碳浓度不超过15的换算值；Q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；K掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。通常，机械工作面K1520；炮掘工作面K1820。低瓦斯高二氧化碳矿井还必须按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法。（二）按炸药使用量计算25A，式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；25每千克炸药爆炸不低于25M3的分配量；掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，KG。（三）按工作人员数量计算N，式中掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；4每人每分钟应供给的最低风量，M3/MIN；N掘进工作面同时工作的最多人数。（四）按局部通风机的实际吸风量计算局IKF，式中掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；局掘进工作面局部通风机的额定风量，M3/MIN；掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；KF为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般1213，进风巷中无瓦斯涌出时取12，有瓦斯涌出时取13。Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。第八十九条根据上述计算的工作面需要风量要求，进行局部通风机、风筒规格选型。（一）局部通风机风量的确定QFQJ/60C，式中QF局部通风机风量，M3/S；QJ掘进工作面需要风量，M3/MIN；C风筒的有效风量率，。风筒有效风量率可采用下列公式计算1有效风量率（E）。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分数。EQA/QF100，式中E有效风量率，；QA风筒送往掘进工作面的实际风量，M3/MIN；QF局部通风机（吸）风量，M3/MIN。2漏风率（L1）。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。L1Q1/QF100，式中L1漏风率，；Q1整列风筒的总漏风量，M3/MIN；QF局部通风机（吸）风量，M3/MIN。（二）局部通风机风压的确定。局部通风机压入式通风时的工作全压为HFTRQ2HV，QQFQA，HV1/D4QA2，式中HFT局部通风机工作全压，PA；R风筒风阻，NS2/；Q风筒平均风量，M3/MIN；QF局部通风机（吸）风量，M3/MIN；QA风筒出口风量，M3/MINHV风筒出口动压；D4风筒出口直径，M。（三）局部通风机选型。压入式通风时需计算局部通风机全压工作风阻RFTRFTHFT/Q2A，式中RFT局部通风机全压工作风阻，NS2/M8；局部通风机工作全面，PA；QA风筒出口风量，M3/MIN。抽出式通风时，则计算局部通风机静压工作风阻RFSRFSHFTHFV/QF2HFV1/2PQF/S02，式中RFS局部通风机静压工作风阻，NS2/M8；HFT局部通风机工作全压，PA；HFT局部通风机动压，PA；P空气密度，KG/M3QF局部通风机吸风量，M3/MIN；S0局部通风机出风口断面积，。第九十条掘进工作面风量验算。（一）按最低风速验算。1岩巷掘进工作面的最低风量岩单位M3/MINQ岩9岩，式中9按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数；岩岩巷掘进工作面的断面积，。2煤巷掘进工作面的最低风量煤单位M3/MIN煤15煤，式中15按煤巷掘进工作面最低风速的换算系统；煤煤巷掘进工作面的断面积，。15，式中15按煤巷掘进工作面最低风速的换算系统；掘进工作面的断面积，。（二）按最高风速演算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q单位M3/MINQ240S，式中240按掘进工作面最高风速4M/S的换算系统；S掘进工作面的断面积，。（三）按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。（四）按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。P瓦/Q掘1，式中Q掘掘进工作面需要风量，M3/MINP瓦瓦斯绝对涌出量，M3/MIN第九十一条掘进工作面风量经验算必须同时满足以上4个条件，如果有其中任何一项不符合条件要求，需重新对局部通风机选型。第九十二条安装局部通风机的地点，全风压风量要大于局部通风机吸风量，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速，全岩巷道不得低于015M/S，煤巷和半煤岩巷不得低于025M/S的要求等。第九十三条绘制通风系统示意图。第九十四条常备用局部通风机吸风量参考表，见附件12。柔性风筒有效风量及漏风率参考表，见附件13。胶皮风筒摩擦阻力系数表，见附件14。局部通风机风筒配套选用参考表，见附件15。掘进工作面需要风量参考表，见附件16。第二节压风第九十五条确定掘进工作面风源，压风方式。第九十六条称动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。（一）A空氯压缩机的选择，应符合下列要求总耗风量应按下式计算QABRNKQ，式中Q总耗风量，M3/MIN；A管路漏风系数；B风动机械磨损消耗峋量增加的系数，宜为110115；R高原修正系数，海拔每增加100M，系数增加1；N同型号风动机具使用系数，台；K凿岩机、风镐同时使用系数，见附件18；Q风动工具耗风量，M3/MIN；（二）当各个施工阶段的风量供应变化较在时，备用风量应为设计风量的2030。（注选自矿山井巷工程施工及验收规范GBJ2131990）第九十七条绘制压风系统示意图。第九十八条管路漏风系数参考表，见附件17。凿岩机、风镐同时使用系数能考表，见附件18。第三节瓦斯防治第九十九条掘进工作面临时抽放瓦斯泵站安设的地点，瓦斯抽放管理安设方式、敷设长度、管路中混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求、抽出瓦斯引排地点，抽放瓦斯操作工序等。第一百条突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险程度的预测办法。第一百零一条突出危险区内掘进作业必须采取的综合防治措施。第一百零二条超限报警设备、报警系统安设方式、超限报警时处理程序等。第一百零三条入井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器等。第一百零四条绘制抽放瓦斯系统示意图。第四节综合防尘第一百零五条说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统，安设除尘风机、水幕、防爆水袋、降尘设施个数及位置；掘进机内、外喷雾装置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水、净化风流、个体防护等综合防法措施。第一百零六条绘制防尘系统示意图。第五节防灭火第一百零七条相邻要区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。第一百零八条大倾角的煤层，火区下部区段掘进巷道的条件。第一百零九条在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，沿空掘进巷道临近火区、老空前必须探明情况，采取预防性充填等措施。第一百一十条说明巷道施工时，消防供水管道系统、防灭火器材的存放方式和地点等。第六节安全监控第一百一十一条相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出变化等情况。第一百一十二条掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统。第一百一十三条绘制安全监测仪器仪表布置示意图。第七节供电第一百一十四条供电设计。（一）选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型，计算电力负荷等。（二）进行电气保护整定计算。第一百一十五条绘制供电系统示意图。第八节排水第一百一十六条预测掘进工作面最大涌水量。第一百一十七条确定排疏放水方式、选择排水设备型号、管路规格、临时水仓的地点和容积、排水路线等内容。第一百一十八条绘制排列水系统示意图。第九节运输第一百一十九条选择运输方式、设备型号、运输路线等。第一百二十条绘制运输系统示意图。第十节照明、通信和信号第一百二十一条机掘工作面，运输兼作人行道的巷道，绞车、压风、变配电硐室的照明设施、位置等。第一百二十二条掘进工作面与调度室、绞车房、车场、变配电硐室等的通信设施、电话位置。第一百二十三条掘进工作面、提升、运输、转载信号装置的种类和用途。第一百二十四条绘制照明、通信、信号系统示意图。第六章劳动组织及主要技术指标第一节劳动组织第一百二十五条说明掘进作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率（附劳动组织图表）。第二节循环作业第一百二十六条根据掘进工艺流程、循环作业方式（日、班循环个数）、循环进尽，编制正规循环作业图表。采用正规循环作业，提高工时利用率。第三节主要技术指标第一百二十七条编制主要技术经济指标表第七章安全技术措施第一节一通三防第一百二十八条局部通风机安全管理技术措施。第一百二十九条综合防尘安全管理技术措施第一百三十条防灭火安全管理技术措施第一百三十一条高温巷道施工降温安全技术措施。第一百三十二条高瓦斯矿井、突出矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区和瓦斯异常区的局部通风机通风实行“三专两闭锁”，装备“双风机、双电源”，以实现“自动切换、自动分风”功能的安全管理技术措施。第一百三十三条无煤柱开采、沿空送巷、沿空留巷防上漏风的安全技术措施。第一百三十四条排放瓦斯突出煤层中掘进巷道，采用预抽瓦斯的安全管理技术措施。第一百三十五条排放瓦斯必须制定专项安全技术措施。第一百三十六条其他“一通三防”安全技术措施。第二节顶板第一百三十七条在松软煤（岩）层、流沙性地层、地质破碎带、复合顶板掘进巷道的安全技术措施。第一百三十八条三岔门、四岔门、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施。第一百三十九条使用前探支护、防倒支架，严禁空顶作业的安全技术措施。第一百四十条顶板压力观测、定期分析审查的安全技术措施。第一百四十一条其他顶板控制安全技术措施。第三节爆破第一百四十二条使用爆破器材的安全技术措施。第一百四十三条按照规定爆破的安全技术措施。第一百四十四条特殊情况下爆破的安全技术措施。第一百四十五条两条平行掘进工作面，间距在20M以内时，贯通、遇断层、老巷、破碎顶板等特殊情况下爆破的安全技术措施。第一百四十六条掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破的安全技术措施。第一百四十七条处理拒爆、残爆的安全技术措施。第一百四十八条其他爆破安全技术措施。第四节防治水第一百四十九条掘进巷道受水威胁、撤出人员的安全技术措施。第一百五十条说明当掘进工作面遇有下列情况之一时，必须有疑必探、先探后掘的安全技术措施。（一）接近水量大的含水层。（二）接近导水裂隙、断层。（三）接近被淹井巷、老空。（四）接近矿井隔离煤柱。（五）掘进过程中发现有透水预兆。第一百五十一条探放老空积水时，加强防突水及对有害气体的检查和防护的安全技术措施。第一百五十二条其他防治水安全技术措施。第五节机电第一百五十三条掘进机、装岩机、喷浆机等移动设备的安装、固定、使且维修、移动、撤除等的安全技术措施。第一百五十四条掘进机、耙装机、喷浆机作业运行范围内，严禁进行其他工作和行人的安全技术措施。第一百五十五条其他防治水安全技术措施。第一百五十六条动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等安全技术措施。第一百五十七条其他机电安全技术措施。第六节运输第一百五十八条运输、转载设备管理的安全技术措施。第一百五十九条下山施工防止跑车伤人的安全技术措施。第一百六十条上山掘进施工25O以上的斜巷时，溜煤（矸）道与人行道分开的安全技术措施。第一百六十一条利用倾斜巷道、煤仓、溜煤眼等运输的安全技术措施。第一百六十二条掘进巷道、提升、运输、转载系统的声光信号装置与启动装置闭锁的安全技术措施。第一百六十三条其他运输安全技术措施。第七节其他第一百六十四条提高工程质量的安全技术措施。第一百六十五条实现安全、文明生产方面的安全技术措施。第八章灾害应急措施及避灾路线第一百六十六条发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出、透水、冒顶、提升等事故的应急措施。第一百六十七条制定发生灾害时快速有效的传报技术和方法、撤出人员的区域和避灾路线、实施自救的条件、防上灾害扩大的措施、统计井下人数及其他应急措施等。第一百六十八条绘制避灾路线示意图。第三部分附件附件1围岩分类参考表围岩分类类别名称岩层描述巷道开掘后围岩稳定状态（35M跨度）岩种举例强稳定岩层坚硬、完整、整体性强、不易风化，RB60MPA层状岩层，胶结较好，无软弱夹层围岩稳定，长期不支护无碎块掉落现象玄武岩、石英岩、石英质砂岩、奥陶纪石灰岩、茅口石灰岩稳定岩层比较坚硬，RB4060MPA层状岩层，胶结较好坚硬块状岩层，裂隙面闭合无泥质充填物围岩基本稳定，较长时间不支护会出现小块掉落胶结好的砂岩、砾岩、石灰岩中等稳定岩层中硬岩层，RB2040MPA层状岩层以坚硬层为主，夹有少量软岩层软坚硬的块状岩层，RB4060MPA能维持一个月以上稳定，会产生局部岩块掉落砂岩、砂质泥岩、粉砂岩、石灰岩等弱稳定岩层较软岩层，RB60255075毛洞跨度510M时，长期稳定，无碎块掉落同级围岩特征同级围岩特征3060125253752075毛洞跨度510M时，围岩能较长时间块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构构造影响较重，有少量断层。结构面较发育，一般为3组，平均间距0408M，以原生和构造节理为主，多数闭合，偶有泥质充填，贯通性较差，有少量软弱结构面。层间结合较好，偶有层间错动和层面张开现象6025375205（数月至数年）维持稳定，仅出现局部小块掉落同级围岩特征同级围岩特征203008512530450752同级围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层结构同级围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构特征3060125253045050752层间结合良好的薄层和软硬岩互层结构构造影响较重。结构面发育，一般为3组，平均间距0204M，以构造节理为主，节理面多数闭合，少有泥质充填。岩层为薄层或以硬岩为主的软硬岩互层，层间结合良好，少见软弱夹层、层间错动和层面张开现象60（软岩，20）25304503052碎裂镶嵌结构构造影响较重。结构面发育，一般为3组以上，平均间距0204M，以构造节理为主，节理面多数闭合，少数有泥质充填，块体间牢固咬合6025304503052毛洞跨度510M时，围岩能维持一个月以上的稳定，主要出现局部掉块、塌落同级围岩块状结构同级围岩块状结构和层间结合较好的中厚层或厚层状结构特10300421252035050751毛洞跨度5M时，围岩能维和层间结合较好的中厚层或厚层状结构征持数日到一个月的稳定，主要失稳形式为冒落或片帮续表主要工程地质特征岩石强度指标岩体声波指标围岩级别岩体结构构造影响程度，结构面发育情况和组合状态单轴饱和抗压强度/MPA点荷载强度/MPA岩体纵波速度/（KMS1）岩体完整性指标岩体强度应力比毛洞稳定情况散块状结构构造影响严重，一般为风化卸荷带。结构面发育，一般为3组，平均间距0408M,以构造节理、卸荷、风化裂隙为主，贯通性好，多数张开，夹泥，夹泥厚度一般大于结构面的起伏高度，咬合力弱，构成较多的不稳定块体30125200151层间结合不良的薄层、中厚层和软硬岩互层结构构造影响严重，结构面发育，一般为3组以上，平均间距0204M，以构造、风化节理为主，大部分微张（0510MM），部分张开（10MM），有泥质（10MM），有泥质充填，形成许多碎块体30软岩，10125203502041碎裂状结构构造影响严重，多数为断层影响带或强风化带。结构面发育，一般为3组以上，平均间距0204M，大部分微张（0510MM），部分张开（10MM），有泥质充填，形成许多碎块体30125203502041毛洞跨度5M时，围岩能维持数日到一个月的稳定，主要失稳形式为冒落或片帮散体状结构构造影响很严重，多数为破碎带、全强风化带、破碎带交汇部位。构造及风化节理密集，节理面及其组合杂乱，形成大量碎块体，块体间多数为泥质充填，甚至呈石夹土状或土夹石状50KN；加长锚固90KN不稳定锚杆W钢带网，或增加锚索桁架网，或增加锚索加长锚固或全长锚固杆体直径1822MM锚杆长度1824M排间距0610M设计锚固力加长锚固90KN；全长锚固110KN极不稳定顶板较完整锚杆金属可缩支架，或增加锚索顶板较破碎锚杆网金属可缩支架，或增加锚索底臌严重环形或可缩支架锚杆全长锚固杆体直径1824MM锚杆长度2026M排间距0610M设计锚固力110KN注1煤巷围岩稳定性分类可参考原煤炭部（1988年163号文）决定试行的我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案方法及其他分类规定。2对于复合顶板，破碎围岩，易风化、潮解、水膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索加固围岩或注浆加固、封闭围岩等措施。3锚杆各构件强度应与相应设计锚固力相匹配。4“顶板较完整”指表3中节理分级的“不发育或稍发育”、“较发育”“顶板较破碎”指“发育”、“很发育”。5顶板必须采用金属杆体锚杆。全长锚固或加长锚固锚杆应选用左旋螺纹钢杆体。6锚杆孔径与锚杆杆体锚固段直径之差，应控制在410MM范围内。7巷帮锚杆的支护形式与参数应根据巷道用途、巷道断面、煤层厚度与强度、节理裂隙发育程度、埋藏深度、护巷煤柱尺寸、锚杆是否经受剪切等因素确定。同时按“巷道地压理论计算公式”计算测压力及自然平衡拱跨度延伸到巷道两侧煤体内的距离，以考虑帮锚杆的布置密度及长度，使其既能承受自然平衡拱上部岩柱重量，又可防止煤壁片帮。8顶板靠巷道两帮的锚杆，应向巷道倾斜1530角（与铅垂线夹角）。表3围岩节理（裂隙）发育程度等级划分等级裂隙系数节理（裂隙）特征附注不发育或稍发育075节理（裂隙）12组，规则，多为原生型或构造型，多数间距为1M以上，多闭合延伸不长对基础工程无影响，在不含水且无其他特殊不良因素时，对围岩稳定性影响不大较发育045075节理（裂隙）23组，呈X形，较规则，以构造型为主，多数间距大雨04M，多闭合，部分对基础工程影响不大，对其他可能产生相当影张开（宽度大于2MM，下同），少有充填响发育045075节理（裂隙）3组以上，不规则，呈X形或米字形，以构造型或风化形为主，多数间距小于04M，大部分张开，部分为粘性土充填，少量剪切节理面上可见擦痕对工程建筑可能产生较大影响等级裂隙系数节理（裂隙）特征附注很发育80时，按立井地压公式计算。当斜巷倾角A10006002BKJ60NO5（JBT52）11112010006002BKJ60NO5（JBT52）11225015008002BKJ60NO5（JBT62）281500200010002BKJ60NO（JBT62）282附件16掘进工作面需要风量参考表炸药量10L/SM9富水性强的岩层Q110L/SM10富水性中等的岩层Q011L/SM11富水性弱的岩层Q00101L/SM12富水性极弱的岩层Q12030303434383843435858666685859696典型条件LF/MM24242724272731354646535368687878HM19192222272731314141474755556262（四）基本顶级别确定方法1计算初次来压步距当初次来压步距不超过工作面长度的时，取其实测值作为式（4）的LF。如果初次来步压步距超过工作面长度时，实测的初次来压步距需按照式（5）式（6）进行修正。将修正后的基本顶初次来压步距LFC取代式（4）中的F。四周未采的工作面LFCLK1/（5）一边采空或有走向断层的工作面FCF34/26两侧已采的工作面FCLFK1/（7）式中KLF/W（为工作面长度）；基本顶岩石的波桑系数（一般可取砂质页岩，035；砂岩，0203；砾岩，02）。2用周期来压步距推算初次来压步距如已知基本顶周期来压步距（P），可用式（8）推算初次来压步距（F）F245LP（8）直接顶充填系数计算NHI/M（9）（1）直接顶厚度确定原则当直接顶厚度小于6倍采高时，I取实数直接顶厚度；当直接顶厚度大于6倍采高时，取I6M。（2）煤层采高（M）确定原则；一次采全高的工作面，以煤层厚度作为煤层采高；分层开采的工作面，以分层次采高作为煤层采高。4计算初次来压当量平均值PE及级别划分由已采工作面的LF，N，HM，按式（4）计算初次来压当量平均值PE，然后对照表6对该煤层基本面级别进行判定。附件2缓倾斜煤层采煤工作面底板分类（引自MT5531996）工作面底板按其允许底板载荷强度由小到大分为五个类别，即I类（极软类），类（松软类），类（较软类），类（中硬类），和类（坚硬类），其中类底板又分为A类（较软A类）和B类（较软B类）。工作面底板分类的基本指标是允许底板载荷强度。辅助指标是允许底板刚度。参考指标是允许底板单向抗压强度。各类底板的指标界限及参考岩性见表8。表8各类底板的指标界限及参考岩性底板类别基本指标辅助指标参考指标名称代号允许底板载荷强底PM/A允许底板刚底SP/MPA/MM1允许底板单向抗压强度RP/MPA参考岩性极软P30P03P85充填砂、泥岩、软煤极软03546厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩附件3中国煤炭分类总表（GB57511986）分类指标类别代号数码VDAF（）GIR,MMBHDAFPMQMAFGR,MFKG无烟煤3535656510贫煤102005贫瘦煤1020520瘦煤1020102020505065焦煤102020282028655065652525150肥煤1020202828378585852525251501502201/3焦煤1/328376525220气肥煤378525220气煤28373737375065355050656525220中粘煤2028283730503050弱粘煤20282837530530不粘煤202828370505长焰煤37370553550褐煤3737303050时，再用Y值（或B值）来区分肥煤、气煤与其他煤类。当Y25MM时，如VDAF，则划分为气肥煤；如MM，则根据其VDAF的大小而划分为相应的其他煤类。当用B值来划分肥煤、气肥煤与其他煤类的界限时，如F的为肥煤，如VDAF，则暂定B的为肥煤或气肥煤（DAF时）。当按B值划分的类别与值划分的类别有矛盾时，以后者为准。如用VDAF和HDAF划分出的小类有矛盾时，则以HDAF划分的小类为准。在已确定了无烟煤小类的生产厂矿的日常检测中，可以只按F来分类，在煤田地质勘探工作中，对新区确定小类和生产矿、厂需要重新核定小类时，应同时测定VDAF和DAF值，按规定确定出小类。对VF，GRI的煤，再以PM来确定其为长焰煤或褐煤。如PM，再测QMAFG,，如AFGR,/KG，则应划分为长焰煤（地质勘探煤样，对DF，焦渣特征为号的煤，在不压饼的条件下测定，再用PM来区分烟媒和褐煤）。分类用煤样，除AD的采原煤外，凡AD的各种煤样，应采用N2重液选后的浮煤（对易泥化的低煤化度褐煤，可采用灰分尽可能低的原煤样），详见煤样的制备方法。第四篇范例一、极薄煤层螺旋钻机采煤（山东新汶矿业集团潘西矿）潘西矿简介潘西矿位于山东省莱芜市境内，莱芜煤田长尾岭勘探区西部。地理坐标东经11744354851,北纬367401258，井口标高23350M。矿井开采范围西部边界为F21