11.1 编制概要
（1）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。
（2）规程编写人员在编写前应做到以下几点：明确施工任务和计划采用的主要工艺；熟悉现场情况，进行相关的分析研究；熟悉有关部门提供的技术资料。
（3）作业规程一般应具备下列图纸。 ①巷道布置平面图、剖面图
②地层综合柱状图、地质平面图、剖面图。
③巷道开口大样图、巷道支护断面图、临时支护平面图、剖面图。 ④掘进机截割顺序图、设备布置示意图，供电系统示意图。 ⑤炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。 ⑥通风系统示意图、运输系统、排水系统、防尘系统示意图。 ⑦抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。 ⑧避灾路线示意图。
（4）巷道布置应因地制宜，以安全、经济为原则。 （5）掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号。 （6）《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。
（7）专项安全技术措施编制要求。
①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。
②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。
③出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施。
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；遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区；施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层；在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全；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；作业规程有关规定不具体或未包括的内容；其他可能受到危害或威胁的施工现场。
④安全技术专项措施编制的内容。包括施工方法、工艺、工序安排等；支护方式和支护材料；生产系统与原规程不同的，在措施中说明；工程的规格尺寸等，要有附图；其他与措施有关的内容。
（8）巷道贯通专项安全技术措施。
①必须符合《煤矿安全规程》第一百零八条的规定。
②工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50 m前、其他巷道在相距20 m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。
③工作面加强顶板支护的支护方式。
④贯通前长探短掘，明确探眼的位置、角度、深度、数量，附三视图。 ⑤制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采取保护措施。 ⑥水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。
⑦贯通前通风，贯通后调风的方法，附贯通前后通风示意图。 ⑧有水患的巷道贯通，制定探水、放水、排水的办法。 （9）预防瓦斯突出专项安全技术措施。 ①煤与瓦斯突出的预兆。 ②防突措施的选定。 ③注水措施技术参数。
④预测指标和临界值的选定。 ⑤预测方法。 ⑥操作要求。
⑦安全防护措施及防止灾害扩大的措施。
（10）出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。 ①地质条件围岩有较大变化。 ②改变了原巷道规格和支护形式。 ③改变了原施工工艺和主要工序安排。
④原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。
11.2 规程编制
11.2.1 概况
11.2.1.1 概述
（1）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。
（2）施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。 （3）按比例绘制巷道布置平面图。 11.2.1.2 编写依据
（1）经过审批的设计及其批准时间等。
（2）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。 （3）说明有关矿压观测资料。 （4）其他技术规定。
11.2.2 地面相对位置及地质情况
11.2.2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况
（1）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。
（2）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。 （3）分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。 11.2.2.2 煤（岩）层赋存特征
（1）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、底板岩性及特征分析。
（2）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。 （3）其他煤（岩）层技术特征分析。 （4）按比例绘制地层综合柱状图。
（5）根据相关参考规定对围岩进行分类。 11.2.2.3 地质构造
（1）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。
（2）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。 （3）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。 （4）按比例绘制地质平面图、剖面图。按比例绘制瓦斯地质图。 （5）根据普氏岩分类法对围岩进行分类。 11.2.2.4 水文地质
（1）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。
（2）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。
（3）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。
（4）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）。
（5）根据隔水层安全厚度、导水断裂带发育高度的计算参考公式，确定相关参数。
11.2.3 巷道布置及支护说明
11.2.3.1 巷道布置
（1）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。 （2）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。
（3）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。
（4）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。
（5）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。
（6）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。
（7）按比例绘制巷道剖面图，按比例绘制开口大样图。 （8）根据巷道断面形状及其适用条件确定最优巷道。 11.2.3.2 矿压观测
（1）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。
（2）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。
（3）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。
（4）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。 11.2.3.3 支护设计
（1）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。
（2）巷道支护设计，可采用以下办法。
①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。
②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。
③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。
（3）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。
（4）坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求： ①巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。 ②巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。 ③煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。
④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。 ⑤制定不设支护的安全措施。
（5）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。 （6）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。
（7）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。
（8）根据巷道支护分类规定确定巷道主要支护型式参考表、确定支护设计或锚喷支护参数。 11.2.3.4 支护工艺
（1）各类支护工艺及要求。 ①锚杆及联合支护。
Ⅰ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。
Ⅱ锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求。 Ⅲ锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求。 Ⅳ软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固等要求
Ⅴ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。
Ⅵ喷射混泥土的风压、水压、温度等。
Ⅶ对粉尘浓度及喷射混凝土回弹率的规定等。 Ⅷ巷道涌水的处理方式。
Ⅸ备用材料数量、规格、存放地点。 Ⅹ明确支护质量与要求。 ②支架支护
Ⅰ钢混支架：钢件和钢筋混凝土加工件的品种、制造形状、规格尺寸、强度、配件、背板、充填材料的规格、质量等要求。
Ⅱ金属支架：支架必须构件齐全，撑杆（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相适应。
Ⅲ备用支架的数量规格、存放地点。 Ⅳ明确支护质量与要求。 ③砌碹支护
Ⅰ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。
Ⅱ碹台的架设应与巷道中心线垂直，结构尺寸、喧台的间距、倾斜巷道迎山角度、支设方法、固定方式、脚手架设置等。
Ⅲ筑碹体操作工艺、砌体顺序、一次砌体长度、砌体壁后充填材料的选择、高冒区的处理方式等。
Ⅳ备用砌拱材料的品种、数量、规格、存放地点。 Ⅴ明确支护质量与要求。
（2）各支护工序的安排及要求。
11.2.4 施工工艺
11.2.4.1 施工方法
（1）确定巷道施工方法。
（2）巷道开工工方法；从支设巷道开口临时棚开始，到支上固定棚为止，工顺序作必要的描述。 （3）特殊条件下的工方法如：
Ⅰ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。
Ⅱ硐室的工方法：交叉点位于Ⅰ类、Ⅱ类围岩宜采用全断面工法，位于Ⅲ、Ⅳ类围岩中的宜用分层施工法。
Ⅲ交岔点的工方法：位于Ⅰ、Ⅱ类围岩宜用全断面工法、位于Ⅲ、Ⅳ类围岩宜用分部工法，位于5类宜用导硐工法
Ⅳ倾斜巷道的工方法：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。 11.2.4.2 凿岩方式
（1）确定凿煤（岩）方式。
（2）机械作业方式，截割顺序等。 （3）炮掘施工工序安排，工艺流程等。
（4）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。 （5）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。 （6）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。
（7）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、斜巷与上部巷遭贯通时的施工方式等。
（8）绘制设备布置示意图。绘制掘进机截割顺序图。 11.2.4.3 爆破作业
（1）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。
（2）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： Ⅰ炮眼的深度为1.8 ~ 3.5 m。
Ⅱ周边炮眼的间距为350 ~ 600 mm。 Ⅲ周边炮眼的密集系数为０.5 ~ 1.0。 Ⅳ周边炮眼的药卷直径为20 ~ 25 mm。
（3）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。
（4）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。
（5）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旋。具体说明光面爆破作业采取的措施等。
（6）绘制炮眼布置正面图、平面图、剖面图。绘制装药结构示意图。 11.2.4.4 装载与运输
（1）确定装载与运输方式。
（2）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。
（3）煤、矸、材料、设备等的运输方式。
（4）人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求。
（5）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。
（6）小绞车及回头轮的安装、固定方式等。
（7）装载与运输各工序安排，与其他工序协调等。 （8）绘制运输系统示意图。 11.2.4.5 管线及轨道敷设
（1）风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。
（2）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。
11.2.4.6 设备及工具配备
列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量等。
11.2.5 生产系统
11.2.5.1 通风
（1）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。
（2）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）、两闭锁（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电保护装置的电线路供电，或与采煤工作面分开供电；采用风电、瓦斯电闭锁的方式等。
（3）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。
①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算。
（11－1） Q100qk 式中
Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min；
100——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1.5%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，机掘工作面k=1.5 ~ 2；炮掘工作面志=1.8～2.0。
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。 ②按炸药使用量计算。
（11－2） Q25A 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25 m3的配风量；
A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。 ③按工作人员数量计算。
Q4n Q——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。 ④按局部通风机的实际吸风量计算。
QQ局Ikf式中
（11－3）
式中
（11－4）
式中
Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min；
Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量，m3／min； I——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，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌
出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
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。 （4）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。 ①局部通风机风量的确定。
QfQJ 60C
（11－5）
式中
Qf——局部通风机风量，m3／s； QJ——掘进工作面需要风量，m3／min； ΦC——风筒的有效风量率，（%）。 风筒有效风量率可采用下列公式计算。
Ⅰ有效风量率（ΦC。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。
a
CQ100%
Qf式中
ΦC——有效风量率，（%）；
Qa——风筒送往掘进工作面的实际风量，m3／min； Φf——局部通风机（吸）风量，m3／min。 Ⅱ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。
L11Q100%
Qf式中
L1——漏风率，（%）；
Q1——整列风筒的总漏风量，m3／min； Φf——局部通风机（吸）风量，m3／min。 ②局部通风机风压的确定。
局部通风机压人式通风时的工作全压为：
hftRQ2hv QQfQa
h1v
DQ2a 4式中
hft ——局部通风机工作全压，Pa； R——风筒风阻，N•s2／m4； 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／min。 hv ——风筒出口动压； D4——风筒出口直径，m。 ③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Rft：
Rhftft
Q2a式中
Rft ——局部通风机工作全压，N•s2／m4； hft ——局部通风机工作全压，Pa； Qa——风筒出口风量，m3／min。
抽出式通风时，需计算局部通风机全压工作风阻Rfs：
（11－6）
（11－7）
（11－8） （11－9） 11－10）
11－11）
（（Rfshfthfv
2Qf2
（11－12） （11－13）
1Qt hfv2S0
式中
Rfs ——局部通风机静压工作风阻，N•s2／m4；
hft ——局部通风机工作全压，Pa； hfv ——局部通风动压，Pa； ρ ——空气密度，kg/m3；
Qf——局部通风吸风量，m3／min； S0——局部通风机出风口断面积，m2。 （5）掘进工作面风量验算。 ①按最低风速验算。
Ⅰ岩巷掘进工作面的最低风量Q岩（单位：m3/min）。
Q岩9S岩
（11－14）
式中
9 ——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数；
S岩 ——岩巷掘进工作面的断面积，m2。
Ⅱ煤巷掘进工作面的最低风量Q煤（单位：m3/min）。
Q煤15S煤
（11－15）
式中
15 ——按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数；
S煤 ——煤巷掘进工作面的断面积，m2。
②按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q（单位：m3/min）。
（11－16） Q240S 240 ——按掘进工作面最高风速4 m/s的换算系数；
S ——掘进工作面的断面积，m2。
③按掘进工作面温度和炸药量验算，见表11－1。
＜5 16以下 40 16~22 50 23~26 60 16以下 50 5 ~ 20 16~22 60 23~26 80 16以下 60 ＞20 16~22 80 23~26 100 式中
表11－1 掘进工作面温度和炸药量 炸药量／kg 温度／℃ 需要风量／m3·min-1 ④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1% Q掘
（11－17）
Q掘 ——掘进工作面需要风量，m3/min； p瓦 ——瓦斯绝对涌出量，m3/min。 （6）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。 式中
（7）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人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0.15 m／s，煤巷和半煤岩巷不得低于0.25 m／s的要求等。
（8）绘制通风系统示意图。
（9）根据常用局部通风机吸风量参考表、柔性风筒有效风量率及漏风率参考表、胶皮风筒摩擦阻力系数表、局部通风机与风筒配套选用参考表及掘进工作面需要风量参考表确定需要的相差参数。 11.2.5.2 压风
（1）确定掘进工作面风源，压风方式。
（2）移动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。 ①空气压缩机的选择，应符合下列要求： 总耗风量应按下式计算：
QnKq
（11－18）
Q——总耗风量，m3／min； α——管路漏风系数；
β——风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.10 ~ 1.15； γ——高原修正系数，海拔每增加100 m，系数增加1%； n——同型号风动机具使用数量，台； K——凿岩机、风镐同时使用系数； q——风动工具耗风量，m3／min。
②各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20 ~ 30%。 （3）绘制压风系统示意图。
（4）根据管路漏风系数参考表、凿岩机及风镐同时使用系数参考表确定所需系数。 11.2.5.3 瓦斯防治
（1）掘进工作面临时抽放瓦斯泵站安设的地点，瓦斯抽放管路安设方式、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。
（2）突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险程度的预测办法。 （3）突出危险区内掘进作业必须采取的综合防治措施。
（4）超限报警设备、报警系统安设方式，超限报警时处理程序等。 （5）入井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器等。 （6）绘制抽放瓦斯系统示意图。 11.2.5.4 综合防尘
（1）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、个体防护等综合防尘措施。
（2）绘制防尘系统示意图。 11.2.5.5 防灭火
（1）相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。
（2）大倾角的煤层，火区下部区段掘进巷道的条件。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、老空前必式中
须探明情况，采取预防性充填等措施。
（3）说明巷道施工时，消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点等。 11.2.5.6 安全监控
（1）相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出变化等情况。 （2）掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统。 （3）绘制安全监测仪器仪表布置示意图。 11.2.5.7 供电
（1）供电设计。
①选择电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等。 ②进行电气保护整定计算。 （2）绘制供电系统示意图。 11.2.5.8 排水
（1）预测掘进工作面最大涌水量。
（2）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。
（3）绘制排水系统示意图。 11.2.5.9 运输
（1）选择运输方式、设备型号、运输路线等。 （2）绘制运输系统示意图。 11.2.5.10 照明、通信和信号
（1）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。 （2）掘进工作面与调度室、绞车房、车场、变配电硐窒等的通信设施、电话位置。 （3）掘进工作面、提升、运输、转载信号装置的种类和用途。 （4）绘制照明、通信、信号系统示意图。
11.2.6 劳动组织及主要技术经济指标
11.2.6.1 劳动组织
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）。 11.2.6.2 循环作业
根据掘进工艺流程、循环作业方式（日、班循环个数）、循环进尺，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。 11.2.6.3 主要技术经济指标
编制主要技术经济指标表。
11.2.7 安全技术措施
11.2.7.1 一通三防
（1）局部通风机安全管理技术措施。 （2）综合防尘安全管理技术措施。 （3）防灭火安全管理技术措施。
（4）高温巷道施工降温安全技术措施。
（5）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。
（6）无煤柱开采、沿空送巷、沿空留巷防止漏风的安全技术措施。 （7）在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。 （8）排放瓦斯必须制定专项安全技术措施。 （9）其他“一通三防”安全技术措施。 11.2.7.2 顶板
（1）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。 （2）三岔门、四岔门、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施。 （3）使用前探支护、防倒支架，严禁空顶作业的安全技术措施。 （4）顶板压力观测、定期分析审查的安全技术措施。 （5）其他顶板控制安全技术措施。 11.2.7.3 爆破
（1）使用爆破器材的安全技术措施。 （2）按照规定爆破的安全技术措施。 （3）特殊情况下爆破的安全技术措施。
（4）两条平行掘进工作面、间距在20 m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。
（5）掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破的安全技术措施。 （6）处理拒爆、残爆的安全技术措施。 （7）其他爆破安全技术措施。 11.2.7.4 防治水
（1）掘进巷道受水威胁、撤出人员的安全技术措施。
（2）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。 ①接近水量大的含水层。 ②接近导水裂隙、断层。 ③接近被淹井巷、老空。 ④接近矿井隔离煤柱。
⑤掘进过程中发现有透水预兆。
（3）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。 （4）其他防治水安全技术措施。 11.2.7.5 机电
（1）掘进机、装岩机、喷浆机等移动设备的安装、固定、使用、维修、移动、撤除等的安全技术措施。
（2）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。 （3）防止电气设备失爆、短路、过负荷、漏电，带电搬迁、维修等的安全技术措施。 （4）动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等安全技术措施。 （5）其他机电安全技术措施。 11.2.7.6 运输
（1）运输、转载设备管理的安全技术措施。 （2）下山施工防止跑车伤人的安全技术措施。 （3）上山掘进施工25°以上的斜巷时，溜煤（矸）道与人行道分开的安全技术措施。
（4）利用倾斜巷道、煤仓、溜煤眼等运输的安全技术措施。
（5）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。 （6）其他运输安全技术措施。 11.2.7.7 其他
（1）提高工程质量的安全技术措施。
（2）实现安全、文明生产方面的安全技术措施。
11.2.8 灾害应急措施及避灾路线
（1）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。
（2）制定发生灾害时快速有效的传报技术和办法、撤出人员的区域和避灾路线、实施自救的条件、防止灾害扩大的措施、统计井下人数及其他应急措施等。
（3）绘制避灾路线示意图。
11.3 掘进工作面作业规程样本
煤矿掘进工作面作业规程
编号：掘
工作面名称： 编制人： 施工负责人： 总工程师： 主管矿(井)长： 批准日期： 年 月执行日期：
年
月号
日 日
会 审 意 见
会审单位及人员签字
总工程师： 年 生 产： 通 风： 机 电： 计 划： 煤 质： 技 术： 地 测： 安 全： 运 输： 供 应： 劳 资：
月 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日
年 年 年 年 年 年 年 年 年 年 年
月 月 月 月 月 月 月 月 月 月 月
一、主要存在问题
二、处理意见
目 录
会审意见
第一章 概况
第一节 概述 第二节 编写依据
第二章 地面位置及地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节 煤(岩)层赋存特征 第三节 地质构造 第四节 水文地质
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置 第二节 矿压观测 第三节 支护设计 第四节 支护工艺
第四章 施工工艺
第一节 施工方法 第二节 凿岩方式 第三节 爆破作业 第四节 装载与运输 第五节 管线及轨道敷设 第六节 设备及工具配备
第五章 生产系统
第一节 通风 第二节 压风 第三节 瓦斯防治 第四节 综合防尘 第五节 防灭火 第六节 安全监控 第七节 供电 第八节 排水 第九节 运输
第十节 照明、通信和信号
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织 第二节 循环作业
第三节 主要技术经济指标
第七章 安全技术措施
第一节 一通三防 第二节 顶板 第三节 爆破
第四节 防治水 第五节 机电 第六节 运输 第七节 其他
第八章 灾害应急措施和避灾路线
作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录
第一章 概况 第一节 概述
巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间等。 附：巷道布置平面图。
第二节 编写依据
一、经过审批的设计及其批准时间等 二、地质部门提供的地质说明书 三、说明有关矿压观测资料 四、其他技术规范
第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
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，见表1。 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。 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。
表1 井上下关系对照表 水平、采区 地面标高 地面的相对位置建筑物、小井及其他 井下相对位置对掘进巷道的影响 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 工程名称 井下标高 第二节 煤(岩)层赋存特征
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s岩性及特征分析。
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，见表2、表3、表4。
表2 煤层特征情况表
指 标 煤层厚度（最大～最小／平均） 煤层倾角（最大～最小／平均） 煤层硬度 煤层层理（发育程度） 单 位 m （°） f 参 数 备 注 煤层节理（发育程度） 自然发火期 绝对瓦斯消出量 相对瓦斯消出量 煤尘爆炸指数 地 温 ３ d m·min-1 m·min-1 （%） ℃ ３ 表3 煤层顶底板情况表 顶底板名称 基本顶 顶板 直接顶 伪顶 底版 直接底 基本底 岩石类别 硬度 厚度 岩性 表4 综合柱状图 地层名称 层厚 柱状 层号 煤（岩）层名称 岩石特性描述 备注 第三节 地质构造
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，降落柱，导永性及其控制程度等参数，见表5。
表5 断层情况表 编号 断层名称 性质 走向 倾向 倾角 落差 对工程的影响 附：地质平面图、剖面图。有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井还应附瓦斯地质图。
第四节 水文地质
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。 分析巷道区域相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等，对施工安全的影响影程度。
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。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
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。 附：巷道剖面图、巷道开口大样图。
第二节 矿压观测
一、观测对象 二、观测内容 三、观测方法 四、数据处理
第三节 支护设计
根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据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。采用解析法或工程类比法，或围岩松动圈分类法选用支护参数等。
附图：巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。
第四节 支护工艺
说明各类支护方式的主要参数、支护工序安排与支护要求。 附图：巷道支护断面图。
第四章 施工工艺 第一节 施工方法
一、巷道开口施工方法
二、特殊条件下的施工方法
三、不设支护的巷道掘进施工方法
第二节 凿岩方式
一、机掘施工方式 二、炮掘施工方式
三、全岩巷、半煤岩巷、煤巷施工，钻爆、扒装、运输方式
四、掘进机械、钻具的名称、型号、数量、动力、照明来源，湿式凿岩（煤）、通风系统的布置等，见表6。
表6 施工设备与供电情况表 序号 机械、钻具名称 型号 数量 动力 配套方式 备注 炮 炮眼角度 水平 竖直 装药量 爆总装质量破顺序 连线方式 炮眼名称 炮眼编号 眼深眼距/m /m 抵抗线/m 泥长度/m 眼数左 右 仰 零 俯 ／个 孔装药量总装药量／块 ／块 ／块 附图：设备布置图、掘进机截割顺序图。
第三节 爆破作业
爆破条件：岩石的性质，巷道断面，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，见表7。
表7 爆破说明表
附图：炮眼布置正面图、平面图、剖面图，装药结构示意图。
第四节 装载与运输
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，装载与运输岩（煤）方式，运输距离。煤、矸、材料、设备、人员的运送方式等，见表8。
表8 装载设备运输方式表
序号 设备名称 型号 数量 安装位置 固定方式 运输方式 运输距离 备注 附图：运输系统示意图。
第五节 管线及轨道敷设
风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。’
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，见表9。
表9 管线及轨道敷设方式表
与工序号 名称 规格型轨枕间轨面高轨道接号 单位 数量 吊挂方式 作面方式 距 低 差 头间隙 1 轨 道 2 风 筒 3 风 管 4 水 管 5 缆 线 6 7 8 等，见表10。
表10 设备及工具配备表 序号 设备、工具名称 规格型号 单位 数量 备注 1 调度绞车 2 水泵 3 喷浆机 4 装岩机 5 扒装机 6 风钻（附钻架） 7 风镐 8 电钻 9 控制开关 10 馈电开关 11 综保 12 掘进机 13 带式运输机 14 压入式风机 15 除尘风机 16 锚杆钻机 17 电话 18 铁锹 19 镐 20 锤 21 激光指向仪 22 局部通风机 23 第六节 设备及工具配备
所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量
24 第五章 生产系统 第一节 通风
一、通风方式及供风距离。 二、风量计算。
（一）按瓦斯涌出量计算：
Q1=100gk= m3／min.
（二）按炸药使用量计算：
Q2=25A= m3／min
（三）按人数计算：
Q3=4n= m3／min
（四）按局部通风机的实际吸风量计算：
Q4=Q局Ikf= m3／min
（五）确定需要的配风量：
Q= m3／min
三、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（Q岩）：
Q岩≥9 × S岩= m3／min
2. 煤巷掘进工作面的最低风量（Q煤）：
Q煤≥15 × S煤= m3／min
（二）按最高风速验算。
岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q）：
Q≤240 × S= m3／min
（三）按掘进工作面温度和炸药量验算，见表11。
表11 掘进工作面温度和炸药量 炸药量／kg 温度／℃ 需要风量／m3·min-1 16以下 40 ＜5 16~22 50 23~26 60 16以下 50 5 ~ 20 16~22 60 23~26 80 16以下 60 ＞20 16~22 80 23~26 100 （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％，其他有害气体符合《煤矿安全规程》规定。
p瓦 1% Q掘四、局部通风机的选型及安装地点。 附图：通风系统示意图。
第二节 压风
说明风源、压风方式、管径、风压等。使用移动压风机的，还要说明移动压风设备的名称、型号、规格，管路长度、安装位置和敷设路线等。
附图：压风系统示意图。
第三节 瓦斯防治
临时抽放瓦斯泵站安设的地点，瓦斯抽放管路的安设方式、敷设长度、管路中的混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求，抽出的瓦斯引排地点、抽放瓦斯操作工序等。
附图：抽放瓦斯系统示意图。
第四节 综合防尘
防尘供水水源、水量、水压，供水管路系统、管径、水幕、防爆水袋、喷雾点个数及位置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮装岩（煤）洒水等。
附图：防尘系统示意图。
第五节 防灭火
说明巷道施工防灭火的措施、要求等。
说明巷道施工时，消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点等。
第六节 安全监控
瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、掘进机机载甲烷断电仪，装载点、运输巷、进回风流安装甲烷传感器，便携式甲烷检测报警仪的设置、瓦斯报警浓度、报警处理等。、
附图：安全监测仪器仪表布置示意图。
第七节 供电
供电方式、电压等级、电器设备。 附图：供电系统示意图。
第八节 排水
工作面涌水量，排水方式，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。 附图：排水系统示意图。
第九节 运输
运输方式、设备型号、运输路线等。 附图：运输路线系统示意图。
第十节 照明、通信和信号
一、照明设施、位置等
二、通讯设施、电话位置等 三、信号装置的种类和用途等
附图：照明、通讯、信号系统示意图。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率等，见表12。
表12 劳动组织图表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 工种 打眼工 爆破工 拌料工 装岩机司机 喷浆机操作工 绞车司机 推车、摘挂钩工 机电维修工 其他 班长 合计 在册 人数 Ⅰ Ⅱ 班次及出勤人数 Ⅲ Ⅳ 合计 备注 第二节 循环作业
根据工艺流程，规循环作业方式（日、半规循个数），规循进尺，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，见表13。
表13 循环作业图表
工序工序 顺序 名称 工序 所需 时间 中班 循环作业时间 夜班 早班 备注 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 12 13 14 15 16 17 18 19 20
第三节 主要技术经济指标
工作面长度、巷遭毛断面、净断面，巷道岩性、支护形式，在册人数、出勤人数、出勤率、日进尺、工效，月循环次数、月进尺，循环率、金额、总成本、所需工资额等，见表14。
表14 主要技术经济指标表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 项目 工作面长度 巷道毛断面 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进度 日进尺 月进尺 循环率 单位材料定额 炸药定额 雷管定额 坑木定额 水泥定额 沙子石子定额 支架定额 锚索锚杆定额 锚杆消耗 料石消耗 单位 m m2 人 人 % m m m ％ 元／m kg／m 发／m m2／m kg／m kg／m 架／m 条／m 根／m m3／m 指标 备注
第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
第二节 顶板
第三节 爆破
第四节 防治水
第五节 机电
第六节 运输
第七节 其他
第八章 灾害应急措施及避灾路线
发生火灾，瓦斯、煤尘爆炸，煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出，透水、冒顶，提升发生事故的应急措施等。
发生灾害时快速、有效的传报技术和办法，撤出人员的区域和避灾路线，自救条件，防止灾害扩大、统计井下人数及其他应急措施及注意事项等。
附图：避灾路线示意图。
作业规程学习和考试记录
负责人： 传达人： 班次
贯彻时间 年 月 班 次 早 班 中 班 晚 班 日 姓名 参加人数 工种 成绩 签字 姓名 缺席人数 参加人员 工种 成绩 签字 应到人数 实到人数 缺席人数名单
负责人：
贯彻时间 年 月 日 姓名 传达人：
作业规程补充学习和考试记录
班次
参加人员 参加人员 签字 姓名 工种 成绩 签字 成绩 工种 作业规程复查记录
作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字
12 采煤工作面作业规程编制
12.1 编制概要
（1）每一个采煤工作面，必须在开采前，按照一定程序、时间和要求，编制工作面作业规程。 （2）规程编写人员在编写前应做到以下几点。 ①明确施工任务和计划采用的主要工艺。 ②熟悉现场情况，进行相关的分析研究。 ③熟悉有关部门提供的技术资料。 （3）规程一般应具备下列图纸。 ①工作面地层综合柱状图。
②工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。 ③工作面及巷道布置平面图。
④采煤方式示意图（采煤机进刀示意图或炮眼布置图等）。 ⑤工作面设备布置示意图。
⑥工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。
⑦通风系统示意图、运输系统示意图、防尘系统示意图、注浆系统示意图、注氮系统示意图、安全监测监控系统（设备）布置示意图、避灾路线示意图。
⑧工作面供电系统示意图。 ⑨工作面正规循环作业图表。
（4）采煤工作面作业规程按章节附图表，并按顺序编号。 （5）《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。
（6）采用对拉、顺拉等方式布置采煤工作面时，应视作同一个采煤工作面编制作业规程，必须明确规定相关内容。
（7）特殊开采、“三下”开采，以及开采有冲击地压的煤层，必须编制专门开采设计和安全技术措施。
（8）采煤工作面在以下情况下需编制专项安全技术措施。
①采煤工作面遇顶底板松软、过断层、过老空、过煤柱、过冒顶区，以及托伪顶开采。 ②采煤工作面初次放顶及收尾。 ③采煤工作面进行安装、撤面。
④采用水砂充填法清理因跑沙堵塞的倾斜巷道前。 ⑤试验新技术、新工艺、新设备、新材料。
⑥《煤矿安全规程》等规定中要求的其他需要编制的专项安全技术措施。 （9）采煤工作面在以下情况下需对原作业规程选行修改和补充。 ①现场地质条件与提供的地质说明书不符。 ②现场需要采用与作业规程规定不同的工艺。
③采煤工作面以及运输巷、回风巷加强支护的支护方式、支护强度需要进行变更。
④发现作业规程有遗漏。
⑤《煤矿安全规程》等规定的其他需要修改、补充的内容。
（10）编制专项安全技术措施，要参照采煤工作面作业规程的编制、审批、贯彻程序进行。 （11）编制的专项安全技术措施要按照先后顺序进行编号，作为采煤工作面作业规程的文件。 （12）出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。 ①地质条件和围岩有较大变化。
②改变了原采煤工艺和主要工序安排。 ③原作业规程与现场不符，失去可操作性。
12.2 规程编制
12.2.1 概况
12.2.1.1 工作面位置及井上下关系
（1）工作面的位置，描述采煤工作面所处的水平、采区、标高（最高、最低）、几何尺寸（走向长度、倾向长度、面积），以及在采区中的具体位置、相邻关系。
（2）地面相对位置，描述工作面周边（含终采线）在地面的相对位置、地面标高（最高、最低）。 （3）回采对地面的影响：描述工作面的回采对地面设施可能造成的影响，包括地面塌陷区范围、塌陷程度预计，以及对地面建筑物和其他设施的影响程度。
（4）描述工作面相邻的采动情况以及影响范围。 12.2.1.2 煤层
（1）煤层厚度：描述工作面范围内煤层最大、最小、平均厚度及其变化情况。 （2）煤层产状：描述工作面范围内煤层走向、倾向、倾角及其变化情况。 （3）描述煤层稳定性、结构（夹矸）、层理、节理、硬度（f）等情况，以及对回采的影响。 （4）对煤种、煤质进行描述。 12.2.1.3 煤层顶底板
（1）煤层顶板（伪顶、直接顶、基本顶）：描述煤层顶板岩石性质、层理、节理、厚度、顶板分类等情况及其变化情况。缓倾斜煤层栗煤工作面顶底板分类（MT554－1996）见附件1、附件2。
（2）煤层底板（直接底、基本底）：描述煤层底板岩石性质、层理、节理、厚度、底板分类、底板比压等情况及其变化情况。
（3）绘制工作面地层综合柱状图，能够反映出直接底、基本底以及不低于8 倍采高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。 12.2.1.4 地质构造
（1）断层：描述对工作面回采有影响的断层产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。
（2）褶曲：描述对工作面回采有影响的褶曲产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。
（3）其他因素：描述陷落柱、火成岩等其他因素对回采的影响 （4）按比例绘制工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。 12.2.1.5 水文地质
（1）含水层的分析：描述对回采有影响的含水层厚度、涌水量、涌水型式、补给关系以及对回采的影响情况。
（2）其他水源的分析：描述老空水、地表水、注浆水、钻孔和构造导水等情况，及其对回采的影响程度。
（3）为防止溃沙、溃泥、透水等事故，开采急倾斜厚煤层、特厚煤层时，还应对开采后的上部垮落层的情况进行预计、描述。、
（4）工作面涌水量：描述采煤工作面正常涌水量、最大涌水量。 12.2.1.6 影响回采的其他因素
（1）参考矿井和相邻采掘工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况，确定工作面的瓦斯、二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量。
（2）根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面的煤尘爆炸指数。
（3）根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面煤层的自燃倾向性；参考相邻采煤工作面煤的自燃情况，确定自然发火期。
（4）参考矿井和相邻采掘工作面的地温等情况，分析地温对回采的影响。
（5）冲击地压和应力集中区：描述本采区、相邻工作面的冲击地压、应力集中区情况及其对回采的影响。
（6）叙述地质部门对工作面回采的具体建议。 12.2.1.7 储量及服务年限
（1）计算工作面的工业储量，根据规定的采出率计算可采储量。
（2）应采用下列公式之一进行工作面服务年限（以月为单位）的计算。 ①工作面的服务年限=可采推进长度／设计月推进长度。 ②工作面的服务年限=可采储量／设计月产量。
12.2.2 采煤方法
选择采煤方法，描述选择依据。 12.2.2.1 巷道布置
（1）描述采区巷道布置概况、服务巷道位置和设施情况。
（2）描述工作面运输巷、回风巷、开切眼的断面、支护方式、位置、用途。 （3）描述其他巷道（联络巷、溜煤眼、硐室）的断面、支护方式、位置、用途。
（4）开采急倾斜煤层时，需要对区段平巷、溜煤眼、行人眼、运料眼以及联络平巷等巷道的断面、支护方式、位置、用途进行描述。
（5）采用水力采煤时，应对多水力运输石门、回风石门、回采垛的尺寸、块段巷道（采煤头、溜煤道）以及煤水硐室的布置进行描述。
（6）高瓦斯、煤与瓦斯突出条件下采用排放瓦斯专用巷道、抽放瓦斯专用巷道的，需要对排放瓦斯尾巷、抽放瓦斯专用巷道进行描述。
（7）按比例绘制工作面及巷道布置平面图，能够反映出井上下对照情况，构造情况，工作面周边的巷道、工程情况。 12.2.2.2 采煤工艺
（1）简述采煤工艺。
（2）描述采高、循环进度等。
（3）描述落煤、装煤、运煤、顶板控制方式。 （4）采用放顶煤工艺的，应对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、初次放顶（煤）及收尾的放顶煤工艺等内容进行描述。
（5）采用分层开采工艺的，应确定分层厚度等内容。
（6）采用上下面同时回采（对拉、顺拉）工艺的，应明确上下面的位置关系和错距。 （7）采用柔性掩护支架开采急倾斜煤层时，需要明确：
①支架的角度结构、组成、宽度，支架垫层数和厚度，点柱等。 ②工作面安全出口及两巷管理要求。 ③扩巷方法、扩巷支护要求。
④支架的安装和管理要求（点柱的支设角度、排列方式和密度）。 ⑤回棚（柱）放顶规定。 ⑥支架下放方式、要求。 ⑦落煤方式和架内爆破规定。 ⑧架外放煤方式。 ⑨支架的拆除方式。 ⑩收作。 （8）采用倒台阶方式开采急倾斜煤层时，需要对各台阶长度、相互之间的错距等作出明确规定。 （9）采用水采工艺的，应做到以下几点。 ①明确落煤方式（开式、半闭式或闭式）；
②根据煤层顶板稳定程度选择落垛方式及煤垛参数； ③根据煤体的硬度选择合理的水压；
④明确水枪的安设位置、安设要求、水压要求等内容以及水枪的撤出方式、路线等。
（10）使用采煤机割煤，应叙述采煤机的进刀方式、进刀段长度、进刀深度，割煤方式、牵引方式、牵引速度，并绘制进刀方式示意图。
（11）如果采用人工爆破开切口的，还应参考的规定对有关事项进行描述。 （12）采用爆破落煤的，应做到以下几点。
①进行炮眼布置设计。描述炮眼具体的布置要求，绘制炮眼布置三视图（正、平、剖面图）； ②填写爆破说明书。应包括工作面的采高、打眼范围，每循环炮眼的名称、编号、个数、位置、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量、装药方式、封泥长度、水炮泥个数、连线方法、起爆顺序、炮眼总长度、循环用药、雷管量等内容。
（13）描述采煤工作面施工工艺流程，简要说明从准备、采、支、运、回到整理的流程。必要时应绘制工作面工艺流程图。
（14）用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。
（12－1） WLShc 式中
W——工作面正规循环生产能力，t；
L——工作面平均长度，m； S——工作面循环进尺，m； h——工作面设计采高，m； γ——煤的视密度，t／m3 c——工作面采出率，（%）。
12.2.2.3 设备配置
（1）描述工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。 （2）采用机采工艺的，应绘制工作面设备布置示意图。
12.2.3 顶板控制
12.2.3.1 支护设计
（1）进行工作面的支护设计。支护设计应包括工作面、端头和运输巷、回风巷支护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。
（2）工作面的支护设计，一般采用以下方法。
①采用顶底板控制设计专家系统时，应根据系统要求，合理选取有关参数。。
②采用类比法时，应根据本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。 Ⅰ参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考表12－1。
表12－l 矿压参数参考表 序号 顶底板条 件 项目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 单位 m m m m m kN/m2 mm m kN/m2 mm kN/m2 mm m MPa 类 级 m 同煤层实测 本面选取或预计 1 2 直接顶初次垮落步距 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 3 初 次 来 压 4 周 期 来 压 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 5 6 7 8 9 10 平 时 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 Ⅱ合理的支护强度，可以采用下列方法计算（一般可以采用前两种方法，取其中最大值即为工作面合理的支护强度。
a. 采用经验公式计算：
pt9.81hk
（12－2）
式中
pt——工作面合理的支护强度，kN／m2； h——采高，m；
γ——顶板岩石容重，kN／m3，一般可取25 kN／m3；
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4 ~ 8，应根据具体选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。
b. 选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度pt。
c. 采用工作面不同推进阶段（顶板来压、正常推进）按“支护原则”和“防滑的原则”要求计算支护强度，取其中最大值。
Ⅲ支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算：
RtkgkzkbkhkaR
（12－3）
式中
R——支柱额定工作阻力，kN；
k——支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中（表12－2）查得； γ——顶板岩石容重，kN／m3，一般可取25 kN／m3。
项目 液压支柱 0.99 0.95 0.9 <1.4 m 1.0 微增阻支柱 0.91 0.85 0.8 1.5 ~ 2.2 m 0.95 11 ~ 25° 0.95 急增阻支柱 0.5 0.7 0.7 1.5 ~ 2.2 m 0.95 26 ~ 45° 0.9 木支柱 0.5 0.7 0.7 >2.2 m 0.9 >45° 0.85 表12－2 支柱阻力影响系数表
工作系数kg 增阻系数kz 不均匀系数kb 采高系数kh 倾角系数ka 式中 （12－4） n——支柱密度，根／m2； Rt——支柱实际支撑能力，kN／根。 Ⅴ根据合理的支柱密度，确定排距、柱距。 Ⅵ合理控顶距的选择：在满足安全生产的前提下，可以根据工作面的实际条件选择控顶距。坚硬顶板控顶距可适当增大，松软、缓慢下沉顶板控顶距可适当缩小，一般应采用“见四回一”的管理方式。 Ⅶ柱鞋直径的计算：柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。 200Rt Q （12－5） 式中 Φ——铁鞋的直径，mm； Q——底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，Mpa。 （3）根据上述有关参数，结合采高等因素，选取合适的支柱并确定选用的顶梁的型号。 （4）选用金属摩擦支柱进行支护时，应明确升柱器的型号、数量。 （5）综采工作面的支护设计，需要根据工作面合理的支护强度（pt），选取液压支架，并参考表12－3的内容进行适应性比较。 表12－3 支架参数对照表 序号 1 项 目 采 高 单位 m 工作面实际条件 支架参数 2 3 4 5 6 7 倾 角 煤 厚 硬 度 支护强度 （°） m f kN/m2 底板比压 顶板类（级）别 kN/m2 （6）乳化液泵站设计应包括以下内容。 ①泵站及管路选型。‘ ②泵站设置位置需在相关图纸上明确标明。 ③泵站使用规定：泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度、检查方式等。 12.2.3.2 工作面顶板控制 （1）确定工作面回采时顶板控制方式。描述控顶方法、控顶距离、放顶要求、支柱支设要求、伞檐规定、铺网要求、护顶方式及要求等。 （2）确定工作面正常回采时特殊支护形式。描述密集支柱、抬棚、戗柱（栅）、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。 （3）确定各工序之问平行作业的顺序和安全距离，回柱放顶的方法，放顶区内支柱（架）、特殊支护等的回撤方式。 （4）描述顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段以及其他因素时的顶板控方法和要求。 （5）采用水砂充填或矸石充填控制顶板时，需要明确充填的工艺要求、材料来源、材质要求、工序衔接等内容。 （6）采用放顶煤工艺或采煤工作面倾角较大时，需要描述增加支架（柱）稳定性、防止倒架（柱）的方式。 （7）采用水采工艺时，需要描述护枪方式和撤退路线的维护；倾角超过15。时还要描述采空区挡矸点柱的支设方式。 （8）采用人工顶板分层开采工艺时，需要描述造假顶方式、要求、材料以及在回采中防止顶板冒漏的方法等内容。 （9）采用强制放顶工艺的，应进行人工强制放顶设计。 （10）采用放顶煤工艺需要对顶煤进行弱化的，应描述顶煤弱化的措施。 （11）如果工作面有伪顶、复合顶板时，应确定其控制方式。 12.2.3.3 运输巷、回风巷及端头顶板控制 （1）描述工作面运输巷、回风巷超前支护的方式、距离。 （2）描述端头支护方式、支护质量要求，以及与其他工序之间的衔接关系。 （3）描述安全出口的高度等。 （4）确定各类支护材料的正常使用数量、规格，确定各类备用支护材料的数量、规格、存放地点、管理方法。 （5）绘制工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图），反映出工作面、超前、端头支护和工作面运输巷、回风巷正常支护等情况。 12.2.3.4 矿压观测 （1）确定矿压观测内容。应包括日常支柱（架）支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等内容。 （2）描述矿压观测方法，说明工作面和巷道中矿压观测仪器、仪表的选型和安设位置，观测方式、观测时段。 12.2.4 生产系统 12.2.4.1 运输 （1）确定运输、装载、转载方式，选择运输设备。 （2）描述运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。 （3）描述运煤路线和辅助运输路线。 （4）绘制运输系统示意图。 12.2.4.2 “一通三防”与安全监控 （1）描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。 （2）进行工作面实际需要风量的计算。 工作面实际需要风量，应按各煤矿企业制定的“通防实施细则”计算或根据瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面的温度、同时工作的最多人数、风速等因素分别进行计算后，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要风量。 ①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算。 一般情况下采用下列公式： （12－6） 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%取100计算或按二氧 化碳浓度不超过1.5%取67换算； q——工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3／min； k——工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，它是各个工作面瓦斯（二氧化 碳）绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面k=1.2 ~ 1.6，炮采工作面k=1.4 ~ 2.0，水采工作面k>2。 高瓦斯采煤工作面实际需要风量的计算，应根据瓦斯抽放后的实际情况计算，具体为： Q100qk(1K抽放率）式中 K抽放率——采煤工作面的瓦斯抽放率，%。 ②按工作面温度计算。 Q60vS Q60vSK 式中 （12－7） （12－8） （12－9） v ——工作面平均风速，可选取表12－4中的相关数值，m／s； S——工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2； K——综放工作面支架断面及工作面长短的风量调整系数，可从表12－5中选取。 工作面风速v（m/s） 煤层厚度<1.5 m 煤层厚度1.5 ~ 3.5 m 煤层厚度>3.5 m 表12－4 采煤工作面空气温度与风速对应表 工作面空气温度（℃） <15 15 ~ 18 18 ~ 20 20 ~ 23 23 ~ 26 26 ~ 28 0.3 ~ 0.4 0.5 ~ 0.7 0.8 ~ 0.9 1.0 ~ 1.2 1.5 ~ 1.7 2.0 ~ 2.2 0.3 ~ 0.5 0.5 ~ 0.8 0.8 ~ 1.0 1.0 ~ 1.3 1.5 ~ 1.8 2.0 ~ 2.5 0.8 0.8 ~ 1.0 1.0 ~ 1.5 1.5 ~ 2.0 2.0 ~ 2.5 注：有降温措施的工作面按降温后的温度计算。 表12－5 采煤工作面长度风量调整系数表 采面长度 系数K 0 ~ 5 0.8 50 ~ 100 0.9 100 ~ 150 1 150 ~ 200 1.1 200 ~ 250 1.2 250~300 1.3 300以上 1.4 ③按工作面每班工作最多人数计算。 Q4n 式中 n——掘进工作面同时工作的最多人数。 ④按炸药用量计算。 Q25A （12－10） （12－11） 式中 A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。 ⑤按最低风速验算。 Q煤15S （12－12） 式中 S ——采煤工作面平均有效断面面积，m2。 ⑥按最高风速验算，工作面的最大风量。 Q煤240S （12－13） 式中 S ——采煤工作面平均有效断面面积，m2。 ⑦根据上述计算，确定工作面实际需要风量。 （3）如果工作面布置独立通风有困难，需采用符合《煤矿安全规程》规定的串联通风时，应按其中一个工作面需要的最大风量计算。 （4）确定通风路线，描述风流从采区进风巷经工作面到采区回风巷的路线。 （5）如果工作面温度超限，必须进行专门降温制冷设计。 （6）采用水力采煤时，其采煤点的供风可以参考掘进工作面作业规程有关风量计算方法和局部通风机选择、安装方法进行设计。 （7）防治瓦斯应包括瓦斯检查和瓦斯监测。 ①明确瓦斯检查的有关规定，描述与工作面有直接关系的瓦斯检查地点的设置、每班检查次数、检查汇报签字规定，以及瓦斯超限处理、撤人和恢复生产的规定等内容。 ②明确瓦斯监测的有关规定，描述与工作面有直接关系的瓦斯监测设施（设备）的设置地点、断电斯浓度、复电瓦斯浓度、断电范围，以及瓦斯报警撤人和恢复生殉规定等内容 （8）采用瓦斯抽放（排放）系统时，还应说明瓦斯抽放（排放）路线。 （9）确定综合防尘系统，描述防尘供水管路系统，防尘方式隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式等内容。 ①明确防尘供水系统，应包括防尘供水管路系统设置、供水参数防尘设施设置位置等内容。 ②明确防尘方式，应包括工作面综合降尘的各类方式（煤层注水、采煤机内外喷雾，架问喷雾， 转载点喷雾，湿式打眼，装煤洒水，个体防护，工作面运输巷、回风净化水幕和冲刷工作面运输巷、回风巷等方式）。 ③明确隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式，包括隔爆设施的设置、水量、管理等要求。 （10）明确防治煤层自然发火所选用的消防管路系统及措施。 ①描述回采期间选用的综合防灭火方式（注浆、注氮、阻化剂、凝胶、均压等），并确定相关的工艺和参数。 ②确定监测系统，描述束管监测系统安设、传感器的设置地点、检测要求、自然发火标志气体、预报制度，以及气体超限撤人等内容。 ③明确特殊时期的防灭火要求，包括工作面临近结束、停止正常，以及其他意外情况下的防灭火规定。 （11）绘制通防系统相关图纸。通风系统图、瓦斯抽放（排水）系统图、防尘系统图、注浆系统图、注氮系统图、消防管路系统图、安全监测监控系统（设备）。图等图纸，可以合并绘制或分单项绘制。 12.2.4.3 排水 （1）根据工作面的最大涌水量，选择排水设备和排水系统。 （2）明确排水路线。 （3）绘制排水系统示意图。 12.2.4.4 供电 （1）进行供电系统设计，包括以下内容。 ①选择供电方式、电压等级、电气设备，计算电力负荷。 ②进行电缆选型计算和电气保护整定计算。 （2）绘制供电系统示意图。应明确供、用电设备情况，电缆种类、长度、断面和“三大保护”等情况。 12.2.4.5 通信照明 （1）描述工作面与车场、变电所、调度室等要害场所（部门）直接联系的通信设施、电话位置等。 （2）描述工作面、转载点等主要场所的照明系统设置情况。绘制通信、照明系统示意图。 12.2.5 劳动组织及主要技术经济指标 12.2.5.1 劳动组织 （1）描述作业方式。应根据工艺流程和劳动组织，合理安排各工序，尽量做到平行作业、提高工时利用率。 （2）描述劳动组织方式，说明劳动力配备情况，编制劳动组织表。 12.2.5.2 作业循环 绘制工作面正规循环作业图表。 12.2.5.3 主要技术经济指标 填制主要技术经济指标表，应明确相关的安全、生产、经济等指标。可以参考表12－6的方式、内容编制。 表12－6 主要技术经济指标表 序号 1 项 目 工作面倾斜长度 单位 m 数量 序号 15 项 目 回采功效 单位 t/工 数量 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 工作面走向长度 采高 煤层生产力 循环进度 循环产量 月循环数 月进度 日产量 月产量 工作面可采期 在册人数 出勤人数 出勤率 m m t/m3 m t 个（%） m t t a 人 人 % 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 坑木定额 摩擦（液压）支柱丢失率 金属顶梁丢失率 铁鞋丢失率 火药定额 乳化液消耗 采煤截齿消耗 油脂 单位成本 煤层牌号 含矸率 灰分 落装煤机械化程度 m3/104t ‰ ‰ ‰ kg/104t kg/104t 个/104t kg/104t 元/104t % % % 12.2.6 煤质管理 （1）描述煤质指标。 （2）叙述提高煤质的措施。 12.2.7 安全技术措施 12.2.7.1 一般规定 （1）有针对性地叙述与本工作面相关的安全制度及需要特别强调的措施。 （2）叙述交接班进行安全检查的内容和有关规定。 12.2.7.2 顶板 （1）描述工作面、运输巷、回风巷的支护质量要求。 （2）描述工作面、运输巷、目风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施。 （3）描述所用支护材料的质量要求。 （4）描述工作面、运输巷、回风巷支柱（架）初撑力的要求。 （5）描述工作面应采取的防倒柱措施。 （6）描述运输巷、回风巷加强支护的方式、要求。 （7）明确工作面注液枪的设置、使用要求。 （8）描述运输巷、回风巷支架的回撤方法和要求。 （9）描述回柱放顶的安全措施。 （10）描述其他顶板控制（如采空区放顶）安全技术措施。 12.2.7.3 防治水 （1）描述工作面防治水工作的重点区域和需要进一步加强地质勘查工作的区域。 （2）描述排水路线、管路发生堵塞、故障情况下的停止作业、撇出所有受水威胁地点人员、报告矿调度室的应急措施。 （3）描述工作面或其他地点有异常情况，应停止作业及采取的措施等。 （4）描述其他防治水安全技术措施。 12.2.7.4 爆破 （1）描述爆破作业负责火的职责、分工以及相互监督的方式。 （2）描述爆破器材领退、使用等安全措施。 （3）明确严格按照炮眼布置设计要求打眼，并说明打眼前进行安全检查的内容。 （4）明确要使用符合规定的封泥，并坚持使用水炮泥的规定。 （5）描述工作面设备、支柱等防止炮崩的措施。 （6）描述爆破必须执行“一炮三检”制度、具体检查方法，以及严禁裸露爆破（放糊炮、明炮）、和短母线爆破的具体规定。 （7）描述什么情况下不准爆破的具体规定。 （8）描述其他爆破管理安全技术措施。 12.2.7.5 “一通三防”与安全监控 （1）描述工作面通风路线发生进、回风不畅情况下的应急措施。 （2）描述工作面采用的各项综合防尘措施及要求。 （3）描述工作面采用的各项综合防灭火措施及要求。说明发生高温点、发现指标气体等发火征兆时的处理方法和安全技术措施。 （4）描述在注氮、注浆、洒阻化剂等防火操作时的安全措施。 （5）描述在工作面区域内的安全监控仪器、仪表使用、悬挂、移动的要求。 （6）描述其他“一通三防”、安全监控及外因火灾防治安全技术措。 12.2.7.6 运输 （1）描述工作面、运输巷、.回风巷中的运输设备依次启动、停止的措施和联络方式。 （2）描述工作面、运输巷、.回风巷中的运输、转载设备在紧急情况下停机的措施。 （3）描述使用带式输送机、刮板输送机等运输设备时安全措施。 （4）描述要专人操做运输、转载、破碎设备，并禁止人员随意跨越的措施。 （5）描述发生大块煤块（矸石）卡住运输、转载、破碎设备以及溜煤眼上口的处理方式和安全措施。 （6）描述辅助运输中应该采取的安全措施。 （7）描述其他运输管理安全技术措施。 12.2.7.7 机电 （1）描述工作面采煤机、运输机、转载机、破碎机、带式输送机、液压支架等机电设备的安装固定、使用、移动、维修的安全技术措施。 （2）明确机电设备的使用和操作实行专职制、设备维护实行岗位责任制、现场交接班制、停送电等制度。 （3）描述乳化液泵站、管路等管理措施。 （4）描述移动变电站和乳化液泵站的移动、固定方法和安全措施。 （5）描述油脂管理的要求。 （6）描述机电设备检修时的安全措施。 （7）描述其他机电管理安全技术措施。 12.2.7.8 其他 （1）描述工作面工业卫生、文明生产的内容要求。 （2）描述其他安全技术措施。 12.2.8 灾害应急措施及闭灾路线 （1）制定发生顶板事故、瓦斯、煤尘爆炸、火灾、水灾等的应急措施。 （2）确定发生灾害时的自救方式、组织抢救方法和安全撤离路线。 （3）绘制工作面避灾路线示意图。 12.3 采煤工作面作业规程样本 煤矿采煤工作面作业规程 编号：采 号 工作面名称： 编制人： 施工负责人： 总工程师： 主管矿(井)长： 批准日期： 执行日期： 年 年 月 月 日 日 会 审 意 见 会审单位及人员签字 总工程师： 年 生 产： 通 风： 机 电： 计 划： 煤 质： 技 术： 地 测： 安 全： 运 输： 供 应： 劳 资： 月 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 日 年 年 年 年 年 年 年 年 年 年 年 月 月 月 月 月 月 月 月 月 月 月 一、主要存在问题 二、处理意见 目 录 会审意见 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 第二节 煤层 第三节 煤层顶底板 第四节 地质构造 第五节 水文地质 第六节 影响回采的其他因素 第七节 储量及服务年限 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 第二节 采煤工艺 第三节 设备配置 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 第二节 工作面顶板控制 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 第四节 矿压观测 第四章 生产系统 第一节 运输 第二节 “一通三防”与安全监控 第三节 排水 第四节 供电 第五节 通信照明 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 作业循环 第三节 主要技术经济指标 第六章 煤质管理 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 第二节 顶板 第三节 防治水 第四节 爆破 第五节 “一通三防”厦安全监控 第六节 运输 第七节 机电 第八节 其他 第八章 灾害应急措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系见表1。 表l 工作面位置及井上下关系表 水平名称 地面标高 地面相对位置 回采对地面设施的影响 井下位置及与四邻关系 走向长度／m 倾斜长度／m 采区名称 井下标高 面积／m2 第二节 煤层 工作面煤层情况见表2。 表2 煤层情况表 煤层厚度／m 开采煤层 煤层情况描述 煤层结构 煤 种 煤层倾角／（°） 稳定程度 第三节 煤层顶底板 工作面煤层顶底板情况见表3。 表3 煤层顶底板情况表 顶、底板名称 老 顶 直接顶 伪 顶 直接底 老 底 岩石名称 厚度／m 特征 附图1：工作面地层综合柱状图。 第四节 地质构造 一、断层情况及其对回采的影响（表4） 表4 断层情况表 断层名称 走向／（°） 倾向／（°） 倾角／（°） 性质 落差／m 对回采的影响 二、褶曲情况及其对回采的影响 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 附图2：工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。 第五节 水文地质 一、含水层（顶部和底部）分析 二、其他水源的分析 三、涌水量 1. 正常涌水量 2. 最大涌水量 第六节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质情况（表5） 表5 影响回采的其他地质情况表 瓦斯 CO2 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 二、冲击地压和应力集中区 三、地质部门的建议 第七节 储量及服务年限 一、储量 工作面工业储量 工作面可采储量 二、工作面服务年限 工作面的服务年限=（可采推进长度／设计月推进长度）／12 第二章 采煤方法 采煤方法及其依据。 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 二、工作面运输巷 三、工作面回风巷 四、工作面开切眼 五、联络巷 六、溜煤眼 七、硐室及其他巷道 附图3：工作面及巷道布置平面图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 附图4：采煤机进刀方式示意图，炮眼布置图（正、平、剖视图）。 二、工作面正规循环生产能力 WLShc 式中 W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面平均长度，m； S——工作面循环进尺，m； h——工作面设计采高，m； γ——煤的视密度，t／m3 c——工作面采出率，（%）。 第三节 设备配置 工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参术和数量） 附图5：机采工作面设备布置示意图。 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、单体支柱工作面的支护设计 （一）使用顶底控制设计专家系统 （二）采用类比法进行设计 1. 参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表（表6） 表6 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号 顶底1 板条件 2 项目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 直接顶初次垮落步距 来压步距 3 初次来压 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 4 周期来压步距 单位 m m m m m kN／m2 mm m 同煤层实测 本面选取或预测 来压 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 kN／m2 mm kN／m2 mm m MPa 类 级 m 5 6 7 8 9 10 平时 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 2. 合理支护强度的计算。 （1）采用经验公式计算： pt9.81hk= kN／m2 （2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度（kN／m2）。 选取上述两项中最大值 kN／m2，即为工作面合理支护强度。 3. 支柱实际支撑能力计算： RtkgkzkbkhkaR= kN／m2 4. 工作面合理的支柱密度计算： npt/Rt= kN／m2 5. 根据合理的支柱密度，确定排距为 m，柱距为 m。 6. 选择合理的控顶距 7. 柱鞋直径的计算： 200Rt=mm Q二、选择支护材料 三、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 （二）泵站设置位置 （三）泵站使用规定 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 二、正常工作时期的特殊支护形式 三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离 四、特殊时期的顶板控制 （一）来压及停栗前的顶板控制 （二）过断层及顶板破碎时的顶板控制 （三）应力集中区的顶板控制 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制 （一）运输巷、回风巷的超前支护 （二）运输巷、回风巷的加强支护 二、工作面安全出口的管理 （一）支护形式 （二）质量要求 ③与其他工序之间的衔接关系 三、支护材料的使用数量和存放管理 附图6：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 二、矿压观测方法 第四章 生产系统 第一节 运输 一、运输设备及运输方式 （一）运煤设备及装、转载方式 （二）辅助运输设备及运输方式 二、移溜（转载机、破碎机等）方式 三、运煤路线 四、辅助运输路线 附图7：运输系统示意图。 第二节 “一通三防”与安全监控 一、通风系统 （一）风量计算 1. 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q100(67)qk= m3／min。 2.按工作面温度计算： Q = 60vS = m3／min。 3.按工作面每班工作最多人数计算：’ Q = 4n = m3／min。 4.按炸药用量计算： Q = 25A = m3／min。 5.按最低风速验算，工作面的最小风量 Q＞15S = m3/min。 6.按最高风速验算，工作面的最大风速 Q＜240Ｓ = m3/min。 7.确定工作面实际需要风量 工作面实际需风量为 m3/min。 （二）通风路线 二、瓦斯防治 （一）瓦斯检查（设点、次数） （二）瓦斯监测 三、综合防尘系统， （一）防尘管路系统 （二）防尘措施 （三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 四、防治煤层自然发火技术措施 （一）监测系统 （二）综合防灭火措施 （三）防灭火要求 附图8：通风系统图、瓦斯抽放（排放）系统图、防尘系统图、注浆系统图、注氮系统图、消防管路系统图、安全监测监控系统（设备）布置图。 第三节 排水 一、设备选型 二、疏排水路线， 附图9：排水系统示意图 第四节 供电 一、电器系统 二、电器整定计算 附图10：电系统示示意图 第五节 通信照明 一、通信系统 二、照明系统 附图11：通信、照明系统示意图。 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 第一节 劳动组织 一、作业方式 二、劳动组织（表7） 表7 劳动组织图表 班 长 合计 一 班 二 班 三 班 四 班 合 计 第二节 作业循环 附图12：工作面正规循环作业图表。 第三节 主要技术经济指标 工作面主要技术经济指标见表8。 表8 主要技术经济指标 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项目 工作面倾斜长度 工作面走向长度 采高 煤层生产力 循环进度 循环产量 月循环数 月进度 日产量 月产量 工作面可采期 在册人数 出勤人数 单位 m m m t／m3 m t 个 m t t a 人 人 数据 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 出勤率 回采功效 坑木定额 摩擦（液压）支柱丢失率 金属顶梁丢失率 铁鞋丢失率 火药定额 乳化液消耗 采煤截齿消耗 油脂 单位成本 煤层牌号 含矸率 灰分 落装煤机械化程度 % t／工 m3／104t ‰ ‰ ‰ kg／104t kg／104t 个／104t kg／104t 元／104t % % % 第六章 煤质管理 一、煤质指标和要求 二、提高煤质的措施 三、提高采出率措施 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 第二节 顶板 第三节 防治水 第四节 爆破 第五节 “一通三防”及安全监控 第六节 运输 第七节 机电 第八节 其他 第八章 灾害应急措施及避灾路线 一、灾害应急措 二、自救方式、抢救方法 三、避灾路线 附图13：工作面避灾路线示意图 负责人： 贯彻时间 年 月 日 姓名 传达人： 作业规程学习和考试纪录 班次 参加人数 工种 成绩 签字 姓名 参加人员 工种 成绩 签字 班 次 早 班 中 班 晚 班 缺席人数 应到人数 实到人数 缺席人数名单 负责人： 贯彻时间 年 月 传达人： 日 姓名 作业规程补充学习和考试记录 班次 参加人员 参加人员 签字 姓名 工种 成绩 签字 成绩 工种 作业规程复查记录 作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容