110401工作面运输巷掘进作业规程.docx
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110401工作面运输巷掘进作业规程
六枝特区猴子田煤矿
掘进工作面作业规程
工作面名称:
110401运输巷
编制单位:
技术部
编制时间:
2017年7月19日
会审意见表
会审时间:
年月日会审地点:
调度室
主持人
内容
职务
签名
职务
签名
生产矿长
机电矿长
安全矿长
通防副总
总工程师
矿长
会审意见
集团公司审批意见表
审批时间
审批内容
审批意见:
贯彻学习记录
规程措施名称
学习地点
学习日期
主持人
参加学习职工签名
目录
第一章概况2
第一节概述2
第二节依据2
第二章地面位置及水文地质情况3
第一节地面相对位置及邻近巷道情况表3
第二节煤(岩)层赋存特征3
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置及施工顺序5
第二节巷道断面及支护设计5
第三节支护工艺6
第四节水沟7
第五节躲避硐7
第六节支护质量要求7
第四章施工工艺8
第一节施工方法8
第二节凿岩方式8
第三节爆破作业8
第四节装载运输9
第五节管线及风筒布置10
第五章生产系统10
第一节通风系统10
第二节压风系统14
第三节瓦斯抽放14
第四节综合防尘14
第五节防灭火15
第六节安全监控系统15
第七节供电系统16
第八节供、排水系统16
第九节运输系统17
第十节照明、通讯系统17
第六章安全技术组织措施17
第一节一通三防管理17
第二节顶板管理21
第三节爆破管理21
第四节防治水原则及措施24
第五节机电管理27
第六节运输管理28
第七节其他30
第八章灾害应急处理及避灾路线32
第一节灾害应急处理32
第二节避灾路线33
第一章概况
第一节概述
一、作业规程适用巷道名称
本作业规程适用于猴子田煤矿110401运输巷掘进作业。
二、巷道掘进用途
本巷担负猴子田煤矿110401回采工作面运输、进风、行人等任务。
三、开口位置
110401运输巷开口位置:
在110401运输巷由东向西230米处
四、设计长度
设计110401运输巷全长510m,2013年已施工230m,剩余280m。
五、巷道坡度:
110401运输巷坡度为3‰
六、服务年限:
1.5年。
七、计划开竣工时间
开工时期:
2017年8月15日,竢工时间:
2017年10月30日。
八、施工队
猴子田煤矿掘进一队。
第二节依据
1、根据:
《贵州创新矿冶工程开发有限责任公司》2010年3月份编制的《开采方案设计》
2、《煤矿安全规程》
3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94)
4、《矿山井巷施工及验收规范》(GB213-90)
5、《锚杆喷射混凝土支护规范》(GB86-85)
6、猴子田煤矿矿建计划。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近巷道情况表
巷道名称
猴子田煤矿110401运输巷
开口标高
+1043.1
井下位置掘进地面影响
掘进对地面无影响
邻近巷道
+1040主运输石门、110301运输巷、110701运输巷
方位
310°
坡度
+3‰
长度
280米
第二节煤(岩)层赋存特征
一、岩层产状、厚度、结构、坚固性系数
1、地质构造
(1)地层
矿区内由新至老出露第四系、三叠系下统飞仙关组、二叠系上统大隆长兴组、龙潭组、峨嵋山玄武岩、二叠系中统茅口组。
含煤地层为古生界二叠系上统龙潭组。
二叠系上统龙潭组(P3L):
为主要含煤地层。
煤系地层按煤岩性组合、含煤特征及标志层可分为上、中、下三段。
主要由砂岩、泥岩、石灰岩、煤层组成,厚411.4m。
(2)地质构造、顶底板性质、煤层结构及邻近工作面矿压显现情况。
地质构造:
猴子田煤矿位于涝河向斜西南翼中段,为单斜构造。
岩层走向280°~320°,倾向NE,倾角53°~67°,一般为55°左右。
涝河向斜两翼断层发育,数条走向断层破坏地层及煤层的连续性。
矿区内有2条较大断层,其特征分述如下:
1、F48为近走向正断层:
地表出露在勘查区东北角附近向斜轴部。
走向273°,倾向NE,倾角较大,一般70°左右,地表出露长约3.5km。
2、F45为近走向逆断层:
在勘探区的煤系地层底部。
走向310°,倾向SW,倾角60~70°。
地表出露长约4km。
此断层造成地层缺失,破坏了煤系地层的连续性。
总体而言,该区除上述F48、F45两条断层外,在勘探过程中未见其它断层,但岩层倾角较大。
经综合分析,该区构造复杂程度属中等。
110401运输巷区域内岩性地质特征:
主要含煤地层为二叠系上统龙潭组(P3L),属海陆交互相含煤碎屑岩系。
由砂岩、砂质泥岩、灰岩、粘土泥岩及煤层组成。
煤系地层总厚一般厚411.4m左右,含煤24~39层。
含煤系数为5.86%。
煤系地层出露宽度在矿区范围内,中部厚,西端薄,大部分被第四系地层覆盖。
含煤地层按岩性组合特征和含煤情况分为P3L1、P3L2、P3L3三段。
110401运输巷煤层结构特征:
4号煤层:
顶板:
为3号煤层底板(灰、深灰色薄至中厚状泥质粉砂岩及粉砂岩,泥质胶结,间夹薄层石灰岩,节理裂隙发育,具波状层理,易风化崩解,属半坚硬岩,抗压强度较高,极限抗压强度一般为20.14~27.85MPa,岩芯局部破碎,岩石RQD质量指标大于60%,岩石质量中等,稳定性中等。
)底板:
深灰色薄至中厚状粉砂岩,钙、泥质胶结,具波状层理,易风化崩解,属中等坚硬岩,抗压强度较高,极限抗压强度一般为19.43~28.62MPa,岩芯局部破碎,岩石RQD质量指标大于70%,岩石质量中等,稳定性中等。
110401运输巷区域内煤层位置、厚度及其变化:
4号煤层:
与3号煤层层间距9.5~25.8m,平均14.2m,见煤点6个,110401运输巷施工区域与3号煤层层间距在6m左右。
煤厚0.68~2.47m,平均1.72m。
东部厚西部薄。
含夹矸。
0~1层,厚0~0.77m,煤层倾角57°~60°东缓西陡,深部变缓。
可采性指数为1.0,变异系数为43.7%,属不稳定煤层,全区可采。
(3)水文、瓦斯地质、煤层自燃发火期、煤尘爆炸指数、煤
层瓦斯涌出量等说明
水文地质:
地下水以大气降水补给为主,矿井充水主要来源于含煤地层本身的裂隙水,直接充水含水层(含煤地层)富水性弱;F45断层带构成下伏茅口组含水层向矿坑开采18、19、20、21、22、28、29、30号煤层充水的天然通道。
综上所述,勘探区为断层带水及顶板直接进水的裂隙水充水矿床、水文地质条件中等。
瓦斯地质:
六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司地质勘查公司2008年7月提交的《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》中4号煤层的瓦斯含量为11.84m3/t。
依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006),采用分源预测法预测瓦斯涌出量为62m3/t。
总体上,4号煤层瓦斯含量较高,采掘过程中,瓦斯聚集后存在爆炸的危险性,须严加防范。
煤层自燃倾向性:
根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司地质勘查公司2008年7月提交的《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》:
井田内煤层均具自燃倾向,自燃等级属二类,着火点温度350℃左右。
煤尘爆炸性:
根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司地质勘查公司
2008年7月提交的《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》
本矿井煤层均有煤尘爆炸危险性。
(4)地温
根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司2008年7月提交的《贵州省六枝特区猴子田煤矿勘探地质报告》:
井田内均无地热高温异常。
2、110401运输巷顺C4煤层施工。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置及施工顺序
110401运输巷由东向西230米处开门,沿C4煤层顶板掘进。
开门点坐标为X=2902214.4982,Y=35527781.856,Z=+1043.1,按+3‰坡度、由东往西掘进280米,再施工110401采面切眼。
第二节巷道断面及支护设计
一、巷道断面
1、巷道断面为梯形,净断面上宽为2200mm,下宽为2900mm,高2200mm,巷道净断面积为5.61m2;
2、工字钢金属支架掘进毛断面积为6.44m2,掘进高度为2300mm,掘进上宽度为2400mm、掘进下宽度为3200mm。
附:
巷道施工及支护断面图
二、支护设计
110401运输巷采用工字钢金属支架支护方式。
(一)、巷道永久支护
1、110401运输巷均采用工字钢金属支架支护。
2、金属支架:
工字钢,棚距700mm,扁木背板,园木撑桐。
(二)、临时支护:
1、采用前探梁做临时支护。
临时支护距离不得超过1m。
2、当围岩破碎或遇断层等应编制补充措施对支护形式进行变更。
三、支护方式
(一)永久支护及支护材料
110401运输巷采用GB100-65,11﹟矿用工字钢金属支架,配合木背板进行支护,支架棚距为700mm。
(二)临时支护:
1、采用前探梁作为临时支护。
前探梁采用11#工字钢加工制作,单根长4米,间距为0.7米,三根为一组。
安装时先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁不少于三个吊环,由外向里推移。
吊环采用δ10的钢板、φ20的圆钢加工制作。
2、前探梁必须及时紧跟迎头,其最大空顶距离不得大于1.0米,前探梁上用木板接实顶板。
木板规格为2000mm×200mm×30mm。
第三节支护工艺
工字钢棚支护工艺
一、挖棚腿柱窝
1、挖棚腿柱窝前,首先严格按照中线检查巷道规格,不符合设计要求时必须先进行处理;挖棚腿柱窝前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危石,确认安全后方可作业。
2、挖棚腿柱窝要准确,柱窝位误差不得超过100mm,柱窝深度应与棚腿长度相匹配,挖棚腿柱窝时应严格按棚腿长度挖柱窝,水沟侧棚腿柱窝深度为0.35m,非水沟侧棚腿柱窝深度为0.1m。
3、挖棚腿柱窝应在临时支护下,按由外向里、挖好一柱窝树立好一棚腿、树好二棚腿就支护好一架工字钢棚的顺序依次进行。
二、安装棚梁
1、挖柱窝、架棚梁前,首先严格按照巷道断面的设计标准检查巷道规格,不符合设计要求时必须先进行扩宽扩高处理。
2、棚腿树立好后,由专人用斜撑将棚腿相对固定,再另由二人将棚梁树立在棚腿之上。
3、工字钢支架树立好后,用木楔紧固好棚梁两端、用木板背好两帮,确保支架稳固,避免工字钢支架倾倒。
第四节水沟
1、永久水沟为正方形断面,断面尺寸为250×250mm,采用砼浇注,其壁厚不小于100mm。
砼标号为C20,砂浆配比见表3-2-2。
2、水沟设盖板。
3、水沟的上沿必须低于轨枕面20mm。
第五节躲避硐
1、110401运输巷毎间隔40m,设置一个躲避硐。
2、躲避硐断面尺寸不小于700×1200×1800㎜。
3、躲避硐要加强支护。
第六节支护质量要求
工字钢棚支护质量要求
1、工字钢架棚规格:
梁长2400mm;腿长2400mm、2700mm(水沟侧);
2、支护形式:
梯形;
毛宽:
顶2400mm,底3200mm。
毛高:
2300mm
净高:
梁下平面至底板上平面间距2200mm。
3、顶、帮全部采用木料背板且确保接顶、接帮符合标准。
4、标准要求:
(1)、中线至任何一侧间距1050mm。
(2)、棚距(中-中)700±50mm
(3)、棚梁水平度:
允许偏差不大于50mm。
(4)、棚梁扭矩:
允许偏差不大于100mm。
(5)、前倾后仰:
±2°,不准退山。
(6)、支架构件:
顶帮刹紧背牢;上下拉钩齐全。
(7)、柱窝:
落在实底,并有“穿鞋”设置。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、掘进采用风钻配合风煤钻钻眼,全断面一次爆破成巷。
2、工艺流程:
安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯(撤警戒后)→敲帮问顶→临时支护→出货→;永久支护。
第二节凿岩方式
本规程所施工巷道均采用爆破的方法破煤(岩)。
打眼机具:
采用三台ZYP-7655型风钻,其中两台工作,一台备用,六角方钢钎(2.5米),一字型合金钻头。
另配备两台风煤钻配合风钻进行钻眼,其中一台工作,一台备用,钻杆使用麻花钻杆。
第三节爆破作业
掏槽方式采用楔式掏槽法。
一、爆破器材
1、爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药,药卷规格为φ32mm×200mm,重300g;雷管选用1~5段毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms;发爆器选用MFB-100电容式发爆器。
掘进时循环进尺1.4m,每循施工炮眼22个,其中掏槽眼4个、每眼装药3节,其他眼18个,每眼装药2节。
每循环装药量为4×0.9+18×0.6=14.4kg。
2、发爆器选型验算:
⑴、放炮阻值计算
R母线=p*t/s
R母线=(0.0184×500×2)/6,R母线=3.1(欧)
R总=N*r+R母线,R总=(22×3)+3.1=69.1(欧)
式中:
N——使用雷管的最多个数。
r——每个雷管(康铜桥丝)的全电阻,一般为2—3欧。
R母线——放炮母线电阻。
p——放炮母线的电阻系数,铜丝为0.0184欧*m㎡/m
s——放炮母线断面积6mm2。
⑵、准爆电流的计算
根据规定,毫秒延期电雷管(康铜桥丝)直流准爆电流为2A,每个电雷管的电阻为4欧,为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式:
I=E/(Nr+r0)≥I0
E≧I0(Nr+r0),E≧2×195=390(V)
则I=E/(Nr+r0),I=1800÷69.1=26(A)
式中:
E——放炮电源电压,V。
I0——准爆电流,A。
I——通入电流值,A。
N——雷管总数,发。
R——每个雷管电阻,欧。
r0——放炮电源和放炮母线电阻,欧。
26A大于它的准爆电流2A
⑶、放炮器的选型
经过以上计算,放炮器的最小电源电压大于195V,故选用MFB—100型放炮器,其峰值电压为1800V,发爆能力为100发,允许最大电阻为300欧,能满足掘进工作面全部雷管群爆,符合要求。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,装药时要小心用竹制或木制炮棍送到眼底,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线,有水时要使用水套,以免受潮拒爆。
三、起爆方式
爆破网络采用大串联全断面一次起爆。
四、另附炮眼布置图、装药结构图及爆破说明书
五、施工质量技术要求
1、打眼前必须由验收员画好施工临时中线,并找出巷道轮廓标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、严格按预留松动圈爆破进行施工。
根据巷道的岩性及时调整外圈周边眼与两帮的距离,炮后刷到设计断面,保证巷道成型。
3、施工必须按设计要求掘进巷道,严格按照中线施工。
4、中线至任何一帮的距离偏差必须在允许的-100mm≤X≤100mm之内。
第四节装载运输
一、装载工具
采用人力装载,小矿车输送,人力推车。
二、装运要求
(溜矸)110401运输巷→1040主运输巷石门→1000水平溜矸上山→副平硐→地面
(溜煤)110401运输巷→1040副运输石门皮带→1040溜煤下山→主井皮带运到地面。
第五节管线及风筒布置
在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路以及吊挂的风筒,均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐,电缆敷设北帮,风水管路等敷设在南帮,风筒吊挂在南帮。
1、电缆上严禁悬挂任何物件。
2、电缆垂度不超过50mm。
3、风、水管要接口严实,不得出现漏风、漏水现象。
风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管,20m外用4寸或2寸铁管,要随着工作面前进及时延长,以备工作面正常使用。
4、风筒应吊挂平直,距离巷道底板高度不低于1.8米。
第五章生产系统
第一节通风系统
一、需要的风量计算
1、风量计算
根据风量计算规定:
煤与瓦斯突出矿井风量计算只采用绝对瓦斯涌出量进行计算。
由于110401运输巷的绝对瓦斯涌出量参照C4煤层的瓦斯含量为依据,110401运输巷的绝对瓦斯涌出量预计为1.74m3/min。
按绝对瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×q掘×Kb
式中:
Q掘——为掘进工作面实际所需风量,m3/min;
q掘——为掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;
q掘按矿井绝对瓦斯涌出量的20%计算,
取1.74×(1-20﹪)=1.4
Kb——为备用风量系数,Kb=1.8~2.0,取Kb=1.8;
100——单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。
Q掘=100×q掘×Kb=100×1.4×1.8=252m3/min
2、按炸药使用量计算
Q掘=25Aj(m3/min)
式中:
Aj—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,取14.4Kg。
Q掘=25Aj=25×14.4=360.0(m3/min)
3、按局部通风机吸风量计算。
Q掘=Qf×I×Rf
式中:
Qf——掘进面局部通风机额定风量,m3/min;
I——掘进面同时运转的局部通风机台数,台;
Rf——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掘=Qf×I×Rf=160×2×1.2=384m3/min
4、按工作人数计算
Q掘=4×n(m3/min)
式中:
n—掘进工作面同时工作的最多人数,取12人。
Q掘=4×12=48(m3/min)
通过以上计算,工作面所需风量拟取Q=384(m3/min)
二、掘进工作面风速验算
按最低风速验算
根据《煤矿安全规程》中规定,掘进中岩巷最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s。
Qmin=0.25×5.61=1.4(m3/s)=84(m3/min)
Qmax=4×5.61=22.44(m3/s)=1346.4m3/min)
84<384<1346.4,所以Q=384m3/min符合要求。
三、局扇选择:
(1)局扇的工作风量
Q吸=kQ=1.2×384.0=460.8(m3/min)
K—风筒漏风风量备用系数,取1.2
(2)局扇全压
h=(R1+R2+R3+R4)Q吸Q回
其中:
R1为摩擦风阻
R1=6.5αL/d5=6.5×0.0005×380/0.65
=14.6(千缪)
R2为接头风阻
R2=n1ξγ(2gS2)35×0.1×0.416/{2×9.81×(3.14×0.3×0.3)2}
=0.9(千缪)
R3为弯头风阻
R3=n2ξγ/2gS2=1×0.1×0.416/{2×9.81×(3.14×0.3×0.3)2}
=0.03(千缪)
R4为出口风阻
R4=0.818γ/(gd4)=0.818×0.416/(9.81×0.64)
=1.35(千缪)
α—摩擦阻力系数,取0.0005
L—送风长度,380米
d—风筒直径,0.6米
n1—接头个数,40个
n2—转弯数,2个
ξ—风筒局部阻力系数,查表
γ—空气相对密度,0.416Kg/3
g—重力加速度,9.81m/s2
S—风筒截面积,m2
所以:
h=(1+14.6+0.03+0.9+1.35)×4×4.75=339.7(毫米水柱)
=3329.3(Pa)
根据风机特性曲线,选择FBDNo6.5/2×15型局扇,连接φ600mm胶质风筒,风量为:
260~460m3/min,全压为:
460~6300Pa能满足要求。
四、局部通风机安装地点及需要风量的要求
1、局部通风机安装地点:
1040主运输石门全负压新鲜风流处。
2、需要风量的要求:
局扇安装地点风量核算
安装地点实测全负压风量:
840m3/min
1040主运输石门内安装二台2×15KW局部通风机,其最大吸入风量为460m3/min
局部通风机安装地点富余风量为840-460=380m3/min。
富余风量风速验算:
v=Q÷S净÷60=380÷8.1÷60=0.8m3/s。
v>0.25m3/s,局部通风机安装地点风量符合要求。
通过以上两方面核算,矿井需要风量及1040主运输石门内全负压风量均满足掘进头需要风量要求。
五、风筒的选择:
选用抗阻燃、抗静电的胶质风筒,其直径为600mm。
六、风机和风筒的安装及使用要求
(一)风机的安装要求
1、风机必须安装在顶板完好的地方,且不得阻碍正常的通车及行人。
2、凡施工人员必须听从负责人的指挥,不得到处乱串,相互打闹。
3、风机安装前必须对风机及开关进行检查,确认完好后方可运下井。
4、风机安装前的基础必须找平、牢固,其部件及螺栓必须齐全,完好无损伤。
5、电工必须持证上岗,严格按接线工艺要求施工,电气设备严禁进水,严禁失爆,严格执行停送电制度。
电工必须清楚供电线路。
6、风机安装高度不得低于0.3米。
7、按设计必须安装“三专两闭锁”装置。
8、安装过程中,应全面检查风机,确认完好后方可进行试运转,先空试,再带负荷运转。
9、安装过程中,应作到稳拿稳放,严禁猛烈撞击。
10、试运转过程中,如遇紧急情况,应立即停机。
(二)风筒的安装要求
1、风袋与局扇连接处必须使用铁风筒作过度接,接触严密不漏风。
2、吊挂风袋前先拉直大线,在直巷段必须吊挂平直,逢环必挂,拐弯处必须使用弯头,严禁拐死弯。
3、风袋的吊挂高度尽量与巷道底板保持同一高度。
4、风袋的吊挂严禁使用铁丝进行吊挂。
5、风袋之间的连接处必须采用双反边连接。
6、需处理钻场、高顶处的瓦斯时,必须接风袖,严禁割破风筒处理瓦斯。
7、风筒出口距迎头的距离不大于5米。
8、风袋进行编号管理。
七、三专两闭锁
按《煤矿安全规程》规定,在该掘进工作面必须安装“三专两闭锁”装置,即对110401运输巷的局扇采用专用变压器、专用电缆、专用开关进行供电,风机停风后能自动切断该头所有动力电源、掘进工作面(T1)或运输巷瓦斯(T2)超限后能自动切断掘进工作面的一切非本质安全型电器设备电源。
八、双风机、双电源
为保证该掘进工作面局部通风的可靠性,在该掘进工作面开口前即安装双风机双电源装置。
即对该头的风机供电采用两趟电源供电,当一趟电源故障或停电时,使用另一趟电源进行供电;在1040主运输石门内安设两台2×15同等能力的局扇进行供风,当一台局扇停止运转时自动切换启动另一台局扇,风机出风口均安设风流自动切换装置。
从而防止掘进工作面瓦斯的积聚,减少或杜绝无计划排放瓦斯。
附:
110401运输巷通风系统图
第二节压风系统
一、压风线路:
地面压风机房(6寸铁管)→副平硐(6寸铁管)→轨道上山(6寸铁管)→1040上车场(6寸铁管)→1040主运输石门→110401运输巷(3寸铁管、1寸胶管)→工作面。
二、压风自救系统的安设
1040主
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