第一章 采煤工作面概况
第二章 采煤工作面地质条件
第三章：采煤方法
第一节：设备配置
1、 采面采用后退式走向长壁采煤法，采面采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架支护顶板，落煤机械采用MG160/390-WD型交流电牵引采煤机，装煤为工作面采煤机滚筒自装，采面运煤采用SGZ630/264型中双链封底式可弯曲刮板输送机，机巷转载机采用SGW—150型转载机。
2、采煤机割煤方式为双向割煤，进刀方式为端部斜切进刀，其顺序为：
（1）采煤机上（下）行割煤，追机推移运输机至机尾（机头）。 （2）采煤机反向牵引，下（上）行滚筒逐渐切入煤壁。 （3）机尾（头）推移后，采煤机上（下）行割三角煤至机尾机头，然后反向牵引，下（上）行割煤。
（4）循环作业，正常割煤
第二节：回采工艺
机电设备配置图表
第三节 支护设计
采面支护设计
（一）、综采采面支护设计
采面采用ZY4000-14/30支撑掩护式液压支架，其初撑力、双立柱工作阻力、支护强度、底板比压、运输尺寸等参数见架型的技术参数。
顶板压力估算：
（1）、8倍采高顶板岩性分析
据工程经验，采面支架单位面积受到的矿压为顶板岩层单位面积上4~8倍采高岩体重量。据采面煤岩综合柱状图知：直接顶为页岩，厚2~10m，灰色及深灰色页岩夹细砂岩；基本顶为页岩及中、细砂岩，厚10~18m，深灰色页岩及灰色中、细粒砂岩。顶板平均容重按2.58t/m³计算。
（2）、顶板压力估算：
顶板压力取8倍采高的岩石重量。 P=(4~8) ³MRg =8³2.6³2.58³10
=536.64³103Pa=0.53664MPa P——支架的支护强度 kg/m² M——采煤工作面采高取2.6米 R——顶板岩石容重2.58t/m³ g——常数取10N/kg
Q=PS=536.64³4.71=2237.79KN 式中：Q——顶板压力KN S——支架支护面积4.71 m2 （3）、底板比压计算
P’=(Q+G)/S=(2237.79+109.65)/（1.38³2.27） =2347.29/3.1=757.19 =0.75719MPa
P=0.53664MPa
由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、底板比压均小于拟用支架的设计参数，所以ZY4000-14/30型支撑掩护式支架能够满足采面顶板支护的安全要求。
采面支护
1、采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架和单体液压支柱，顶板采用全部垮落法控制。其主要技术参数如下： ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架技术参数
（1）架型：二柱掩护式 （2）支撑高度：1.4m—3.0 m （3）支架间距：1.5 m （4）工作阻力:4000 kN （5）初撑力：3096 kN （6）支护强度：0.6~0.72 MPa （7）底板比压：0.9~1.75MPa （8）移架步距：0.6 m （9）操作方式:本架控制 （10）适应煤层倾角:≤15度 （11）适应泵站压力:≤30 MPa （12）支架重量:10 .965t （13）支护面积:4.71㎡
（14）运输尺寸：4955³1430³1400mm 2、支架布置方式
采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直线。
三、两巷顶板管理
两巷自煤壁向外10m范围内打双排托棚，10~20米范围内打单排托棚，若两巷压力大时，超前20米动压区范围内所打托棚可以全部打为双托棚，以加强顶板支护。
两巷为锚网支护时，锚网支护段除打托棚外还要将自煤壁向外3-5米范围内顶、帮的锚盘、锚索退掉，锚盘及锚索无法退掉时，用
钳子将其周围的金属网剪断，巷道两帮靠巷帮用单体柱配合双销金属铰接顶梁再各打一趟一梁一柱托棚。两巷为工字钢及“U型钢”棚支护时，自煤壁向外3-5m范围内用单体柱金属铰接梁把工字钢及“U型钢”棚替换成四排走向托棚，上、下帮各两排，靠煤壁帮的两趟托棚用双销金属铰接顶梁。用金属网刹好帮顶。所打单体柱要进行联锁，并保证初撑力不低于90KN。使用的双销铰接顶梁双销要齐全，并配齐、使用好水平销，确保三销齐全。
四、上、下出口顶板管理
1、上下出口使用单体柱配合金属铰接顶梁架走向棚支护，棚距0.5m±0.1m，柱距1 m。一梁一柱棚，用金属网刹好帮顶。人行道宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m。所架棚梁与支架之间间距为不大于0.3m。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力不低于90KN。 2、上、下出口沿切顶线打一排密集柱并使用单体柱配合直径0.16³2.4m的圆木打一排戗棚，戗棚一梁三柱。出口处老空侧，支柱落后支架立柱不超过0.6m。
3、端头支护采用在上、下机头处各架设两对4m长π形钢梁配合单体柱架设成迈步式支护顶板，两对π形钢梁间距0.5—0.6m，两根π型钢梁间距0.15—0.2m，π形钢梁距采面首架、尾架距离不大于0.3m，在π形钢梁两端各打2棵单体住。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力。尾架必须护住上机头，并超出煤壁进入风巷0.3m。当首架（尾架）距离煤帮超过5m时，加打木垛。 五、支护质量及顶板动态监测 1、液压支架
（1）、支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距
1500mm±100mm。
（2）、支架顶梁与顶板平行架设，其最大仰俯角小于7°。 （3）、相邻支架间不能有明显的错差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤架、不咬架。架间空隙不超过200mm。 （4）、支架立柱活柱外露长度不低于200mm。 2、煤壁机道
（1）、煤壁平直，垂直顶底板，伞檐部分不得超过规定。 （2）、端面距不超过340mm。 3、工作面顶板动态监测： （1）、监控范围：机风巷及采面。
（2）、每隔10架支架在支架立柱上安装数字压力计，及时测量初撑力和工作阻力。
（3）、两巷超前支护内单体柱的初撑力由验收员用测压枪及时测量。
（4）、管理办法：验收员具体负责仪器安装，维护及数据记录工作。
（5）、技术员及时分析数据，总结矿压规律，预测预报初次来压及周期来压时间，制定相应措施。
（6）、采面现场所有工作人员必须注意监测设施，严防损坏。
六、备用支护材料
管理办法：
1、备用材料应挂牌管理，标明规格、数量、名称、责任人。 2、备用材料要码放整齐，不得超过巷道断面的1/3，距道不小于0.5m。 3、队管人员下井应了解采面现场备用物料情况，确保备用材料数量和质量。
第四章 生产系统
一、运煤系统
采面刮板运输机→顺槽转载机→戊9-10—16180机巷→ 运输机下山→主井→地面。
二、运料系统
地面→副井→东平巷→轨道下山上段→中部车场→轨道下山下段→-450车场→戊9-10—16180设备道→戊9-10—16180风巷→采面。
三、液压系统
采面泵站用两台BRW-200/31.5A型液压泵替换使用，向采面液压系统提供压力，每台液压泵功率为125KW，泵箱型号为CRWS-1600型，容积1600升。
采面支架所用进液管为Φ25mm高压管，回液管使用Φ32mm高压管。
进液系统：
戊9-10—16180采面泵站→外切眼→戊9-10—16180采面里风巷→戊9-10—16180采面支架。 回液系统：
戊9-10—16180采面支架→戊9-10—16180采面里风巷→外切眼→戊9-10—16180采面泵站。
四、通风系统：
1、新鲜风流：副井→东平巷→(一～九)川→运输机下山→戊9.10-16180机巷→采面。
2、乏风流：采面→戊9.10—16180里风巷→外切眼→戊9.10——16180外风巷→戊
9.10-16180
设备道→回风巷→通风下山→总回风巷→戊四风
井→地面。 3、风量计算：
采煤工作面实际需要的风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时作业人数以及爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值；并用风速加以校验： （一）采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为： Q采= 60³70%²S²V采²k采高²k采面长 (m³／min) 式中：Q采— 采煤工作面需风量, m³／min；
S— 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，9.36㎡；
V采— 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，取：1.5m/s；
k采高— 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1；取：1.2； k采面长— 采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2；取：1.2； 70% — 有效通风断面系数； 60 — 为单位换算产生的系数。
表1 K采高—回采工作面采高调整系数 表2 K采面长 —回采工作面长度调整系数
表3 V采—回采工作面气温与对应适宜风速
所以：Q采＝60³70%³9.36³1.2³1.2³1.0 ≈566 m³/min （二）按照瓦斯涌出量计算需风量： Q采 = 125²q采²KCH4(m³/min) 式中：
Q采 — 回采工作面实际需风量，m³/min；
q采— 回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.75m³/min；
KCH4 — 采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.2；
125 — 回采工作面回风流中的瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系
数。
Q采=125 ³0.75³1.2=112.5 m³/min （三）按照二氧化碳涌出量计算需风量 Q采 = 67²q采²KCO2(m³/min)
式中： q采— 采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，取0.55 m³/min；
KCO2— 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.2
67— 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
Q采=67³0.55³1.2=44 m³/min （四）按炸药量计算需风量 ⒈一级煤矿许用炸药 Q采≥ 25A
式中：A— 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，取1.32kg； 25— 每千克一级煤矿许用炸药需风量，m³/min； Q采≥ 25³1.32＝33 m³ /min （五）按工作人员数量验算 Q采≥ 4N (m3／min)
式中：N— 采煤工作面同时工作的最多人数，取100人； 4— 每人需风量，m³/min。
Q采≥ 4³100＝400 m³／min （六）按风速进行验算： ⒈ 验算最小风量
Q最小≥ 60³0.25 S最小 S最小= 70% L最小²h ⒉ 验算最大风量
Q最大≤ 60³4.0 S最大 S最大= 70% L最大²h 式中：S最小— 采煤工作面最小控顶有效断面积，8.58㎡； L最小— 采煤工作面最小控顶距,3.3m； h— 采煤工作面实际采高,2.6m；
S最大— 采煤工作面最大控顶有效断面积，10.14㎡； L最大— 采煤工作面最大控顶距,3.9m； 0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%— 有效通风断面系数；
4.0— 采煤工作面允许的最大风速，m/s；
经计算： 128.7m³／min ＜ Q采 ＜2433.6m³／min 经验算符合设计要求，故该工作面设计风量为566m³/min，取570 m³/min,在生产过程中，根据有害气体变化情况可适当调整通风量。
五、供水系统
采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 ○1副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
○2副井→一川→东平巷→运输机下山→戊9-10—16180机巷→戊9-10—16180采煤工作面
六、 供风系统
采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 ○1副井→东平巷→运输机下山→戊—16180采煤工作面
○2副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
9-10—16180
机巷→戊
9-10
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
七、排水系统
在机、风两巷低洼处做水泵窝，并配备FQW70/35型风泵和直径50mm乙烯管及50mm的铁管用作排水设施。 ○1戊
9-10—16180
采面→戊
9-10—16180
机巷→运输机下山→轨
运八川→-450水仓→副井→地面
○2戊9-10—16180采面→戊9-10—16180风巷→戊9-10—16180设备道→-450车场→-450水仓→副井→地面
八、监测监控系统
1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。
2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。
3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为≥0.0024%。
4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26℃。
5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：
九、通讯系统：
距采煤工作面上下出口10~20m范围内各安装一部电话，风
巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随
着工作面的回采向外移动。
十、供电系统
戊9.10-16180采面供电设计
一.采面装机情况：
戊9.10-16180采面共用四条电源回路。从-450变电所引出6kv
电源①供给采面移变，采面移变降为1140v后供电给以下采面设备：
125KW泵站两台（一备一用），390kw（2³160kw+70KW）煤机一台，
264kw(2³132KW)釆面溜子一部;除6kv电源外，该釆面还从-450变
电所引出三条660v电源②、电源③和电源④，660v电源②供风巷的
十四部绞车（40kw三部，25kw二部，22kw三部，18.5kw一部，11.4KW
五部）,660v电源③供机巷转载机（75KW）和粉碎机（75KW）;机巷
皮带（2³75KW一部）电源④采用掘进时的660v电源（引自-450变
电所）。
二.需用公式
由I=错误！未找到引用源。得在6kv系统Ie=错误！未找到引
用源。
在660v系统Ie=错误！未找到引用源。 在1140v系统Ie=错误！未找到引用源。
三.移动变压器选择
1.由《煤矿电工手册》公式10-3-3知机械设备按一定顺序启
动的综采面机械需用系数错误！未找到引用源。=0.4+0.6P÷错误！
未找到引用源。 ，知此采面机械需用系数为：
错误！未找到引用源。=0.4+0.6P÷错误！未找到引用源。 =0.4+0.6³264÷(错误！未找到引用源。
≈0.6
所以此综采面机械需用移动变压器容量为
S=Kr 错误！未找到引用源。= 0.6³错误！未找到引用源。
=615KVA
该综采面采用容量500KVA 和630KVA移动变压器各一台合用，可以满足生产需要。
四、开关整定
1.-450变电所供移变用高爆开关整定计算
1）反时限过电流整定
Ie≈60A
此高爆开关电流互感器变比为300/5,过流整定只能取60A或120A,故取
错误！未找到引用源。60A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。= 错误！未找到引用源。=（6³264+错误！未找到引用源。）³0.13
=272.87A
此高爆开关速断整定只能取300A,故取300A
3）保护灵敏度校验
①系统电抗折算
变电所高压开关断流容量按50MVA计算,由《煤矿电工手册》表13-1-9C 知,6KV50MVA系统电抗换算至1200V供电系统50mm2标准电缆为：
L1=63.3米
②高压电缆折算
由《煤矿电工手册》13-1-9d知，356KV高压电缆换算为1200V系统50mm2电缆长度时换算系数为0.049，此处供给移动变电站的57O米356KV高压电缆换算后长度为
L2=570³0.049=27.93米
③采面溜子馈电出口处系统和高压电缆折算
由《煤矿电工手册》表13-1-9b知70电缆换算50mm2电缆长度时换算系数分别为0.71，则采面溜子馈电出口处计算短路电流时相当接有50电缆长度为：
L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93=98.33米≈100米
④采面溜子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流
由《煤矿电工手册》表13-1-18知500KVA移变用50电缆1200V输出，在100米处的两相短路电流I（2）
d为4360A，折算至6kv高压侧电流为
I（2）
d=4360÷（6000÷1200）=872A
⑤变电所高压开关速断电流灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=872÷300 ≈2.9 〉1.5
所以变电所高爆开关速断保护灵敏度合格。
2.KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关整定
1) KBSGZY500/6型变压器低压侧反时限过电流整定
错误！未找到引用源。=５００÷Isd错误！未找到引用源。
≈２40Ａ
取错误！未找到引用源。=240A
2) KBSGZY500/6型变压器速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。=0.67³(6³Pemax )
=（6³264/2）³0.67
=530A
取错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=720A
3) KBSGZY500/6型变压器保护可靠性校验
由上面计算知采面溜子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流I（2）
d为4449A, KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开
关速断保护灵敏度为I（2）
d÷Isd=4449÷72０＝6.2＞１.５
所以KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关速断保护灵敏度合格。
4) KBSGZY630/6型变压器低压侧反时限过电流整定
错误！未找到引用源。= 630÷Isd 错误！未找到引用源。 =63０÷2.08错误！未找到引用源。
≈303Ａ
取错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。300Ａ
5) KBSGZY630/6型变压器低压侧速断电流整定
错误！未找到引用源。sd=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。
=0.67(6³Pemax+错误！未找到引用源。 ) =（6³160+160+70+125）³0.67
=881
取错误！未找到引用源。sd 错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=900A
3)保护可靠性校验
由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93≈100米，所
以煤机处考虑系统电抗时电缆换算：
L溜=L3+450³0.71=100+450³0.71=419.5≈420（米）
4）采面煤机处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-26知630KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在420米处两相短路电流I（2）
d为2315A
5）煤机馈电开关灵敏度校 验
I（2）
d÷Isd=2315÷900≈2.57＞1.5
所以煤机馈电开关校验合格.
5.采面溜子馈电开关整定
1） 过负荷整定
=０.６７Ｐｅ=0.67³264
=177Ａ 取180A
2) 速断电流整定
因采面溜子用双速开关，低速启动功率为0.5倍高速运行功率，所以
=6Ie³0.5=3³180=540A
3)保护可靠性校验
由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93≈100米，所
以采面溜子处考虑系统电抗时电缆换算：
L溜=L3+450=100+450=550米
4）采面溜子处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-18知500KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在550米处两相短路电流I（2）
d为1938A
5）采面溜子馈电开关灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=1938÷540≈3.59＞1.5
所以采面溜子馈电开关校验合格.
6.转载机和粉碎机馈电整定
1） 过负荷整定
Ie=1.15Ｐｅ=1.15³（75+75）
=172.5Ａ 取175A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。=1.15(6³Pemax+错误！未找到引用源。 )
=（6³75+75）³1.15
=603.75A 取=4Ie=700A
3)保护可靠性校验
长度时换算系数分别为0.71和3.01 ，所以转载机处电缆换算长度为：
L转= 710³0.71+3.01³7=504.1+21.07=525.17米≈530米
4）转载机处最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆660V输出时在530米处两相短路电流I（2）
d为1344A
5）转载机馈电开关灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=1344÷700≈1.92＞1.5
所以转载机馈电开关校验合格.
7.绞车馈电开关整定
因风巷平时最多有四部绞车工作，故计算取四部较大绞车，分别为40kw和25kw各二台，则
1）反时限过电流整定
Ie=1.15Pe=1.15³（40+40+25³2）
=149.5A 取=150A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。=1.15(6³Pemax+错误！未找到引用源。 )
=(6³40+40+25³2）³1.15
=379.5A 取=3Ie=450A
3)保护可靠性校验
长度时换算系数分别为3.01和0.71，所以十四部绞车处电缆换算：
LJ=1025³0.71+6³3.01=1025+18.06=745.81米≈750米
4）十四部绞车处最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆690V输出，在750米处的两相短路电流I（2）
d为968A。
⑤绞车馈电开关灵敏度校 验
I（2）
d÷Isd=968÷450≈2.2＞1.5
所以绞车馈电开关校验合格.
8、40KW绞车启动开关
Ie=1.15³40=46A 取Ie=45A
9、25KW绞车启动开关
Ie=1.15³25=28.75A 取Ie=30A
10、 18.5KW绞车启动开关
Ie=1.15³18.5=21.2A 取Ie=20A
11、 11.4kw绞车启动开关
Ie=11.5³11.4=13.11 A 取Ie=15A
12、 22KW绞车启动开关
Ie=1.15³22=25.3A 取Ie=25A
13、 采面溜子高速启动开关
Ie=0.67³264=176.88A 取Ie=180A
14、 采面溜子低速启动开关
Ie=0.67³132=88.44A 取Ie=90A
15、 125KW乳化泵启动开关
Ie=0.67³125=85A 取Ie=90A
16、 75KW转载机和粉碎机启动开关
Ie=1.15³(2³75)=172.5A 取Ie=175A
五.电缆校验
由《煤矿电工手册》表12-2-29知,95mm2电缆长期安全载流量分别138A ,215A, 260A.
采煤机电缆校验
由《煤矿电工手册》公式10-3-3知机械设备按一定顺序启动的综采面机械需用系数Kr =0.4+0.6P÷
用系数为： ，知此采面机械需
Kr=0.4+0.6P÷
=0.4+0.6³264÷(264+390+125)
≈0.6
1. 采煤机电缆持续工作电流
Ie=0.6³0.67³390=156.78 A﹤210A
所以采煤机电缆选用70mm2电缆合格，
2.采面溜子电缆校验
采面溜子电机电流
Ie=0.67³264=176.88A﹤210A
所以采面溜子电机电缆选用70mm2电缆合格.
3.转载机和粉碎机干线电缆校验
Ie=1.15³（75+75）=172.5A ﹤210A
所以順槽溜子电缆选用70mm2电缆合格.
4.乳化泵电缆校验
乳化泵电流
Ie =0.67³125=83.75A﹤138A
所以乳化泵电缆选用35mm2电缆合格
5.绞车电缆校验
Ie =1.15³（40+25）³2=149.5A﹤210A
所以绞车电缆选用70mm2电缆合格.
备注：
机巷和风巷掘进时已经铺设有mcp3x70+1型电缆，为减少工人工作量，采面形成后尽量用原设备和电缆。
（六）供电设计图（附）
第五章 劳动组织
一、循环方式
按正规循环作业方式。零点班完成两个循环，八点班完成一个循环，四点班完成两个循环。 循环进度：600mm。
二、作业方式：“三八”制作业
三个生产班割煤，检修班插班检修（8：三、劳动组织：
综合工种和专业工种相结合 分段追机作业，循环工作。
00——12：00）
劳动组织一览表
第六章 主要技术经济指标
第七章 六大系统
一、监测监控系统
1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。
2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。
3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为≥0.0024%。
4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26℃。
5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：
二、人员定位系统
在风巷安设两个分站，分别设置在风巷口以里30m范围和距采面60m范围处；机巷内安设两个分站，分别安设在机巷距设备道以里30m范围内和距采面60米范围内。共4个分站。 三、紧急避险系统
当采面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时，采面所有人员迅速佩戴ZH-30型化学氧自救器沿戊9-10—16180采面火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线在30分钟内撤人至紧急避难硐室或地面
发生事故地点（采面）→戊9-10—16180风巷→外切眼→戊9-10—16180外风巷→戊
9-10—16180
设备道→-450车场→轨道下山下段→
（避难硐室）中部车场→轨道下山上段→东平巷→副井→地面。
发生事故地点（采面）→戊9-10—16180机巷→运输机下山→（九-六川）→轨道下山下段→（避难硐室）中部车场→轨道下山上段→东平巷→副井→地面 四、压风自救系统
采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。
○1副井→东平巷→运输机下山→戊16180采煤工作面
9-10—16180
机巷→戊
9-10—
○2副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
五、供水施救系统
采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。 ○1副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
○2副井→东平巷→一川→运输机下山→戊9-10—16180机巷→戊9-10—16180采煤工作面 六、 通讯联络系统
距采煤工作面上下出口10~20m范围内各安装一部电话，风巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随着工作面的回采向外移动。
第八章 安全技术措施 第一节 总则
1、为贯彻执行“安全第一，预防为主”的生产方针，保证安全生产，制定本规程。
2、在本工作面作业的所有人员都必须遵守《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》和本作业规程，遵守《矿山安全法》。 3、作业规程在采面投产前必须“三贯彻”，履行签字手续，经考试合格后方可上岗作业。
4、工作面投产前，由队长、技术员带领全体职工走一趟避灾路线，以后，每月由工长带领走一次避灾路线。
5、队（工）长对所管辖范围内的安全生产负直接责任，技术员对安全工作负技术责任。
6、干部跟班上岗，负责本班安全生产，搞好各项措施落实情况；班组长、验收人员组织本班职工按作业规程和质量标准化标准进行作业，坚决做到不安全不生产。
7、职工对所在岗位的工作要尽职尽责，搞好自保、互保和联保工作，做到“三不伤害”，杜绝“三违”现象发生。职工有权拒绝违章指挥。
第二节 回采工艺安全技术措施
一、割煤措施
1、每班割煤前，严格按照“操作规程”和“岗位责任制”要求，对采面支架、顶板及煤壁等全面检查，有隐患要先处理后方可作业。 2、严格执行现场交接班制度，各岗位要持证上岗。
3、开车前，采煤机司机必须对采煤机进行检查，检查各零部件、螺丝是否齐全牢固；各操作阀、按钮是否灵敏可靠；检查喷雾和冷却系统是否完好，水压、流量是否正常；检查各部位油量是否符合规定。检查完毕，将采煤机空转，看运转声音是否正常，发现问题及时处理。
4、开车前，首先发出启车信号，滚筒上下10m内所有人员躲至安全地点后方可点车。
5、开车前，必须先开水，水的流量、压力不足时严禁开车。 6、启车后，采煤机司机要时刻注意支架、顶板及煤壁情况，选择合适的速度进行割煤，均匀煤量，以免压死输送机。注意：运输机停止，严禁割煤。
7、采煤机司机要三人协同作业，分工合作；要密切注意采煤机前后的情况及采煤机运行情况，严格控制采高，不得任意留顶底煤。 8、割煤时要求沿顶回采，保证不漂刀，不啃底，不留台阶，煤壁割直。
9、割煤时，随时注意行走机构的运行情况、采煤机前后有无人员和障碍物、有无大块煤（矸石）或其它物件从采煤机下通过，若发现有不安全情况，应立即闭锁工作面运输机，并停止牵引和截割，进行处理。
10、改变采煤机方向时，必须先停止牵引，将控制面板速度调到零，发出开机信号后，再向相反方向开车，严禁带速更换牵引方向。 11、牵引速度要由小到大，逐渐加大，严禁一次加到最高速度。 12、工作面遇特殊情况，如支架不稳、顶板不好等情况时要先处理好后再割煤；遇有坚硬矸石，采煤机割不动时，要先放震动炮。放炮时，要放小炮且采煤机离放炮地点20m以外。
13、割煤时，要时刻注意采煤机拖揽装置，严防挂卡、挤坏电缆、水管。
14、割煤时，根据现场情况，如确实需漂刀或卧底时，必须把每排的漂刀或卧底量控制在70mm~120mm之间，以防止漂刀幅度过大推不动运输机或下扎幅度过大机身倾斜太严重而损坏设备。 15、看前滚筒的司机要注意观察顶板情况，根据顶板变化情况随时调整滚筒高度，严防割碰支架顶梁。
16、采煤机运行区域上、下10m范围内严禁无关人员经过或作业，采煤机运行距上、下端口10m以内时，严禁人员在端头及周围随意通过，严禁人员站在正对运输机方向。
17、割三角煤时，根据运输机弯曲度及截深要求，斜切进刀长度不少于30米。
18、遇到坚硬岩石时，严禁强行割煤，必须提前放震动炮，并及时更换损坏的截齿。
19、采煤机检修、处理故障或更换截齿时，包括滚筒上下3m内有人作业时，必须断开隔离开关，打开离合器，停电闭锁，并派专人监控。
20、严禁用采煤机拉运其它设备，严禁大块矸石、梁、柱、圆木等坚硬物品通过运输机拉运，以防顶翻煤机。
21、严禁随意盲目开机试车，以防机械事故及机械伤人事故发生。 22、采煤机和运输机的闭锁必须灵敏可靠，严防机械伤人事故发生。
23、工作面过断层时要及时制定补充安全技术措施，加强顶板和煤质管理；距断层30m时开始在采面撒阻化剂，采取防灭火措施。 24、煤机割到两端头时，端头10m范围内不准有人，防止杂物或煤、岩块伤人。
25、回采时，每班安排人员对工作面及机风巷的支护情况进行检查，发现漏液或卸载等情况要及时汇报处理。
二、移架措施
1、支架工持证上岗，严格执行现场交接班制度、岗位责任制和操作规程。
2、所有进入煤墙侧作业人员必须执行“敲帮问顶”制度。 3、移架前要对支架进行全面清理和检查，确保架前、架间无杂物、浮煤，确保支架各液压管件、连接销、千斤顶牢固可靠齐全，无跑、
冒、滴、漏现象。
4、移架时注意不要挤坏挡煤板下悬挂的电缆，保护好各种线路及设备。
5、移架前要挂好线，坚持按线移架，确保支架成一条直线，误差不超过±50mm。
6、移采面第一架及最后一架时，应将机、风巷支架提前改够距离，确保端头支架的移架质量。
7、支架操作为本架操作：支架工应站在支架脚上作业，任何人不许躲在被移架间内架脚前方、推移千斤顶框架间。移架时支架工要照前顾后，发出信号，严防顶板掉矸，伤人或挤伤人员。
8、采面移架为追机移架，距采煤机后滚筒不超过5架，若顶板破碎，应拉超前架或停机移架。
9、移架时要先降架，降幅不许超过200mm，顶板破碎时要带压擦顶移架。
10、正常移架操作顺序：先将护帮千斤顶截止阀开启，将护帮板收回再收侧护板，降立柱使顶梁略离顶板，当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距；然后调架，使支架推移千斤顶与运输机保持垂直，支架不歪斜，中心距符合规定；然后伸出侧护板，使其紧靠相邻支架；升立柱的同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触3~5秒钟，以保证达到初撑力。最后，将护帮板伸出抵至煤墙，将护帮千斤顶截止阀关闭，将各操作手把打到“零”位。
11、移架时，本架上、下相邻两架支架推移千斤顶应处于推溜状态，防止移架时将运输机拉回。
12、移架后升架时，密切注意好支架侧护板，严防挤架、歪架、咬架，否则应立即处理。
13、移架时要保证架脚平整，否则要进行抬架脚或挖架脚工作，需用木梁抬架脚时，木梁直径不得低于0.16m，严禁用侧护板提架脚，
作业人员要站在安全的地方进行操作，并且有一人负责观山，架脚抬起后，及时清理浮煤，垫平架脚，使支架走平，支架升紧后，操作手把要打到零位，严禁乱动。
14、底座下陷稍深时，在支架顶梁下打一个斜撑木柱，并系上防倒链，以防倒柱伤人，然后降柱提起底座，此时也可将道木垫入底座，再移架到新的工作位置，防倒链一头栓在柱子上头，挂钩挂在支架顶梁上，有专人认真检查，确保安全可靠，柱子上、下头垫上道木，防止柱子滑落。
15、在采用刮板输送机里打撑柱，采面刮板输送机开关打到停止位置，并挂停电牌，严格执行停送电制度，送电人员送电要确认无误，方可送电。
16、抬架前，准备好垫架脚的道木，高度达到后及时垫上道木，垫道木时手不准伸到架脚下，严防架子突然下落造成人员受伤。抬架脚高度不超过400mm。
17、在顶板条件不允许支架前梁下降时，可在临架支架前梁下悬挂一千斤顶，并让此千斤顶处活塞杆伸出状态，然后用锚链将本架底座和千斤顶连接起来，当向千斤顶供液使其活塞杆回缩时，把本架底座吊起，同时降柱移架。
18、操作本架时，人员躲在支架架箱支护的空间里，支架前梁下不准站人，所降架周围不准有人，严防掉矸伤人。
19、移架时，若需用单体柱，帮着推架时，必须先选好支点，人员躲在安全处操作，远距离操作，注液枪卡好后，扳机用绳拴好，液压管一头接到10m外支架上，远距离操作，严防崩挤伤人员或损坏支架部件。
20、当支架倾倒比较严重时，移架前在支架倾倒方向顶梁下支一根斜撑柱子，并系上防倒链，严防倒柱伤人，拉架时，支架在此斜撑柱子作用下摆正，注液枪在柱子上卡好后，扳机用绳或扎丝拴好，液
压管一头接到10m外支架上，远距离操作，使单体柱伸长，严防崩挤伤人员或损坏支架部件。
21、若支架倾倒严重，可用两个或更多防倒液压千斤顶扶架，在支架上方用千斤顶拉顶梁，在支架下方用千斤顶拉底座，支架与千斤顶连接的链子要安全可靠，人员站在安全位置，防止断链发生事故。
22、处理倒架时，有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，要远距离操作，严防支架挤伤人员或掉矸伤人。
23、调架过程中与调架无关人员严禁在调架地点逗留，站到安全位置。
24、支架底座前的煤岩要清净，减小拉移支架时的阻力，拉移支架时，本架及邻架电缆槽上严禁有人。
25、调整支架时有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，确保安全生产。
26、支架升紧后，操作手把要打到零位，关闭截止阀，严禁乱动。
27、支架升起后，若煤墙片帮严重，必须超前移架临时支护，以防事故发生。此时应设专人观山，采煤机、运输机停电闭锁。
28、拉架如果遇到支架有立柱下降、拉不动等故障时，要详细查找原因，排除故障。排除故障时，所有人员必须躲开高压液体及管子可能冲击方向，严防意外伤人。
29、如果采面顶板压力大，片帮严重或仰采时梁端距超过340mm时，要及时拉超前架，超前拉架后超过规定时，在前梁上方用1.2m的道木背顶或架顺山棚维护顶板。
30、支架移架后应符合下列标准：
（1）、初撑力不低于泵站压力的80%,即24MPa；
（2）、支架排成一条直线，误差不超过±50mm,中心距为1.5m,偏差不超过±100mm。
（3）、支架顶梁与顶板平行架设，其最大仰俯角
（4）、相邻支架间不能有明显差错（不超过顶梁侧护板高度的2/3，支架不挤，不咬，架间空隙不超过200mm）。
（5）、支架要垂直于底板，歪斜
（6）、支架要垂直运输机，正负误差
（7）、端面距≤340mm，前梁接顶严密。
31、不准随意增大泵站压力，防止损坏设备和高压管爆高压液体伤人。
三、推工作面刮板输送机措施
1、严格执行操作规程。
2、按追机顺序推溜，在采煤机后滚筒10m以外开始进行，严禁紧跟采煤机，避免将运输机推成陡弯、急弯而损坏设备。
3、推溜应按顺序进行，不得任意分段或由两端向中间推。
4、推溜应在溜子运行时进行，停车时不准推溜（机头、机尾除外），推溜后，溜子成一条直线，采煤机后弯曲段长度不少于15m。
5、每次推溜必须推够一个步距600mm，若煤墙有台阶浮渣推不动时，应返刀或人工清理。人工清理时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，捣掉危矸，专人观山，人工清煤时，面向机尾方向，注意刮板输送机上的大块煤、岩及其它物件，严防大煤块、岩和其它物件挤伤或顶伤人员。顶板破碎时必须架设临时支护，严禁空顶作业。
6、推移上、下机头时必须清净溜子两侧浮煤、杂物，以防机头上飘，推移后上、下机头不超前、不落后。柱子应用麻绳连锁，选好支点，人员躲在5 m以外，严禁顶电机等传动部位，严防柱子弹伤人。
7、输送机上飘，据具体情况可采用人工掏挖卧底落溜子，溜子下扎严重，应吊溜子垫道木，保证溜子平、直、稳。起吊溜子时必须使用专用千斤顶，严禁使用单体柱。
8、推溜子时要注意观察，避免损坏框架或挤破电缆水管。
9、运输机上窜时，应自上向下推溜；运输机下滑时，应自下向上
推溜；推溜过程中，保持顺直，运输机垂直弯曲度不超过1度。运输机上窜下滑严重时，应采取调整伪倾斜的方法进行调整。
10、推溜后应将操作手把打到停止位置并及时将浮煤清理干净。
四、甩斜措施
1、为保证生产过程中溜子平稳，与顺槽溜子搭接合理，根据地质资料，视煤层倾角情况，把采面伪倾斜控制在合适角度，在生产过程中，上下机头如果上窜下滑时，应及时进行甩斜调整。
2、甩斜方法：长短相结合法，确保运输机成一条直线。甩斜子时，先割一排通刀，然后每隔30架使用大斜子套小斜子的方法甩机头或机尾，甩小斜子时，采煤机应按照队研究确定的位置、长度进行插刀、收刀。
3、甩斜子时，斜尖要躲过断层或顶板破碎区，并及时拉超前架，推溜、移架各区段协调一致，严禁把溜子推成陡弯，确保把溜子推成一条直线。
5、甩斜工作由队里统一指挥，跟班干部具体落实，把关，验收员巡回检查，确保甩斜质量和安全。
五、采面上下出口作业安全措施
1、工作面上、下出口作业人员要保证上、下出口畅通，高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.8m。
2、上下端头外移π形钢梁时，至少要三人协同作业，两人抬着π形钢梁外移，一人架设单体柱。每次外移π形钢梁要移够步距，每次外移600mm。每根π形梁下两端各打两棵单体住，单体住初撑力不小于90KN，并用防倒链防倒。
3、上、下端头若需人工卧底时，要严格执行“敲帮问顶”制度，专人观山，及时排除险矸危岩，采煤机、运输机停电闭锁，及时上齐临时支护，严禁空顶作业。
4、负责出口作业人员开工前，必须备好工具、材料。
5、在上下端头作业时，注意保护好电缆、水管等，以防采煤机损坏。
6、出口处老空侧，支柱落后支架立柱不超过600mm，切顶线处站一排密集柱，若有窜矸情况及时挂挡矸帘或使用金属网铺开遮挡。
7、出口处压力大时，应及时在老空侧打木垛，确保出口畅通。打木垛用1.5m³0.2m³0.15m规格的道木，木垛打在实底上，硬打硬上，用楔子打紧。
8、上、下出口切顶线处顶板支护采用打戗棚柱配合密集柱方法支护，戗棚梁用直径16cm³2.4m的圆木，戗棚一梁三柱。
9、打柱子时，柱子要站在实底上，严禁打在浮煤上、活矸上，支柱迎山角2°~3°，支柱要迎山适中，初撑力不小于90KN，严禁使用失效柱。两巷底板松软时，两巷所打单体柱钻底量大于100mm时，单体柱要垫柱鞋。
10、放顶时，首先要清理好退路，一人放顶，一人观山，若顶板有剧烈来压反应时，应先暂停放顶，待顶板稳定后，再继续回柱放顶。
11、两巷的金属网及其它金属物在将要推进到采空区时要全部断开。
六、两巷超前动压区支护措施
1、两巷的动压区支护、替棚、文明卫生设专人管理。
2、两巷自煤壁向外10m范围内打双排托棚，10~20米范围内打单排托棚，若两巷压力大时，超前20米动压区范围内所打托棚可以全部打为双托棚支护顶板。
3、两巷为锚网支护时，锚网支护段除打托棚外还要将自煤壁向外3-5米范围内顶、帮的锚盘、锚索退掉，锚盘及锚索无法退掉时，用钳子将其周围的金属网剪断，巷道两帮靠巷帮用单体柱配合双销金属铰接顶梁再各打一趟一梁一柱托棚。两巷为工字钢及“U型钢”棚支护时，自煤壁向外3-5m范围内用单体柱金属铰接梁把工字钢及“U
型钢”棚替换成四排走向托棚，上、下帮各两排，靠煤壁帮的两趟托棚用双销金属铰接顶梁。用金属网刹好帮顶。所打单体柱要进行联锁，并保证初撑力不低于90KN。使用的双销铰接顶梁双销要齐全，并配齐、使用好水平销，确保三销齐全。
4、两巷替棚及两巷超前支护所打托棚中间要留不低于0.8 m宽的人行道，巷道两侧所打托棚靠巷帮的一排托棚必须靠近煤帮。机巷内靠槽帮的柱子要保证离槽帮大约l00 mm的距离。
5、回U型钢及工字钢时要设专人观山，先在所回棚梁上打点柱，然后人工去螺丝、挖腿，最后下梁。下梁时人员站在支护完好的一侧，清理好下方杂物。
6、下梁去腿时要保护好两巷电缆、管路及电气设备，机巷下梁去腿必须停机巷转载机。
7、替下的U型钢及工字钢要及时外运，码放整齐，不准用刮板输送机运送。
8、两巷压力较大的地点，用道木配合单体柱或铰接顶梁配合单体柱加强支护，顶板破碎时，用网片背顶。
9、巷道超高处用木梁、道木绞架刹顶后再打托棚。
10、将电缆管线悬挂整齐，清净浮煤、浮渣，搞好文明卫生，定期冲尘，高度不低于1.8 m。
七、两巷维修措施
1、两巷要组织专人进行巷道维护整修工作，保证巷道净高不低于
1.8m，无空帮空顶现象，有棚子支护处无断梁折柱，无松动，无歪扭的失效棚子或柱子。两巷超前支柱必须采取支柱防倒措施。两巷所有设备上方与顶板距离应大于或等于0.3m。
2、巷道维修时，须有一名班长在现场指挥，由有经验的工人操作。
3、巷修作业前，备齐工具、材料，指定专人观山，执行“敲帮问顶”制度，多人协作配合作业，架棚维护巷道，帮顶刹实背严。
4、维修完毕，及时清理浮货，管线吊挂整齐，搞好文明生产。
5、两巷文明生产必须做到无浮渣，无积水、杂物，物料码放整齐，管线吊挂整齐，设备清洁卫生，摆放整齐，各类牌板吊挂整齐。
第三节 机电设备检修及防爆管理
一、机电设备检修安全措施
1、非专业人员不得操作操作机电设备
2、防爆电工从事检修工作时，检查电气设备前后20m范围内的瓦斯浓度，必须在瓦斯浓度低于0.5%时进行，将携带的便携式甲烷检测报警仪悬挂于设备的上风侧，且不少于两人协助，一人监护，一人工作。然后用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电，并适时检测电气设备周围的瓦斯浓度，放电完毕后搭上短路保护线，方可进行检修工作。盖盖前必须检查防爆腔内有无遗留的线头、零部件、工具、材料等。
3、检修工作必须严格执行停送电作业制度。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，检修电气设备时，必须切断上一级开关电源，开关手把在切断电源时必须闭锁，并悬挂“停电牌”，只有切断电源的人才有权取下此牌送电。
4、检修传动部位时要停机停电并闭锁，挂上停电牌，设专人看守，严禁带电检修。
5、电缆线路定期检查维护，按规定铺设和悬挂，严禁电缆碰压造成绝缘损坏。
6、井下要有电气检修记录台账，检查中发现问题应由专人限期处理。
7、采煤工作面供电系统发生故障后，必须查明原因，招出故障点，排除故障后方可送电。禁止强行送电或用强行送电的方法找出故障点。
二、防爆管理措施
1、低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单线断电、漏电保护装置及远程控制装置。
2、所有机电设备包机到人，挂牌管理，出现问题追究包机人的责任，且必须对所用机电设备定期进行防爆检查，并及时更换防爆记录卡。
3、严格按操作过程操作使用电气设备，严格执行电气设备的维护制度，保证电气设备的性能完好，
4、巷道内各种电器设备必须避开淋水点。定期保养维护，杜绝电气设备失爆现象。电器开关等必须上架，小件电气设备有标志牌， 防爆电器设备和五小件应有入井合格证，各种设备、设施表面清洁。
5、36V以上设备必须设可靠的保护接地，保护接地线完好，接地极、接地线符合规定。
6、巷道内使用的电缆必须阻燃、防静电，信号电缆必须悬挂在动力电缆上方，且距离不小于0.1m。动力电缆悬挂间距为不小于0.05m。
7、电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管路上方，并保持0.3m以上的距离。
8、我队电气设备设专职防爆检查员，班班对井下电气设备进行检查维修，并记录台账，杜绝失爆。
三、电缆敷设及设备搬运时应注意下列事项
1、电缆敷设应在顶板无淋水和底板无积水的地方，应不妨碍人员通行。
2、用人力敷设时，人员应在电缆外侧搬运，应将电缆顺直，在巷道拐弯处要留有较大的松弛度。
3、搬运电气设备时，绑帮扎牢固，禁止超高超宽，要听从负责人指挥，防止碰坏设备。
4、严禁带电搬移电缆与电气设备。
第四节 机电设备操作安全技术措施
一、支架防倒、刮板输送机防滑措施
1、根据采面的地质条件资料，使采面保持一定的伪倾角，防止运输机上窜下滑。倾角大采面割煤时，所有采面工作人员必须撤到采煤机后方，防止矸石滚动伤人。
2、由技术员每隔5天或发现刮板运输机有上窜下滑趋势时进行上图，以便掌握采面伪倾角，采取措施进行调整。
3、严格控制采高，防止支架超高接顶不实。
4、拉架时随时用侧护、平衡千斤顶调整支架，严禁拉架结束时不调整。
5、推刮板输送机时，严禁从两头往中间推或随意分段。
6、及时甩斜调整采面，防止运输机上窜下滑，防止支架因溜子不稳而歪倒。
二、倒架处理措施
1、支架有歪倒趋势时，操作人员在拉架时必须利用侧护、平衡及时调正支架。
2、当支架歪倒时，可采取移架时在顶梁下方侧（或上方侧）斜支单体柱一次摆正支架的方法调整。单体住与支架接触处要垫木柱帽。
3、调架工作由专人指挥，指定专人观山，提前清理架脚、架间浮煤、杂物。
4、调架工作按自上而下或自下而上的顺序进行。使用单体柱调整找好支点，用绳子把柱系牢并带帽穿鞋，油枪固定好，防止脱落伤人。
5、架脚抬起后，调架人员迅速垫好架脚后，撤至安全地点，由支架操作人员升紧支架。
6、调架时，所有人员必须动作迅速，听从指挥。架脚抬起后，操作人员身体各部位不准置于架脚下方及单体柱、支架失稳可能歪倒方向，严防意外发生。
7、调架区域内，禁止行人或人员停留。
8、采煤机、运输机不准作支点调架。
三、死架处理措施
造成死架的原因有以下几种：①采高过低。②漂幅过大，连续抬架脚。③采面顶板压力大，推进速度太慢。④支架漏液，造成自降。处理死架可采取以下几种方法：
1、卧底法：自支架底座前方、两侧打眼、装药放炮，将煤与碎矸掏出，底座下降，能够移架即可。
2、人工挖架脚时，必须提前用单体柱支稳支架，掏架脚人员身体各部位不准置于架脚下方、单体柱及支架失稳可能歪倒的方向，以防意外伤人。
3、特别强调：放炮处理死架时，必须严格执行放炮制度及有关规定。
四、防支架伤人措施
1、采面所有操作人员及检修人员都要持证上岗。
2、采面所有人员必须熟悉支架性能，检修人员确保支架完好，各液压件、结构件、连接件及液压管路齐全、牢固。
3、不经采面人员许可，不得随意开泵向采面送压。
4、采面所有人员身体各部位不准置于支架各部位运动范围内，需进入时，应关闭截止阀或停泵。
5、支架操作、检修等区域，严禁无关人员随意通过或停留。
6、正在检修支架或正在支架威胁区作业时，人员通过应打招呼，并征得作业人员同意。
7、人员进入支架特殊区作业时，必须提前检查支架情况，看支架是否完好，手把是否回零，截止阀是否关闭，并指定专人看护。
8、操作支架前，要先查看，确认上下两组支架段没人后，方可操作。
第一章 采煤工作面概况
第二章 采煤工作面地质条件
第三章：采煤方法
第一节：设备配置
1、 采面采用后退式走向长壁采煤法，采面采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架支护顶板，落煤机械采用MG160/390-WD型交流电牵引采煤机，装煤为工作面采煤机滚筒自装，采面运煤采用SGZ630/264型中双链封底式可弯曲刮板输送机，机巷转载机采用SGW—150型转载机。
2、采煤机割煤方式为双向割煤，进刀方式为端部斜切进刀，其顺序为：
（1）采煤机上（下）行割煤，追机推移运输机至机尾（机头）。 （2）采煤机反向牵引，下（上）行滚筒逐渐切入煤壁。 （3）机尾（头）推移后，采煤机上（下）行割三角煤至机尾机头，然后反向牵引，下（上）行割煤。
（4）循环作业，正常割煤
第二节：回采工艺
机电设备配置图表
第三节 支护设计
采面支护设计
（一）、综采采面支护设计
采面采用ZY4000-14/30支撑掩护式液压支架，其初撑力、双立柱工作阻力、支护强度、底板比压、运输尺寸等参数见架型的技术参数。
顶板压力估算：
（1）、8倍采高顶板岩性分析
据工程经验，采面支架单位面积受到的矿压为顶板岩层单位面积上4~8倍采高岩体重量。据采面煤岩综合柱状图知：直接顶为页岩，厚2~10m，灰色及深灰色页岩夹细砂岩；基本顶为页岩及中、细砂岩，厚10~18m，深灰色页岩及灰色中、细粒砂岩。顶板平均容重按2.58t/m³计算。
（2）、顶板压力估算：
顶板压力取8倍采高的岩石重量。 P=(4~8) ³MRg =8³2.6³2.58³10
=536.64³103Pa=0.53664MPa P——支架的支护强度 kg/m² M——采煤工作面采高取2.6米 R——顶板岩石容重2.58t/m³ g——常数取10N/kg
Q=PS=536.64³4.71=2237.79KN 式中：Q——顶板压力KN S——支架支护面积4.71 m2 （3）、底板比压计算
P’=(Q+G)/S=(2237.79+109.65)/（1.38³2.27） =2347.29/3.1=757.19 =0.75719MPa
P=0.53664MPa
由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、底板比压均小于拟用支架的设计参数，所以ZY4000-14/30型支撑掩护式支架能够满足采面顶板支护的安全要求。
采面支护
1、采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架和单体液压支柱，顶板采用全部垮落法控制。其主要技术参数如下： ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架技术参数
（1）架型：二柱掩护式 （2）支撑高度：1.4m—3.0 m （3）支架间距：1.5 m （4）工作阻力:4000 kN （5）初撑力：3096 kN （6）支护强度：0.6~0.72 MPa （7）底板比压：0.9~1.75MPa （8）移架步距：0.6 m （9）操作方式:本架控制 （10）适应煤层倾角:≤15度 （11）适应泵站压力:≤30 MPa （12）支架重量:10 .965t （13）支护面积:4.71㎡
（14）运输尺寸：4955³1430³1400mm 2、支架布置方式
采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直线。
三、两巷顶板管理
两巷自煤壁向外10m范围内打双排托棚，10~20米范围内打单排托棚，若两巷压力大时，超前20米动压区范围内所打托棚可以全部打为双托棚，以加强顶板支护。
两巷为锚网支护时，锚网支护段除打托棚外还要将自煤壁向外3-5米范围内顶、帮的锚盘、锚索退掉，锚盘及锚索无法退掉时，用
钳子将其周围的金属网剪断，巷道两帮靠巷帮用单体柱配合双销金属铰接顶梁再各打一趟一梁一柱托棚。两巷为工字钢及“U型钢”棚支护时，自煤壁向外3-5m范围内用单体柱金属铰接梁把工字钢及“U型钢”棚替换成四排走向托棚，上、下帮各两排，靠煤壁帮的两趟托棚用双销金属铰接顶梁。用金属网刹好帮顶。所打单体柱要进行联锁，并保证初撑力不低于90KN。使用的双销铰接顶梁双销要齐全，并配齐、使用好水平销，确保三销齐全。
四、上、下出口顶板管理
1、上下出口使用单体柱配合金属铰接顶梁架走向棚支护，棚距0.5m±0.1m，柱距1 m。一梁一柱棚，用金属网刹好帮顶。人行道宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m。所架棚梁与支架之间间距为不大于0.3m。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力不低于90KN。 2、上、下出口沿切顶线打一排密集柱并使用单体柱配合直径0.16³2.4m的圆木打一排戗棚，戗棚一梁三柱。出口处老空侧，支柱落后支架立柱不超过0.6m。
3、端头支护采用在上、下机头处各架设两对4m长π形钢梁配合单体柱架设成迈步式支护顶板，两对π形钢梁间距0.5—0.6m，两根π型钢梁间距0.15—0.2m，π形钢梁距采面首架、尾架距离不大于0.3m，在π形钢梁两端各打2棵单体住。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力。尾架必须护住上机头，并超出煤壁进入风巷0.3m。当首架（尾架）距离煤帮超过5m时，加打木垛。 五、支护质量及顶板动态监测 1、液压支架
（1）、支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距
1500mm±100mm。
（2）、支架顶梁与顶板平行架设，其最大仰俯角小于7°。 （3）、相邻支架间不能有明显的错差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤架、不咬架。架间空隙不超过200mm。 （4）、支架立柱活柱外露长度不低于200mm。 2、煤壁机道
（1）、煤壁平直，垂直顶底板，伞檐部分不得超过规定。 （2）、端面距不超过340mm。 3、工作面顶板动态监测： （1）、监控范围：机风巷及采面。
（2）、每隔10架支架在支架立柱上安装数字压力计，及时测量初撑力和工作阻力。
（3）、两巷超前支护内单体柱的初撑力由验收员用测压枪及时测量。
（4）、管理办法：验收员具体负责仪器安装，维护及数据记录工作。
（5）、技术员及时分析数据，总结矿压规律，预测预报初次来压及周期来压时间，制定相应措施。
（6）、采面现场所有工作人员必须注意监测设施，严防损坏。
六、备用支护材料
管理办法：
1、备用材料应挂牌管理，标明规格、数量、名称、责任人。 2、备用材料要码放整齐，不得超过巷道断面的1/3，距道不小于0.5m。 3、队管人员下井应了解采面现场备用物料情况，确保备用材料数量和质量。
第四章 生产系统
一、运煤系统
采面刮板运输机→顺槽转载机→戊9-10—16180机巷→ 运输机下山→主井→地面。
二、运料系统
地面→副井→东平巷→轨道下山上段→中部车场→轨道下山下段→-450车场→戊9-10—16180设备道→戊9-10—16180风巷→采面。
三、液压系统
采面泵站用两台BRW-200/31.5A型液压泵替换使用，向采面液压系统提供压力，每台液压泵功率为125KW，泵箱型号为CRWS-1600型，容积1600升。
采面支架所用进液管为Φ25mm高压管，回液管使用Φ32mm高压管。
进液系统：
戊9-10—16180采面泵站→外切眼→戊9-10—16180采面里风巷→戊9-10—16180采面支架。 回液系统：
戊9-10—16180采面支架→戊9-10—16180采面里风巷→外切眼→戊9-10—16180采面泵站。
四、通风系统：
1、新鲜风流：副井→东平巷→(一～九)川→运输机下山→戊9.10-16180机巷→采面。
2、乏风流：采面→戊9.10—16180里风巷→外切眼→戊9.10——16180外风巷→戊
9.10-16180
设备道→回风巷→通风下山→总回风巷→戊四风
井→地面。 3、风量计算：
采煤工作面实际需要的风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时作业人数以及爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值；并用风速加以校验： （一）采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为： Q采= 60³70%²S²V采²k采高²k采面长 (m³／min) 式中：Q采— 采煤工作面需风量, m³／min；
S— 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，9.36㎡；
V采— 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，取：1.5m/s；
k采高— 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1；取：1.2； k采面长— 采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2；取：1.2； 70% — 有效通风断面系数； 60 — 为单位换算产生的系数。
表1 K采高—回采工作面采高调整系数 表2 K采面长 —回采工作面长度调整系数
表3 V采—回采工作面气温与对应适宜风速
所以：Q采＝60³70%³9.36³1.2³1.2³1.0 ≈566 m³/min （二）按照瓦斯涌出量计算需风量： Q采 = 125²q采²KCH4(m³/min) 式中：
Q采 — 回采工作面实际需风量，m³/min；
q采— 回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.75m³/min；
KCH4 — 采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.2；
125 — 回采工作面回风流中的瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系
数。
Q采=125 ³0.75³1.2=112.5 m³/min （三）按照二氧化碳涌出量计算需风量 Q采 = 67²q采²KCO2(m³/min)
式中： q采— 采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，取0.55 m³/min；
KCO2— 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.2
67— 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
Q采=67³0.55³1.2=44 m³/min （四）按炸药量计算需风量 ⒈一级煤矿许用炸药 Q采≥ 25A
式中：A— 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，取1.32kg； 25— 每千克一级煤矿许用炸药需风量，m³/min； Q采≥ 25³1.32＝33 m³ /min （五）按工作人员数量验算 Q采≥ 4N (m3／min)
式中：N— 采煤工作面同时工作的最多人数，取100人； 4— 每人需风量，m³/min。
Q采≥ 4³100＝400 m³／min （六）按风速进行验算： ⒈ 验算最小风量
Q最小≥ 60³0.25 S最小 S最小= 70% L最小²h ⒉ 验算最大风量
Q最大≤ 60³4.0 S最大 S最大= 70% L最大²h 式中：S最小— 采煤工作面最小控顶有效断面积，8.58㎡； L最小— 采煤工作面最小控顶距,3.3m； h— 采煤工作面实际采高,2.6m；
S最大— 采煤工作面最大控顶有效断面积，10.14㎡； L最大— 采煤工作面最大控顶距,3.9m； 0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%— 有效通风断面系数；
4.0— 采煤工作面允许的最大风速，m/s；
经计算： 128.7m³／min ＜ Q采 ＜2433.6m³／min 经验算符合设计要求，故该工作面设计风量为566m³/min，取570 m³/min,在生产过程中，根据有害气体变化情况可适当调整通风量。
五、供水系统
采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 ○1副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
○2副井→一川→东平巷→运输机下山→戊9-10—16180机巷→戊9-10—16180采煤工作面
六、 供风系统
采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 ○1副井→东平巷→运输机下山→戊—16180采煤工作面
○2副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
9-10—16180
机巷→戊
9-10
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
七、排水系统
在机、风两巷低洼处做水泵窝，并配备FQW70/35型风泵和直径50mm乙烯管及50mm的铁管用作排水设施。 ○1戊
9-10—16180
采面→戊
9-10—16180
机巷→运输机下山→轨
运八川→-450水仓→副井→地面
○2戊9-10—16180采面→戊9-10—16180风巷→戊9-10—16180设备道→-450车场→-450水仓→副井→地面
八、监测监控系统
1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。
2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。
3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为≥0.0024%。
4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26℃。
5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：
九、通讯系统：
距采煤工作面上下出口10~20m范围内各安装一部电话，风
巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随
着工作面的回采向外移动。
十、供电系统
戊9.10-16180采面供电设计
一.采面装机情况：
戊9.10-16180采面共用四条电源回路。从-450变电所引出6kv
电源①供给采面移变，采面移变降为1140v后供电给以下采面设备：
125KW泵站两台（一备一用），390kw（2³160kw+70KW）煤机一台，
264kw(2³132KW)釆面溜子一部;除6kv电源外，该釆面还从-450变
电所引出三条660v电源②、电源③和电源④，660v电源②供风巷的
十四部绞车（40kw三部，25kw二部，22kw三部，18.5kw一部，11.4KW
五部）,660v电源③供机巷转载机（75KW）和粉碎机（75KW）;机巷
皮带（2³75KW一部）电源④采用掘进时的660v电源（引自-450变
电所）。
二.需用公式
由I=错误！未找到引用源。得在6kv系统Ie=错误！未找到引
用源。
在660v系统Ie=错误！未找到引用源。 在1140v系统Ie=错误！未找到引用源。
三.移动变压器选择
1.由《煤矿电工手册》公式10-3-3知机械设备按一定顺序启
动的综采面机械需用系数错误！未找到引用源。=0.4+0.6P÷错误！
未找到引用源。 ，知此采面机械需用系数为：
错误！未找到引用源。=0.4+0.6P÷错误！未找到引用源。 =0.4+0.6³264÷(错误！未找到引用源。
≈0.6
所以此综采面机械需用移动变压器容量为
S=Kr 错误！未找到引用源。= 0.6³错误！未找到引用源。
=615KVA
该综采面采用容量500KVA 和630KVA移动变压器各一台合用，可以满足生产需要。
四、开关整定
1.-450变电所供移变用高爆开关整定计算
1）反时限过电流整定
Ie≈60A
此高爆开关电流互感器变比为300/5,过流整定只能取60A或120A,故取
错误！未找到引用源。60A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。= 错误！未找到引用源。=（6³264+错误！未找到引用源。）³0.13
=272.87A
此高爆开关速断整定只能取300A,故取300A
3）保护灵敏度校验
①系统电抗折算
变电所高压开关断流容量按50MVA计算,由《煤矿电工手册》表13-1-9C 知,6KV50MVA系统电抗换算至1200V供电系统50mm2标准电缆为：
L1=63.3米
②高压电缆折算
由《煤矿电工手册》13-1-9d知，356KV高压电缆换算为1200V系统50mm2电缆长度时换算系数为0.049，此处供给移动变电站的57O米356KV高压电缆换算后长度为
L2=570³0.049=27.93米
③采面溜子馈电出口处系统和高压电缆折算
由《煤矿电工手册》表13-1-9b知70电缆换算50mm2电缆长度时换算系数分别为0.71，则采面溜子馈电出口处计算短路电流时相当接有50电缆长度为：
L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93=98.33米≈100米
④采面溜子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流
由《煤矿电工手册》表13-1-18知500KVA移变用50电缆1200V输出，在100米处的两相短路电流I（2）
d为4360A，折算至6kv高压侧电流为
I（2）
d=4360÷（6000÷1200）=872A
⑤变电所高压开关速断电流灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=872÷300 ≈2.9 〉1.5
所以变电所高爆开关速断保护灵敏度合格。
2.KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关整定
1) KBSGZY500/6型变压器低压侧反时限过电流整定
错误！未找到引用源。=５００÷Isd错误！未找到引用源。
≈２40Ａ
取错误！未找到引用源。=240A
2) KBSGZY500/6型变压器速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。=0.67³(6³Pemax )
=（6³264/2）³0.67
=530A
取错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=720A
3) KBSGZY500/6型变压器保护可靠性校验
由上面计算知采面溜子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流I（2）
d为4449A, KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开
关速断保护灵敏度为I（2）
d÷Isd=4449÷72０＝6.2＞１.５
所以KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关速断保护灵敏度合格。
4) KBSGZY630/6型变压器低压侧反时限过电流整定
错误！未找到引用源。= 630÷Isd 错误！未找到引用源。 =63０÷2.08错误！未找到引用源。
≈303Ａ
取错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。300Ａ
5) KBSGZY630/6型变压器低压侧速断电流整定
错误！未找到引用源。sd=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。
=0.67(6³Pemax+错误！未找到引用源。 ) =（6³160+160+70+125）³0.67
=881
取错误！未找到引用源。sd 错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=900A
3)保护可靠性校验
由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93≈100米，所
以煤机处考虑系统电抗时电缆换算：
L溜=L3+450³0.71=100+450³0.71=419.5≈420（米）
4）采面煤机处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-26知630KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在420米处两相短路电流I（2）
d为2315A
5）煤机馈电开关灵敏度校 验
I（2）
d÷Isd=2315÷900≈2.57＞1.5
所以煤机馈电开关校验合格.
5.采面溜子馈电开关整定
1） 过负荷整定
=０.６７Ｐｅ=0.67³264
=177Ａ 取180A
2) 速断电流整定
因采面溜子用双速开关，低速启动功率为0.5倍高速运行功率，所以
=6Ie³0.5=3³180=540A
3)保护可靠性校验
由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=10³0.71+L1+L2=10³0.71+63.3+27.93≈100米，所
以采面溜子处考虑系统电抗时电缆换算：
L溜=L3+450=100+450=550米
4）采面溜子处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-18知500KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在550米处两相短路电流I（2）
d为1938A
5）采面溜子馈电开关灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=1938÷540≈3.59＞1.5
所以采面溜子馈电开关校验合格.
6.转载机和粉碎机馈电整定
1） 过负荷整定
Ie=1.15Ｐｅ=1.15³（75+75）
=172.5Ａ 取175A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。=1.15(6³Pemax+错误！未找到引用源。 )
=（6³75+75）³1.15
=603.75A 取=4Ie=700A
3)保护可靠性校验
长度时换算系数分别为0.71和3.01 ，所以转载机处电缆换算长度为：
L转= 710³0.71+3.01³7=504.1+21.07=525.17米≈530米
4）转载机处最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆660V输出时在530米处两相短路电流I（2）
d为1344A
5）转载机馈电开关灵敏度校验
I（2）
d÷Isd=1344÷700≈1.92＞1.5
所以转载机馈电开关校验合格.
7.绞车馈电开关整定
因风巷平时最多有四部绞车工作，故计算取四部较大绞车，分别为40kw和25kw各二台，则
1）反时限过电流整定
Ie=1.15Pe=1.15³（40+40+25³2）
=149.5A 取=150A
2) 速断电流整定
错误！未找到引用源。=错误！未找到引用源。=6³错误！未找到引用源。+错误！未找到引用源。=1.15(6³Pemax+错误！未找到引用源。 )
=(6³40+40+25³2）³1.15
=379.5A 取=3Ie=450A
3)保护可靠性校验
长度时换算系数分别为3.01和0.71，所以十四部绞车处电缆换算：
LJ=1025³0.71+6³3.01=1025+18.06=745.81米≈750米
4）十四部绞车处最小两相短路电流计算：
由《煤矿电工手册》表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆690V输出，在750米处的两相短路电流I（2）
d为968A。
⑤绞车馈电开关灵敏度校 验
I（2）
d÷Isd=968÷450≈2.2＞1.5
所以绞车馈电开关校验合格.
8、40KW绞车启动开关
Ie=1.15³40=46A 取Ie=45A
9、25KW绞车启动开关
Ie=1.15³25=28.75A 取Ie=30A
10、 18.5KW绞车启动开关
Ie=1.15³18.5=21.2A 取Ie=20A
11、 11.4kw绞车启动开关
Ie=11.5³11.4=13.11 A 取Ie=15A
12、 22KW绞车启动开关
Ie=1.15³22=25.3A 取Ie=25A
13、 采面溜子高速启动开关
Ie=0.67³264=176.88A 取Ie=180A
14、 采面溜子低速启动开关
Ie=0.67³132=88.44A 取Ie=90A
15、 125KW乳化泵启动开关
Ie=0.67³125=85A 取Ie=90A
16、 75KW转载机和粉碎机启动开关
Ie=1.15³(2³75)=172.5A 取Ie=175A
五.电缆校验
由《煤矿电工手册》表12-2-29知,95mm2电缆长期安全载流量分别138A ,215A, 260A.
采煤机电缆校验
由《煤矿电工手册》公式10-3-3知机械设备按一定顺序启动的综采面机械需用系数Kr =0.4+0.6P÷
用系数为： ，知此采面机械需
Kr=0.4+0.6P÷
=0.4+0.6³264÷(264+390+125)
≈0.6
1. 采煤机电缆持续工作电流
Ie=0.6³0.67³390=156.78 A﹤210A
所以采煤机电缆选用70mm2电缆合格，
2.采面溜子电缆校验
采面溜子电机电流
Ie=0.67³264=176.88A﹤210A
所以采面溜子电机电缆选用70mm2电缆合格.
3.转载机和粉碎机干线电缆校验
Ie=1.15³（75+75）=172.5A ﹤210A
所以順槽溜子电缆选用70mm2电缆合格.
4.乳化泵电缆校验
乳化泵电流
Ie =0.67³125=83.75A﹤138A
所以乳化泵电缆选用35mm2电缆合格
5.绞车电缆校验
Ie =1.15³（40+25）³2=149.5A﹤210A
所以绞车电缆选用70mm2电缆合格.
备注：
机巷和风巷掘进时已经铺设有mcp3x70+1型电缆，为减少工人工作量，采面形成后尽量用原设备和电缆。
（六）供电设计图（附）
第五章 劳动组织
一、循环方式
按正规循环作业方式。零点班完成两个循环，八点班完成一个循环，四点班完成两个循环。 循环进度：600mm。
二、作业方式：“三八”制作业
三个生产班割煤，检修班插班检修（8：三、劳动组织：
综合工种和专业工种相结合 分段追机作业，循环工作。
00——12：00）
劳动组织一览表
第六章 主要技术经济指标
第七章 六大系统
一、监测监控系统
1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。
2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。
3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为≥0.0024%。
4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26℃。
5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：
二、人员定位系统
在风巷安设两个分站，分别设置在风巷口以里30m范围和距采面60m范围处；机巷内安设两个分站，分别安设在机巷距设备道以里30m范围内和距采面60米范围内。共4个分站。 三、紧急避险系统
当采面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时，采面所有人员迅速佩戴ZH-30型化学氧自救器沿戊9-10—16180采面火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线在30分钟内撤人至紧急避难硐室或地面
发生事故地点（采面）→戊9-10—16180风巷→外切眼→戊9-10—16180外风巷→戊
9-10—16180
设备道→-450车场→轨道下山下段→
（避难硐室）中部车场→轨道下山上段→东平巷→副井→地面。
发生事故地点（采面）→戊9-10—16180机巷→运输机下山→（九-六川）→轨道下山下段→（避难硐室）中部车场→轨道下山上段→东平巷→副井→地面 四、压风自救系统
采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。
○1副井→东平巷→运输机下山→戊16180采煤工作面
9-10—16180
机巷→戊
9-10—
○2副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
五、供水施救系统
采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。 ○1副井→东平巷→轨道下山上段→中车场→轨道下山下段→-450车场→戊9.10—16180设备道→戊9.10-16180外风巷→外切眼→戊
9-10-16180
里风巷→戊9-10—16180采煤工作面
○2副井→东平巷→一川→运输机下山→戊9-10—16180机巷→戊9-10—16180采煤工作面 六、 通讯联络系统
距采煤工作面上下出口10~20m范围内各安装一部电话，风巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随着工作面的回采向外移动。
第八章 安全技术措施 第一节 总则
1、为贯彻执行“安全第一，预防为主”的生产方针，保证安全生产，制定本规程。
2、在本工作面作业的所有人员都必须遵守《煤矿安全规程》、《煤矿工人安全技术操作规程》和本作业规程，遵守《矿山安全法》。 3、作业规程在采面投产前必须“三贯彻”，履行签字手续，经考试合格后方可上岗作业。
4、工作面投产前，由队长、技术员带领全体职工走一趟避灾路线，以后，每月由工长带领走一次避灾路线。
5、队（工）长对所管辖范围内的安全生产负直接责任，技术员对安全工作负技术责任。
6、干部跟班上岗，负责本班安全生产，搞好各项措施落实情况；班组长、验收人员组织本班职工按作业规程和质量标准化标准进行作业，坚决做到不安全不生产。
7、职工对所在岗位的工作要尽职尽责，搞好自保、互保和联保工作，做到“三不伤害”，杜绝“三违”现象发生。职工有权拒绝违章指挥。
第二节 回采工艺安全技术措施
一、割煤措施
1、每班割煤前，严格按照“操作规程”和“岗位责任制”要求，对采面支架、顶板及煤壁等全面检查，有隐患要先处理后方可作业。 2、严格执行现场交接班制度，各岗位要持证上岗。
3、开车前，采煤机司机必须对采煤机进行检查，检查各零部件、螺丝是否齐全牢固；各操作阀、按钮是否灵敏可靠；检查喷雾和冷却系统是否完好，水压、流量是否正常；检查各部位油量是否符合规定。检查完毕，将采煤机空转，看运转声音是否正常，发现问题及时处理。
4、开车前，首先发出启车信号，滚筒上下10m内所有人员躲至安全地点后方可点车。
5、开车前，必须先开水，水的流量、压力不足时严禁开车。 6、启车后，采煤机司机要时刻注意支架、顶板及煤壁情况，选择合适的速度进行割煤，均匀煤量，以免压死输送机。注意：运输机停止，严禁割煤。
7、采煤机司机要三人协同作业，分工合作；要密切注意采煤机前后的情况及采煤机运行情况，严格控制采高，不得任意留顶底煤。 8、割煤时要求沿顶回采，保证不漂刀，不啃底，不留台阶，煤壁割直。
9、割煤时，随时注意行走机构的运行情况、采煤机前后有无人员和障碍物、有无大块煤（矸石）或其它物件从采煤机下通过，若发现有不安全情况，应立即闭锁工作面运输机，并停止牵引和截割，进行处理。
10、改变采煤机方向时，必须先停止牵引，将控制面板速度调到零，发出开机信号后，再向相反方向开车，严禁带速更换牵引方向。 11、牵引速度要由小到大，逐渐加大，严禁一次加到最高速度。 12、工作面遇特殊情况，如支架不稳、顶板不好等情况时要先处理好后再割煤；遇有坚硬矸石，采煤机割不动时，要先放震动炮。放炮时，要放小炮且采煤机离放炮地点20m以外。
13、割煤时，要时刻注意采煤机拖揽装置，严防挂卡、挤坏电缆、水管。
14、割煤时，根据现场情况，如确实需漂刀或卧底时，必须把每排的漂刀或卧底量控制在70mm~120mm之间，以防止漂刀幅度过大推不动运输机或下扎幅度过大机身倾斜太严重而损坏设备。 15、看前滚筒的司机要注意观察顶板情况，根据顶板变化情况随时调整滚筒高度，严防割碰支架顶梁。
16、采煤机运行区域上、下10m范围内严禁无关人员经过或作业，采煤机运行距上、下端口10m以内时，严禁人员在端头及周围随意通过，严禁人员站在正对运输机方向。
17、割三角煤时，根据运输机弯曲度及截深要求，斜切进刀长度不少于30米。
18、遇到坚硬岩石时，严禁强行割煤，必须提前放震动炮，并及时更换损坏的截齿。
19、采煤机检修、处理故障或更换截齿时，包括滚筒上下3m内有人作业时，必须断开隔离开关，打开离合器，停电闭锁，并派专人监控。
20、严禁用采煤机拉运其它设备，严禁大块矸石、梁、柱、圆木等坚硬物品通过运输机拉运，以防顶翻煤机。
21、严禁随意盲目开机试车，以防机械事故及机械伤人事故发生。 22、采煤机和运输机的闭锁必须灵敏可靠，严防机械伤人事故发生。
23、工作面过断层时要及时制定补充安全技术措施，加强顶板和煤质管理；距断层30m时开始在采面撒阻化剂，采取防灭火措施。 24、煤机割到两端头时，端头10m范围内不准有人，防止杂物或煤、岩块伤人。
25、回采时，每班安排人员对工作面及机风巷的支护情况进行检查，发现漏液或卸载等情况要及时汇报处理。
二、移架措施
1、支架工持证上岗，严格执行现场交接班制度、岗位责任制和操作规程。
2、所有进入煤墙侧作业人员必须执行“敲帮问顶”制度。 3、移架前要对支架进行全面清理和检查，确保架前、架间无杂物、浮煤，确保支架各液压管件、连接销、千斤顶牢固可靠齐全，无跑、
冒、滴、漏现象。
4、移架时注意不要挤坏挡煤板下悬挂的电缆，保护好各种线路及设备。
5、移架前要挂好线，坚持按线移架，确保支架成一条直线，误差不超过±50mm。
6、移采面第一架及最后一架时，应将机、风巷支架提前改够距离，确保端头支架的移架质量。
7、支架操作为本架操作：支架工应站在支架脚上作业，任何人不许躲在被移架间内架脚前方、推移千斤顶框架间。移架时支架工要照前顾后，发出信号，严防顶板掉矸，伤人或挤伤人员。
8、采面移架为追机移架，距采煤机后滚筒不超过5架，若顶板破碎，应拉超前架或停机移架。
9、移架时要先降架，降幅不许超过200mm，顶板破碎时要带压擦顶移架。
10、正常移架操作顺序：先将护帮千斤顶截止阀开启，将护帮板收回再收侧护板，降立柱使顶梁略离顶板，当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距；然后调架，使支架推移千斤顶与运输机保持垂直，支架不歪斜，中心距符合规定；然后伸出侧护板，使其紧靠相邻支架；升立柱的同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触3~5秒钟，以保证达到初撑力。最后，将护帮板伸出抵至煤墙，将护帮千斤顶截止阀关闭，将各操作手把打到“零”位。
11、移架时，本架上、下相邻两架支架推移千斤顶应处于推溜状态，防止移架时将运输机拉回。
12、移架后升架时，密切注意好支架侧护板，严防挤架、歪架、咬架，否则应立即处理。
13、移架时要保证架脚平整，否则要进行抬架脚或挖架脚工作，需用木梁抬架脚时，木梁直径不得低于0.16m，严禁用侧护板提架脚，
作业人员要站在安全的地方进行操作，并且有一人负责观山，架脚抬起后，及时清理浮煤，垫平架脚，使支架走平，支架升紧后，操作手把要打到零位，严禁乱动。
14、底座下陷稍深时，在支架顶梁下打一个斜撑木柱，并系上防倒链，以防倒柱伤人，然后降柱提起底座，此时也可将道木垫入底座，再移架到新的工作位置，防倒链一头栓在柱子上头，挂钩挂在支架顶梁上，有专人认真检查，确保安全可靠，柱子上、下头垫上道木，防止柱子滑落。
15、在采用刮板输送机里打撑柱，采面刮板输送机开关打到停止位置，并挂停电牌，严格执行停送电制度，送电人员送电要确认无误，方可送电。
16、抬架前，准备好垫架脚的道木，高度达到后及时垫上道木，垫道木时手不准伸到架脚下，严防架子突然下落造成人员受伤。抬架脚高度不超过400mm。
17、在顶板条件不允许支架前梁下降时，可在临架支架前梁下悬挂一千斤顶，并让此千斤顶处活塞杆伸出状态，然后用锚链将本架底座和千斤顶连接起来，当向千斤顶供液使其活塞杆回缩时，把本架底座吊起，同时降柱移架。
18、操作本架时，人员躲在支架架箱支护的空间里，支架前梁下不准站人，所降架周围不准有人，严防掉矸伤人。
19、移架时，若需用单体柱，帮着推架时，必须先选好支点，人员躲在安全处操作，远距离操作，注液枪卡好后，扳机用绳拴好，液压管一头接到10m外支架上，远距离操作，严防崩挤伤人员或损坏支架部件。
20、当支架倾倒比较严重时，移架前在支架倾倒方向顶梁下支一根斜撑柱子，并系上防倒链，严防倒柱伤人，拉架时，支架在此斜撑柱子作用下摆正，注液枪在柱子上卡好后，扳机用绳或扎丝拴好，液
压管一头接到10m外支架上，远距离操作，使单体柱伸长，严防崩挤伤人员或损坏支架部件。
21、若支架倾倒严重，可用两个或更多防倒液压千斤顶扶架，在支架上方用千斤顶拉顶梁，在支架下方用千斤顶拉底座，支架与千斤顶连接的链子要安全可靠，人员站在安全位置，防止断链发生事故。
22、处理倒架时，有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，要远距离操作，严防支架挤伤人员或掉矸伤人。
23、调架过程中与调架无关人员严禁在调架地点逗留，站到安全位置。
24、支架底座前的煤岩要清净，减小拉移支架时的阻力，拉移支架时，本架及邻架电缆槽上严禁有人。
25、调整支架时有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，确保安全生产。
26、支架升紧后，操作手把要打到零位，关闭截止阀，严禁乱动。
27、支架升起后，若煤墙片帮严重，必须超前移架临时支护，以防事故发生。此时应设专人观山，采煤机、运输机停电闭锁。
28、拉架如果遇到支架有立柱下降、拉不动等故障时，要详细查找原因，排除故障。排除故障时，所有人员必须躲开高压液体及管子可能冲击方向，严防意外伤人。
29、如果采面顶板压力大，片帮严重或仰采时梁端距超过340mm时，要及时拉超前架，超前拉架后超过规定时，在前梁上方用1.2m的道木背顶或架顺山棚维护顶板。
30、支架移架后应符合下列标准：
（1）、初撑力不低于泵站压力的80%,即24MPa；
（2）、支架排成一条直线，误差不超过±50mm,中心距为1.5m,偏差不超过±100mm。
（3）、支架顶梁与顶板平行架设，其最大仰俯角
（4）、相邻支架间不能有明显差错（不超过顶梁侧护板高度的2/3，支架不挤，不咬，架间空隙不超过200mm）。
（5）、支架要垂直于底板，歪斜
（6）、支架要垂直运输机，正负误差
（7）、端面距≤340mm，前梁接顶严密。
31、不准随意增大泵站压力，防止损坏设备和高压管爆高压液体伤人。
三、推工作面刮板输送机措施
1、严格执行操作规程。
2、按追机顺序推溜，在采煤机后滚筒10m以外开始进行，严禁紧跟采煤机，避免将运输机推成陡弯、急弯而损坏设备。
3、推溜应按顺序进行，不得任意分段或由两端向中间推。
4、推溜应在溜子运行时进行，停车时不准推溜（机头、机尾除外），推溜后，溜子成一条直线，采煤机后弯曲段长度不少于15m。
5、每次推溜必须推够一个步距600mm，若煤墙有台阶浮渣推不动时，应返刀或人工清理。人工清理时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，捣掉危矸，专人观山，人工清煤时，面向机尾方向，注意刮板输送机上的大块煤、岩及其它物件，严防大煤块、岩和其它物件挤伤或顶伤人员。顶板破碎时必须架设临时支护，严禁空顶作业。
6、推移上、下机头时必须清净溜子两侧浮煤、杂物，以防机头上飘，推移后上、下机头不超前、不落后。柱子应用麻绳连锁，选好支点，人员躲在5 m以外，严禁顶电机等传动部位，严防柱子弹伤人。
7、输送机上飘，据具体情况可采用人工掏挖卧底落溜子，溜子下扎严重，应吊溜子垫道木，保证溜子平、直、稳。起吊溜子时必须使用专用千斤顶，严禁使用单体柱。
8、推溜子时要注意观察，避免损坏框架或挤破电缆水管。
9、运输机上窜时，应自上向下推溜；运输机下滑时，应自下向上
推溜；推溜过程中，保持顺直，运输机垂直弯曲度不超过1度。运输机上窜下滑严重时，应采取调整伪倾斜的方法进行调整。
10、推溜后应将操作手把打到停止位置并及时将浮煤清理干净。
四、甩斜措施
1、为保证生产过程中溜子平稳，与顺槽溜子搭接合理，根据地质资料，视煤层倾角情况，把采面伪倾斜控制在合适角度，在生产过程中，上下机头如果上窜下滑时，应及时进行甩斜调整。
2、甩斜方法：长短相结合法，确保运输机成一条直线。甩斜子时，先割一排通刀，然后每隔30架使用大斜子套小斜子的方法甩机头或机尾，甩小斜子时，采煤机应按照队研究确定的位置、长度进行插刀、收刀。
3、甩斜子时，斜尖要躲过断层或顶板破碎区，并及时拉超前架，推溜、移架各区段协调一致，严禁把溜子推成陡弯，确保把溜子推成一条直线。
5、甩斜工作由队里统一指挥，跟班干部具体落实，把关，验收员巡回检查，确保甩斜质量和安全。
五、采面上下出口作业安全措施
1、工作面上、下出口作业人员要保证上、下出口畅通，高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.8m。
2、上下端头外移π形钢梁时，至少要三人协同作业，两人抬着π形钢梁外移，一人架设单体柱。每次外移π形钢梁要移够步距，每次外移600mm。每根π形梁下两端各打两棵单体住，单体住初撑力不小于90KN，并用防倒链防倒。
3、上、下端头若需人工卧底时，要严格执行“敲帮问顶”制度，专人观山，及时排除险矸危岩，采煤机、运输机停电闭锁，及时上齐临时支护，严禁空顶作业。
4、负责出口作业人员开工前，必须备好工具、材料。
5、在上下端头作业时，注意保护好电缆、水管等，以防采煤机损坏。
6、出口处老空侧，支柱落后支架立柱不超过600mm，切顶线处站一排密集柱，若有窜矸情况及时挂挡矸帘或使用金属网铺开遮挡。
7、出口处压力大时，应及时在老空侧打木垛，确保出口畅通。打木垛用1.5m³0.2m³0.15m规格的道木，木垛打在实底上，硬打硬上，用楔子打紧。
8、上、下出口切顶线处顶板支护采用打戗棚柱配合密集柱方法支护，戗棚梁用直径16cm³2.4m的圆木，戗棚一梁三柱。
9、打柱子时，柱子要站在实底上，严禁打在浮煤上、活矸上，支柱迎山角2°~3°，支柱要迎山适中，初撑力不小于90KN，严禁使用失效柱。两巷底板松软时，两巷所打单体柱钻底量大于100mm时，单体柱要垫柱鞋。
10、放顶时，首先要清理好退路，一人放顶，一人观山，若顶板有剧烈来压反应时，应先暂停放顶，待顶板稳定后，再继续回柱放顶。
11、两巷的金属网及其它金属物在将要推进到采空区时要全部断开。
六、两巷超前动压区支护措施
1、两巷的动压区支护、替棚、文明卫生设专人管理。
2、两巷自煤壁向外10m范围内打双排托棚，10~20米范围内打单排托棚，若两巷压力大时，超前20米动压区范围内所打托棚可以全部打为双托棚支护顶板。
3、两巷为锚网支护时，锚网支护段除打托棚外还要将自煤壁向外3-5米范围内顶、帮的锚盘、锚索退掉，锚盘及锚索无法退掉时，用钳子将其周围的金属网剪断，巷道两帮靠巷帮用单体柱配合双销金属铰接顶梁再各打一趟一梁一柱托棚。两巷为工字钢及“U型钢”棚支护时，自煤壁向外3-5m范围内用单体柱金属铰接梁把工字钢及“U
型钢”棚替换成四排走向托棚，上、下帮各两排，靠煤壁帮的两趟托棚用双销金属铰接顶梁。用金属网刹好帮顶。所打单体柱要进行联锁，并保证初撑力不低于90KN。使用的双销铰接顶梁双销要齐全，并配齐、使用好水平销，确保三销齐全。
4、两巷替棚及两巷超前支护所打托棚中间要留不低于0.8 m宽的人行道，巷道两侧所打托棚靠巷帮的一排托棚必须靠近煤帮。机巷内靠槽帮的柱子要保证离槽帮大约l00 mm的距离。
5、回U型钢及工字钢时要设专人观山，先在所回棚梁上打点柱，然后人工去螺丝、挖腿，最后下梁。下梁时人员站在支护完好的一侧，清理好下方杂物。
6、下梁去腿时要保护好两巷电缆、管路及电气设备，机巷下梁去腿必须停机巷转载机。
7、替下的U型钢及工字钢要及时外运，码放整齐，不准用刮板输送机运送。
8、两巷压力较大的地点，用道木配合单体柱或铰接顶梁配合单体柱加强支护，顶板破碎时，用网片背顶。
9、巷道超高处用木梁、道木绞架刹顶后再打托棚。
10、将电缆管线悬挂整齐，清净浮煤、浮渣，搞好文明卫生，定期冲尘，高度不低于1.8 m。
七、两巷维修措施
1、两巷要组织专人进行巷道维护整修工作，保证巷道净高不低于
1.8m，无空帮空顶现象，有棚子支护处无断梁折柱，无松动，无歪扭的失效棚子或柱子。两巷超前支柱必须采取支柱防倒措施。两巷所有设备上方与顶板距离应大于或等于0.3m。
2、巷道维修时，须有一名班长在现场指挥，由有经验的工人操作。
3、巷修作业前，备齐工具、材料，指定专人观山，执行“敲帮问顶”制度，多人协作配合作业，架棚维护巷道，帮顶刹实背严。
4、维修完毕，及时清理浮货，管线吊挂整齐，搞好文明生产。
5、两巷文明生产必须做到无浮渣，无积水、杂物，物料码放整齐，管线吊挂整齐，设备清洁卫生，摆放整齐，各类牌板吊挂整齐。
第三节 机电设备检修及防爆管理
一、机电设备检修安全措施
1、非专业人员不得操作操作机电设备
2、防爆电工从事检修工作时，检查电气设备前后20m范围内的瓦斯浓度，必须在瓦斯浓度低于0.5%时进行，将携带的便携式甲烷检测报警仪悬挂于设备的上风侧，且不少于两人协助，一人监护，一人工作。然后用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电，并适时检测电气设备周围的瓦斯浓度，放电完毕后搭上短路保护线，方可进行检修工作。盖盖前必须检查防爆腔内有无遗留的线头、零部件、工具、材料等。
3、检修工作必须严格执行停送电作业制度。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，检修电气设备时，必须切断上一级开关电源，开关手把在切断电源时必须闭锁，并悬挂“停电牌”，只有切断电源的人才有权取下此牌送电。
4、检修传动部位时要停机停电并闭锁，挂上停电牌，设专人看守，严禁带电检修。
5、电缆线路定期检查维护，按规定铺设和悬挂，严禁电缆碰压造成绝缘损坏。
6、井下要有电气检修记录台账，检查中发现问题应由专人限期处理。
7、采煤工作面供电系统发生故障后，必须查明原因，招出故障点，排除故障后方可送电。禁止强行送电或用强行送电的方法找出故障点。
二、防爆管理措施
1、低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单线断电、漏电保护装置及远程控制装置。
2、所有机电设备包机到人，挂牌管理，出现问题追究包机人的责任，且必须对所用机电设备定期进行防爆检查，并及时更换防爆记录卡。
3、严格按操作过程操作使用电气设备，严格执行电气设备的维护制度，保证电气设备的性能完好，
4、巷道内各种电器设备必须避开淋水点。定期保养维护，杜绝电气设备失爆现象。电器开关等必须上架，小件电气设备有标志牌， 防爆电器设备和五小件应有入井合格证，各种设备、设施表面清洁。
5、36V以上设备必须设可靠的保护接地，保护接地线完好，接地极、接地线符合规定。
6、巷道内使用的电缆必须阻燃、防静电，信号电缆必须悬挂在动力电缆上方，且距离不小于0.1m。动力电缆悬挂间距为不小于0.05m。
7、电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管路上方，并保持0.3m以上的距离。
8、我队电气设备设专职防爆检查员，班班对井下电气设备进行检查维修，并记录台账，杜绝失爆。
三、电缆敷设及设备搬运时应注意下列事项
1、电缆敷设应在顶板无淋水和底板无积水的地方，应不妨碍人员通行。
2、用人力敷设时，人员应在电缆外侧搬运，应将电缆顺直，在巷道拐弯处要留有较大的松弛度。
3、搬运电气设备时，绑帮扎牢固，禁止超高超宽，要听从负责人指挥，防止碰坏设备。
4、严禁带电搬移电缆与电气设备。
第四节 机电设备操作安全技术措施
一、支架防倒、刮板输送机防滑措施
1、根据采面的地质条件资料，使采面保持一定的伪倾角，防止运输机上窜下滑。倾角大采面割煤时，所有采面工作人员必须撤到采煤机后方，防止矸石滚动伤人。
2、由技术员每隔5天或发现刮板运输机有上窜下滑趋势时进行上图，以便掌握采面伪倾角，采取措施进行调整。
3、严格控制采高，防止支架超高接顶不实。
4、拉架时随时用侧护、平衡千斤顶调整支架，严禁拉架结束时不调整。
5、推刮板输送机时，严禁从两头往中间推或随意分段。
6、及时甩斜调整采面，防止运输机上窜下滑，防止支架因溜子不稳而歪倒。
二、倒架处理措施
1、支架有歪倒趋势时，操作人员在拉架时必须利用侧护、平衡及时调正支架。
2、当支架歪倒时，可采取移架时在顶梁下方侧（或上方侧）斜支单体柱一次摆正支架的方法调整。单体住与支架接触处要垫木柱帽。
3、调架工作由专人指挥，指定专人观山，提前清理架脚、架间浮煤、杂物。
4、调架工作按自上而下或自下而上的顺序进行。使用单体柱调整找好支点，用绳子把柱系牢并带帽穿鞋，油枪固定好，防止脱落伤人。
5、架脚抬起后，调架人员迅速垫好架脚后，撤至安全地点，由支架操作人员升紧支架。
6、调架时，所有人员必须动作迅速，听从指挥。架脚抬起后，操作人员身体各部位不准置于架脚下方及单体柱、支架失稳可能歪倒方向，严防意外发生。
7、调架区域内，禁止行人或人员停留。
8、采煤机、运输机不准作支点调架。
三、死架处理措施
造成死架的原因有以下几种：①采高过低。②漂幅过大，连续抬架脚。③采面顶板压力大，推进速度太慢。④支架漏液，造成自降。处理死架可采取以下几种方法：
1、卧底法：自支架底座前方、两侧打眼、装药放炮，将煤与碎矸掏出，底座下降，能够移架即可。
2、人工挖架脚时，必须提前用单体柱支稳支架，掏架脚人员身体各部位不准置于架脚下方、单体柱及支架失稳可能歪倒的方向，以防意外伤人。
3、特别强调：放炮处理死架时，必须严格执行放炮制度及有关规定。
四、防支架伤人措施
1、采面所有操作人员及检修人员都要持证上岗。
2、采面所有人员必须熟悉支架性能，检修人员确保支架完好，各液压件、结构件、连接件及液压管路齐全、牢固。
3、不经采面人员许可，不得随意开泵向采面送压。
4、采面所有人员身体各部位不准置于支架各部位运动范围内，需进入时，应关闭截止阀或停泵。
5、支架操作、检修等区域，严禁无关人员随意通过或停留。
6、正在检修支架或正在支架威胁区作业时，人员通过应打招呼，并征得作业人员同意。
7、人员进入支架特殊区作业时，必须提前检查支架情况，看支架是否完好，手把是否回零，截止阀是否关闭，并指定专人看护。
8、操作支架前，要先查看，确认上下两组支架段没人后，方可操作。