30201低位放顶煤综采工作面作业规程.docx

30201低位放顶煤综采工作面作业规程.docx

《30201低位放顶煤综采工作面作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《30201低位放顶煤综采工作面作业规程.docx（30页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

30201低位放顶煤综采工作面作业规程

30201低位放顶煤综采工作面作业规程

第一部分概述

一、工作面概述

1、地面位置：

市泽庄东南部，小常煤矿工业广场西，长晋高速东

2、井下位置：

302采区第一个回采面，南起西翼回风大巷，东为采面运输巷，西为采面回风巷，北止采面边切眼。

3、地面标高：

923.6—926.3m

4、工作面标高：

583.5—533.6m

5、工作面走向长；运巷长972m，风巷长1004m，工作面长147m，运巷可采长度525m，风巷可采长度525m。

6、回采对地面设施的影响：

地面第六条高压输电线沿NE—SW向从工作面中部穿过，采区西侧有一个约为1700m2小厂一座，此外回采范围内有分布不均的坟墓及水井，将受到采动影响。

二、煤层储存情况：

该面所采煤层为3#煤，储存于二叠系下统山西组地层中，3#煤层位于本组下部，厚度大且稳定，煤层平均高度6.5m，含泥岩及炭质泥岩夹矸0—3层，其中以距底板约1.5m左右的一层夹矸较为稳定。

三、地质构造情况

采面内地质构造较为简单，地层总体呈缓倾斜单斜构造，采面运巷东约59m处，西轨道大巷有一落差为2.0m---3.80米的断层,对回采将造成一定影响.

四、围岩及其特征

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

砂岩

7.70

灰白色，以中粒石英,长石砂岩为主要成分

直接顶

泥岩

6.30

灰黑色，以泥岩,砂质泥岩为主要万分

直接底

泥岩

1.60

黑色薄层状,局部变相为细粒砂岩

老底

砂岩

3.50

灰白色厚层状中粒砂岩以细粒砂岩为主

五、煤质情况

该煤为黑色玻璃光泽，条痕为灰黑色，阶梯状断口，为低一中灰，特低硫，高发热量，高熔灰分贫瘦煤，是良好的动力用煤。

六、水文地质情况

本工作面水文地质较为简单，无地表水体，工作面东靠30101工作面（已采），回采初期受老塘水威胁，工作面水源主要来自3#煤顶底板砂岩含水层，理论计算最大涌水量1100—1800m3/d。

七、影响回采的其他地质情况

1、瓦斯：

属低瓦斯矿井

2、煤尘：

具有爆炸性

3、煤的自然：

不易自燃

4、地温：

地温正常

5、地压：

地压正常

6、普氏硬度

普氏

煤层

夹矸

直接顶

直接底

硬度（f）

2—3

2—5

3—4

3—4

八、工作面储量计算：

本工作面运巷可采长度525m，风巷可采长度为525m，工作面切眼长147m，煤层厚度为6.5m，容重为1.36t/m3，回收率为93%，则

工业储量：

1/2（525+525）×147×6.5×1.36=682227（t）

可采储量：

工业储量×93%=682227×93%≈634471（t）

可采期：

［1/2（525+525）］÷（0.6×5）=175（天）

其中，0.6为循环进度，5为日循环个数。

第二部分工作面巷道布置及生产系统

一、概述

工作面由北向南仰斜开采，风运两巷均采用锚网支护，并在巷道顶板打有锚索。

风运巷断面如图所示，巷道断面形式见下表：

巷道支护状况表

巷道名称

支护形式

净断面

支护规格

排距

主要用途

设备

运巷

全锚网

12.6m2

矩形4.2×3m

0.9m

进风、运煤

列电、皮带等

风巷

全锚网

12.0m2

矩形3.5×3m

0.9m

回风、进料

绞车等

二、工作面巷道布置

工作面巷道布置如图一所示

三、生产系统

1、通风系统

新鲜风→副井→西翼轨道大巷→30201运巷→工作面

工作面污风→30201风巷→西翼回风大巷→主井→地面。

}

2、运煤系统

采煤机落煤——工作面前部输送机

转转载机→

支架放煤——工作面后部输送机

30201运巷皮带输送机→西翼上仓皮带输送机→煤仓→主立井→地面

3、辅助运输系统

材料：

地面----副立井——西翼轨道大巷——30201风巷车场——30201风巷---30201工作面

4、供电系统：

（1）高压（10KV）：

302/1#变电所——西翼轨道大巷——30201运巷车场——30201运巷1#、2#、3#、4#移变——千伏级动力设备。

（2）运巷低压（660V）:

30201运巷1#移变——30201运巷——信号、综保、绞车、水泵、照明等。

（3）风巷低压（660V）：

30201运巷1#移变——西翼轨道大巷——30201风巷——信号、综保、绞车、水泵、照明等。

5、供水系统

地面静压水池——副井---西翼轨道大巷——30201风、运巷车场——30201风、运巷

6、排水系统

（1）30201运巷局部积水经水泵——30201运巷——西翼轨道大巷——中央水仓

（2）30201风巷局部积水经水泵——30201风巷——西翼轨道大巷——中央水仓

7、通迅系统

工作面转载机机头，运巷皮带机头各安装一部程控电话，可直接与队值班室，矿调度室及其它各业务科室联系。

第三部分采煤方法及回采工艺

一、采煤方法：

30201工作面采用倾斜长壁，综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。

工作面切眼长147米，底分层采高2.8±0.1米，循环进度0.6米，放煤平均高度3.7米，放顶煤区段平均为135米，底分层回收率为95%，顶煤回收率为75%，一采一放为一个循环，则循环产量为：

Q=Q采+Q放

Q采=147×2.8×0.6×1.36×95%=319.07（t）

Q放=135×3.7×0.6×1.36×75%=305.69（t）

故:

Q=Q采+Q放=319.07+305.69=624.76（t）

二、回采工艺

1、工作面设备配置

工作面设备配置及主要特征见表一

工作面设备布置如图二所示

2、回采工艺

（1）进刀方式

30201工作面采用两端头割三角煤斜切进刀，进刀距离30m，如图三所示。

（2）工艺流程及说明

采煤机割煤、装煤——移架——推前溜——放煤——拉后溜——采空区顶板自行垮落。

①工作面采用MG150/375—W型液压牵引采煤机，滚筒截深0.6米，正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前刮板输送机，少量煤在推前溜时被铲煤板装入刮板输送机内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前刮板运输机内。

工作面采煤机割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部刮板运输机运至机头卸载，经转载机由皮带运出。

工作面采高控制在2.8米，煤壁采平，割直。

②移架

30201工作面采用ZF4000/17/32型低位放顶煤液压支架管理顶板，操作方式手动快速移架操作，实行追机作业，顺序移架。

移架滞后采煤机后滚筒3—5米进行，局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时，可跟采煤机前滚筒移架，及时移架控制顶板，移架步距0.6米，要求移架后，支架成线，仰角不得大于7度，支架错差不超过侧护板2/3，接顶良好，初撑力达规定要求。

③推前部运输机

移架滞后采煤机后滚筒20米进行

④拉后部运输机

滞后放煤20米进行，拉后部运输机必须单向顺序进行，严禁从两端头同时向中间拉。

推前部运输机和拉后部运输机时，要求相邻五组支架推千斤顶顺序同步动作，运输机不能出现急弯，必须保证运输机平、直、稳，弯曲长度小于30米。

推拉完毕，手把回零，必须保证前、后部运输机成直线。

严禁停机时进行推、拉工作，防止卡、漂链事故的发生，推移机头机尾时必须停机作业。

⑤放顶煤

移过支架，工作面后部运输机正常后，方可进行顶煤作业。

放煤工艺：

采用双人双轮顺序放煤。

放煤步距：

0.6米一刀一放。

放煤操作：

收回插扳，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的顶煤落入后部运输机中。

采用多次反复收缩尾梁，使大炭破碎。

放煤结束后收起尾梁，伸出插扳，对后运输机进行保护，放煤时，每次放出顶煤量的1/3—1/2，第一轮放完后，隔一段时间进行第二轮作业，见矸停放。

一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。

放煤质量要求：

放煤时，必须两个专职放煤工操作。

放煤时，时刻掌握局部运输机煤量大小，防止压溜事故发生，随时注意煤流中矸石涌出情况，见矸关窗，确保煤炭回收率，严格控制含矸率，放煤完毕，及时伸出插扳控矸。

第四部分劳动组织与主要技术经济指标

一、作业形式

生产组织采用“二采一准”“二九一六”制作业形式，既二个班生产，一个班检修。

二、正规循环作业，如表二所示

三、劳动组织如表三所示

四、工作面主要技术经济指标如表五所示

第五部分顶板管理与矿压观测

一、工作面顶板管理

1.1支架选型

端头支架ZT16000/20/31包括主架和副架共1组

排头架ZFG4800/20/322组

中间排ZF4000/17/3294组

排尾架ZFG4800/20/323组

1.2支架选型验算

1.2.1矿压参数预算

（1）根据邻近矿井工作面的矿压数据，直接顶初次垮落步距10—14米，老顶初次垮落步距为30—40米，周期来压步距为9—12米，回采期间采场最大压强547KN/m2。

（2）按支架承受的顶板载荷与煤层厚度过似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为：

P=9.8NR/100

其中：

P——采场压强

N——取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算）

H——煤层的采高，取2.8米

R——顶板岩石的平均密度，取2500Kg/m3

代入数据得：

P=9.8×8×2.8×2500/1000=548KN/m2

综上所述，本工作面支架的支护强度应大于548KN/m2

1.2.2支架说明书

支架型号：

ZF4000/17/32低位放顶煤液压架

支架组形式：

支撑掩护式额定工作压力：

31.5Mpa

额定初撑力：

3460KN额定工作阻力：

4000KN

支撑高度：

1.7——3.2m支架质量：

14.472T

支架中心距：

1500mm支护宽度：

1430—1500mm

支护强度：

0.65Mpa支护面积:

6.1m²

底版比压:

1.8Mpa泵站压力:

31.5Mpa

移架方式:

本架控制适应角度:

<15º

尾梁夹角:

15—40度移架步距:

700mm

尾梁中部额定初撑力:

448KN

1.2.3支护参数校样

支架工作阻力:

4000KN>548×6.1=3342.8KN符合要求

支架初撑力:

3640KN>548×6.1×80%=2674.2KN符合要求

支护强度:

0.65Mpa>0.548Mpa

综上所述,选取ZF4000/17/32型低位放顶煤液压支架能能满足工作面顶板支护和安全的要求.

1.3最大控顶距及最小控顶距

最大控顶距=2660+1380+360+600=5000mm

最小控顶距=2660+1380+360=4400mm

2.工作面顶板管理要求

（1）泵站压力达到30Mpa,乳化液浓度保持在3--5%

（2）机组司机必须保证煤墙采直割平,顶板无台阶下沉.

（3）正常作业时,机组割煤后必须及时追架移架,顶板破碎时,采取带压超前移架,并将逼帮板及时打出,片帮宽或发生局部漏顶时,要及时上料管理.

（4）移架时,要先降后柱,微降前柱,快速将支架移出.

（5）移架后,支架顶梁与顶板必须接触平衡,其最大仰角不得大于±7度,保证与支架接顶严密.

（6）移架后,支架顶梁与顶板必须接触平稳,支架间无明显错差,支架不挤不咬.

（7）如果支架间出现空隙,超过200mm在支架上平行半圆管理空隙.超过300mm必须架设一梁二柱大板他抬棚进行管理.

（8）加强支架检修质量,保证无漏液现象,支护状态良好,初撑力和工作阻力符合支架设计要求.

3.备用配件的存放

支架立柱,逼帮板千斤顶等大型配件,存放于风巷车场口往里,里帮50米范围内,由检修班统一挂牌管理.

支架上所需的液管.操作阀.两通.三通.安全阀等小型配件,存放于井下工具箱内,由工具员统一管理.

支护材料统一堆放在风巷里帮,距工作面50米以外.

4.初次来压和周期来压期间的顶板管理:

（1）初次来压和周期来压期间,必须保证工作面采直割平

（2）支架必须达到初撑力要求,确保支架接顶严密

（3）及时移架,减少空顶时间和空顶距离

（4）移架后,要及时打出逼帮板护帮

（5）泵站压力达到30Mpa,乳化液浓度保持在3--5%

（6）其他严格执行顶板管理要求中的有关规定

5.风,运巷顶板管理

若风、运两巷局部地段出现顶板开裂离层，造成坠包现象时，坠包处要架设一梁二柱铁柱大板棚管理。

6、两巷的日常检查维护

（1）严格按规定对风、运两巷进行顶板离层，表面位移进行观测。

（2）每班验收员要对锚杆、网的完好情况及巷道的承压情况进行检查，发现锚杆松动，网开口承压力增大等情况，要及时汇报并处理。

二、风、运巷架设与回撤单体柱π型梁棚安全技术措施

1、单体柱π型梁棚架设

（1）、作业前，首先观察作业区域的顶板煤墙情况，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险时方可作业。

（2）、避开顶板锚杆，并用长柄工具将顶板凸起部分凿平，两人以上协助，站在扶梯上，将π型梁抬起贴紧顶板，用8#铅丝把π型梁两边与巷道顶网拴牢固。

（3）将单体柱竖直放在梁端下，一人扶柱，一人缓慢送液，将单体柱升起，保证四牙卡住π型梁。

2、单体柱π型梁回撤

（1）、π型梁回撤在排头尾架头前进行。

（2）、回撤π型梁时，先将π型梁与顶网相联铅丝解开，回撤时，人工站在扶梯上抬住π型梁。

（3）、两人协助将单体柱放液，由人工将π型梁抬下。

3、安全注意事项

（1）、作业时应架设牢固可靠的铁梯或工作台。

（2）、架棚时，单体柱距π型梁两头不得小于两个牙。

（3）、打柱时，一人扶柱，一人操作液枪，保证单体柱达到初撑力，要求垂直顶底板，四牙吃劲，柱底垫鞋板。

（4）、所有单体柱的三用阀方向必须一致，单体柱成直线，偏差不得超过±50mm，单体柱与单体柱之间必须拴好护绳（或小链），保证支护的完好，严禁出现挤扭棚，如有断梁、断柱或自落柱必须及时更换。

（5）、π型梁与巷道顶网之间用刹杆、木板等垫平垫实防滑，严禁出现π型梁不接顶。

（6）、架设回撤π型梁时，必须要在转载机、大溜停机状态及闭锁状态下进行，并设专人看护按钮。

（7）、回柱时，必须用长把工具远距离操作，操作人员严禁站在单体柱可能倾倒的方向。

（8）、架棚、回棚作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有其它人员作业或停留。

（9、作业过程中，设专人监护，作业人员搞好互联保。

三、矿压观测：

1、矿压观测的目的：

为了掌握工作面顶板来压规律、分析回采空间与围岩相互作用关系，为决策指挥和顶板管理及支护设计提供科学依据。

2、观测内容：

（1）工作面支架初撑力、工作阻力

（2）风、运两巷看面位移和顶板离层

（3）风、运两巷超前支护应力观测

3、矿压观测的方法：

（一）工作面矿压观测

（1）测站布置：

按三线观测方案布置；排头架2#、3#，中间架45#、46#、90#、91#，排尾架4#、5#，前后立柱各一块ZDJ—II型支架下缩监测仪检查液压支架下缩情况，使用ZDYJ—IIA型支架压力监测仪观测液压支架的初撑力和最大工作阻力。

（2）风、运巷表面位移及顶板离层观测

①测站布置：

风、运巷应设置顶板离层指示仪和表面位移观测站。

②观测方法：

采用DBY—3型顶板离层指示仪进行顶板离层观测。

（3）风、运巷超前支护应力观测

30201工作面风运巷超前支护段各安装一套DZ—C型矿用数字压力表对单体柱应力进行观测。

观测方法，由技术人员对压力表的读数进行观测并记录，并交生产科总结分析。

4、维护使用

系统由综采队支架工和支架检修工每班进行维护，保证系统工作正常，如有损坏及时汇报生产科进行修复更换。

5、观测方案的实施

由综采队检修验收员对压力表及各测站的读数进行观测并记录。

（1）队组每日对工作面压力表读数进行记录，直接分析当日支架工作状态及顶板来压情况。

（2）队组每周对巷顶板离层及表面位移观测一次，并填写记录表。

（3）矿压观测由队长派专人负责，每日交生产科总结分析。

第六部分一通三防

一、通风

1、通风路线：

新鲜风流由副井→西翼轨道大巷→30201运车场→30201工作面→30201风巷→西翼回风大巷→主井→地面

2、风量计算

（1）矿井瓦斯等级

根据2005年瓦斯鉴定结果：

相对斯涌出量3.66m3/t,矿井为低瓦斯矿井.

（2）工作面风量计算

回采工作面实际需风量

①按瓦斯涌出量计算

Q1=100QCH4K1

式中:

QCH4——回采工作面绝对瓦斯涌出量

K1——瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；（机采1.2—1.6）

其中:

QCH4=aCH4A/24×60

式中:

QCH4——回采工作面相对瓦斯涌出量3.66m3/min;

A——预计回采工作面最大日产量3000t

计算得：

QCH4=7.63m3/min

故Q1=1145m3/min

②按工作面温度计算

Q1=60VSm3/min

其中:

V——采煤工作面平均风速m/s，当工作面气温在18—20ºC时，工作面风速应为0.8—1m/s

S——采煤工作面的平均断面积，9.2m2

计算得:

Q1=522m3/min

③按人数计算

Q采=4×Nm3/min

其中:

N——采煤工作面同时工作的最多为数，取63

4——每人每分钟应供给的最小风量m3/min

故，Q采=4×63

=252m3/min

④按低瓦斯矿井综采工作面所需风量计量

Q1=200KHKLKtKk

式中：

KH——采高系数，当h≥2m时，KH=2.75

KL——工作面长度系数，KL=1.25

Kt——工作面温度系数，18—25ºC时，取1.0

Kk——支架后方控顶系数，取1.0

计算得：

Q=688m3/min

⑤按工作面允许风速验算

按最低风速为0.25m3/min验算,

Q1≤0.25×60Smax

=0.25×60×9.2=138m3/min

按最高风速为4m3/min验算,

Q1≤4×60Smax

=4×60×9.2=1872m3/min

综上所述,

所以30201工作面所需风量取1145m3/min

二、瓦斯防治

1、瓦斯监测监控

分站的设置

在工作面回风巷车场绞车后的巷道里帮侧，安装一台型号为：

KJF16A的监测分站，用于瓦斯信号的处理（传输及控制）

（1）瓦斯传感器的设置

风巷距工作面10米范围内、风巷距西翼回风大巷里10—15米范围内各设置一台型号为：

FDZB-ZC的瓦斯传感器，监测瓦斯浓度范围为0—4%，并悬挂传感器说明牌，机组安装机载式瓦斯断电仪型号DJB4，上隅角吊挂便携式瓦斯报警仪。

断电范围如表所示。

（2）瓦斯传感器的悬挂标准

瓦斯传感器的悬挂高度：

悬挂后探头位置距顶梁不得大于300mm距巷道侧壁不少于200mm。

2、监测装置的维护与使用

（1）综采队负责传感器的日常维护。

保证传感器不被损坏或丢失，发现异常及时通知有关部门进行检查处理，保证监测装置处于正常工作状态。

（2）每日由检修班电气组长负责往外移动传感器。

（3）风巷工作人员要维护监测装置，严禁碰撞或洒水。

三、瓦斯管理

（1）工作面机尾上隅角每班吊挂便携式瓦斯报警仪，报警点为1.0%，生产班由端尾段段长负责，检修班由防尘组组长负责。

（2）如果端尾上隅角瓦斯超限，在排尾架和正规架之间，后柱到煤墙间挂导风帘，加强机尾上隅角的通风，防止局部瓦斯积聚。

（3）最后一组排尾架后部安装喷雾装置，以冲淡局部瓦斯。

（4）跟班队干、班组长、电钳工、机组司机下井，必须携带便携式瓦检仪，报警点为1.0%。

（5）瓦斯检查制度：

由安瓦队每班派专职瓦检员，对工作面各地点瓦斯进行检测，并认真填写瓦斯管理牌板，瓦斯超限时，跟班队干、班组长必须服从瓦检员安排。

（6）工作面瓦斯浓度、CO2浓度达1.5%时，电动机或开关附近20米范围内风流瓦斯达1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

（7）工作面采煤机上必须安设机载式甲烷断电仪。

当机组附近瓦斯浓度达到1.0%，发出声、光报警信号，达到1.5%时，自动闭锁采煤机电源，当降到1.0%以下时，方可复电。

（8）严格执行《煤矿安全规程》瓦斯管理有关规定。

四、综合防尘

1、队长负责全队综合防尘工作，制定管理制度并落实责任人。

2、综采队注水工进行注水，注水方式：

静压注水。

3、风、运巷各铺设一趟4寸供水管在管路上安装水质过滤器，由检修班负责定期清洗过滤器，确保水质。

4、采煤机安装内、外喷雾系统，外喷雾能笼罩滚筒，保证雾化效果。

5、在支架前梁下和掩护梁侧安装架后自动喷雾系统，实现降架和放煤同步喷雾防尘，由支架、放煤工负责维护。

6、各转载点安装喷雾设施，要求喷雾嘴距落煤点不大于0.5米，固定牢固保证雾化效果，由各转载点司机负责维护。

7、破炭器两侧要封闭，出煤口安装一道不少于两个喷头的洒水装置,由转载机司机负责维护。

8、运巷在列电外30—50米，风巷距工作面30—50米各安装一道五喷头净化水幕，要求迎风喷雾，喷嘴应迎向风流与顶板夹角成45°，保证雾化效果，生产过程中喷雾打开，停机检修时关闭。

每班上专人负责维护。

9、各生产班冲洗工作面支架，风、运巷超前维护段和各转载点前后10—20米，修巷班每日冲洗两巷及车场，确保无煤尘堆积。

10、检修班每天对防尘设施进行检查维修，保证正常使用。

11、做好个体防护，佩带防尘口罩。

五、防火

1、加强机电设备检修，消除电气设备失爆现象。

2、机电设备检修时，严禁带电作业。

3、井下电缆严格按标准吊挂，严禁浸水或淋水，做到“三无”，防止因漏电发生火灾。

4、完善设备的各种保护，严禁任意甩保护作业。

5、严禁采煤机割支架前梁，逼帮板，底板及铁锚杆，避免产生火灾。

6、皮带坏托辊及时更换，淤煤塞死托辊及时清理，防止托辊不转与皮带磨擦起火。

7、严禁在井下敲打或拆卸矿灯。

8、妥善保管各种油脂、废旧棉纱等，不准随意乱扔，要就地掩埋或放入盖严的铁桶内。

9、以下地点备有干粉灭火器：

皮带机头2个，工具房2个，电气列车两端各2个，井下作业人员都必须掌握灭火器的使用方法以备紧急情况下使用。

10、皮带机头、电气列车、运巷车场移变处要各备有一个灭火沙箱，且每个沙箱内各有一把小锨。

11、运巷配备消防水管，4寸供水管每50米安设一个甩头，水管与甩头接好。

12、后溜机尾链轮处安设洒水喷雾装置，同机头转载点一样，以防高温。

第七部分辅助运输

一、辅助运输系统见图四

二、阻车器的设置

1、风、运两巷轨端设置双轨阻车器一道，运巷车场终端要各设置双轨阻车器二道，阻车器前横放一根道木，并用双股8#钢丝捆绑牢固，风、运巷轨端阻车器距轨头的距离不得小于3米。

2、风巷车场终端设双轨阻车器一道，距其5米左右设置一阻车器，严禁任何人随意打开或挪用。

三、移动电气列车操作规程

（1）移动列车前，要对列车护绳、连车板、绞车的开关、按钮、压柱、将军柱、钢丝绳及绳头等进行认真细致的检查，确保其完好、可靠，严禁带病作业。

（2）移动列车前，要检查列车的各平板车之间联结是否牢固，发现问题及时处理。

（3）移动电气列车前，列车两侧及轨道上的杂物必须清理干净，列车附近及列车前的巷道要够宽，不得有擦顶碰壁现象，否则必须进行处理。

（4）各部列车必须入轨，移动前必须切断工作面高压电源，并拔出接地极。

（5）电气设备移动前应先固定好移动位置，电缆线路及时摘挂好，人员处于安全位置，严禁挤伤人员，严防拉坏工作面电缆或设备。

（6）移动列车时，绞车速度应适应，严禁猛拉硬移。

（7）移动列车时，绳道两侧，绞车前、列车上、里外帮严禁行人或作业