高档普采作业规程1.docx
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高档普采作业规程1
****煤业有限公司
采煤工作面作业规程
工作面名称：
****工作面
编制：
技术科
施工负责人：
***
总工程师：
矿长：
批准日期：
年月日
执行日期：
年月日
施工单位：
**队
第一章概况
****工作面是南翼采区机采工作面，****工作面位于9#煤集中轨道巷以西，走向长度为800米，倾向长155米。
第二节煤层
本工作面设计让开采煤层为9#煤，9#煤位于太原组一段顶部，俗称“毛四尺”，K2石灰岩为其直接顶板，底板为砂岩，上距7#煤26.12m，下距10#煤4.8m，煤层厚度1.38—1.56m，平均1.47m，煤层结构简单，属稳定可采煤层。
煤层厚度间距表
煤层号
煤层厚度
最小—最大（m）
煤层间跑
最小—最大（m）
备注
平均（m）
平均（m）
9
1.38—1.56
1.47
71.689
2.93—6.56
瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
据地质报告和矿井有关地质资料：
本矿井瓦斯绝对涌出量0.45m3/min，，为低瓦斯矿井。
煤层有爆炸危险性：
本区平均地温20℃，无地温异常现象。
第三节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
根据工作面切眼及回风顺槽、运输顺槽实际揭露情况，预计该工作面地质构造简单。
二、其他因素对回采的影响
根据切眼及回风顺槽、运输顺槽实际揭露没有火成岩侵入。
第四节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
井田范围内，太原组中部普遍含有三层石灰岩。
即K2、K3、K4，厚分别为：
K2平均厚度5.00m，K3平均厚度4.13m，K4平均厚度4.25m。
K2、K3灰岩质纯，K4灰岩局部含泥质，节理发育，并有溶蚀现象，裂隙发育，据义棠一偏店普查资料三层石灰岩岩溶裂隙均较发育，尤以K2石灰岩更为明显，一般探至该层位时消耗水量显著增加或全部漏失，最大达13m3/h。
一般也达3—7m3/h，水位一般在12—200m，最深达318.23m，，以石灰岩各单位涌出量为0.0006—1.695L/S，渗透系数为0.004—6.918m/d，富水性较强为本区主要含水地层之一，****工和面水文地质条件简单。
二、其它水源的分析
本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水，但对回采无影响。
工作面在回采过程中局部有顶板淋水，断层裂隙发育带皆干燥无水。
第六节影响回采的其它因素
一、回采的其它地质情况见表
二、冲击地压和应力集中区
预计局部的应力集中对正常回采影响不大。
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
低瓦斯矿井。
CO2
低CO2矿井。
煤尘爆炸指数
II级煤尘具有爆炸性，有爆炸危险性。
地温危害
无
冲击地压危害
无
第七节储量及服务年限
一、储量
可采储量：
21万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采储量/月设计产量21/3.3=7（个月）
第二章采煤方法
第一节巷道布置
回风顺槽、运输顺槽，两帮采用锚杆支护，顶板为裸体支护；切眼采用裸体支护。
附图：
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
根据煤层赋存特征及开采技术条件，确定本工作面采取“单一走向长壁后退式采煤法”开采，采用“MG160/345—W采煤机SGB—630/220刮板输送机+单体液压支柱”高档普采工艺，实行全部垮落法管理顶板。
1、破煤方式：
双滚筒采煤机割煤；
2、装煤方式：
采煤机滚筒旋转将煤体装入630C刮板输送机中；
3、运煤方式：
工作面用630C型刮板运输机，运输巷经150C溜子、SPJ—650胶带输送机经集中皮带巷转截至煤仓。
4、移溜方式：
用移溜器移溜。
5、控顶方式：
单体液压支柱配木托梁支护顶板，“见四回一”支护方式。
二、采煤方法
根据工作面巷道布置情况和开采技术条件，采面采用MG160/345—W机组落煤，初采、过断层时采用爆破落煤。
采高为煤层全高，割煤深度0.6m，循环进度1m。
（一）机械落煤
1、进刀方式和割煤方式：
双向割煤，循返进一刀。
1）采煤机上行割煤全高，割透上回风顺槽。
2）采煤机返刀下行割煤全高，割透下运输顺槽。
移运输机、支柱。
3）随向前割煤随移运输机、随支柱。
2、进刀方式、割煤方法示意图（附后）
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、采煤机
采煤机选用MG160/345—W型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：
采高：
0.95—2.25m电机功率1×345kw截探0.6m牵引速度0—6mmin
2、单体液压支柱及主要支护用品主要技术特征：
根据采高变化和循环进度，选用采用DZ—1800型单体支柱配木板支护顶板，支柱活柱升程超过0.6m时，不得低于0.2m，当支柱活柱升程不足0.2m时，支柱前要进行卧底，确保支柱活柱升程不得低于0.2m且不得超过.6m。
3、运输设备
①工作面运输机一部，型号为SGB—630
电机功率：
2×110KW运输能力：
250吨/小时
中间槽尺寸：
1500×830×270mm
②转载机1部，型号为SGB—630/150（双边链），技术参数为
电机功率：
90KW运输能力：
200吨/小时
中间槽尺寸：
1500×630×200mm
③可伸缩带式输送机1部，型号均为DTL800/2*37，技术参数为电机功率：
2×37KW运输能力：
400吨/小时
带宽：
800mm带速：
2m/s
设备工具材料配备表
名称
规格
单位
数量
备注
采煤机
MG160/345—W
部
1
落煤、装煤
刮板输送机
SGB—630/220
部
1
运煤
刮板输送机
SGB—630/150
部
1
运煤
胶带输送机
DTL800/2*37
部
1
运煤
乳化泵
MRB160/20A1
台
1
供高压液
移溜器
YT-77C/700
台
1
10
手拉葫芦
SH—5
个
2
安装、辅助回收
注液
QZYX—Q3
把
17
支柱
第三章顶板管理
第一节
根据顶较稳定，最大支护强度340KN/m3。
本工作面的顶板管理采用全部跨落法。
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用DZ—1800型单体支柱配木板支护顶板，单密集切顶，支柱排距1.0m，柱距0.9m。
工作面采用见四回一的控顶方式，放顶步距为1.0m。
当工作面呈现最大控顶距4.0m时，一排密集靠老塘，三排花柱靠煤帮，当工作面呈现最小控顶距3.0m时，一排密集靠老塘，三排花柱靠煤帮。
二、正常工作时期的特殊支护方式
密集支柱：
密集支柱要戴帽支设，一柱一帽，柱距0.50m，顺倾斜方向打成一条直线，并且迎山有劲，初撑力不得小于90KN，随支柱及时拴牢防倒绳。
三、回柱、放顶及其他工序平行作业的安全距离：
回柱地点下方15m，上方10m严禁有人工作。
其它人员不得通过回柱地点，回柱与采煤、攉煤、支柱等其它作业的平行间距不得小于15m/分段回柱的间距不得小于15m，分段必须选择顶板完好处作为起始点，分段回柱前必须将回柱处密集与切顶支柱之间补加支柱，支柱要用防倒绳与临近支柱缠连牢固，并加好密集后方可进行回柱，否则严禁回柱以防矸石向下滚落伤人，回柱顺序必须由西向东，由下而上进行。
四、特殊时期的顶板管理
（一）初次放顶措施
初次放顶时要加强支护，搞好矿压监测，及时进行二次注液，确保支护质量。
初次放顶时要增加支柱的支护强度，在密集排点柱侧每间隔一棵密集支柱（1.0m）补打一棵对柱或戗柱。
初次放顶时要加快推进速度，保持煤壁的完整性，使其具有良好支撑作用。
落煤后要及时进行支柱。
（二）来压时的顶板管理
1、初次来压、周期来压期间要加强工程质量管理，严格执行敲帮问顶制度，认真搞好矿压观测，坚持二次注液，确保支柱初撑力不小于90KN。
2、初次来压，周期来压期间要增加工作面支柱的支护强度和稳定性，在密集排点柱一侧紧靠每一棵花柱补打一棵对柱。
3、初次来压、周期来压及正常推进期间要加强煤帮管理，每班都要安排专人使用不不小于1.8m长钎子处理伞檐，在找帮地点的下方不大于10m处要设好挡子，下方附近不得有作业人员，找帮时作业人员要站在上方的安全地点操作。
五、乳化液泵站
1、泵站设置位置：
安设在集中轨道上山。
2、泵站使用规定
要保证泵站压力不小于18MPa，乳化液浓度2%—5%。
要加强支架与架站的维修，杜绝系统的窜漏液。
六、机道支护要求
1、机道支护
机道宽1.6m，正常情况下机组在提机割煤时要根据顶板的破碎情况及时停机溜，根据顶板的完整情况确定每次的提机长度为10—30m后，停机、停溜后将采煤机与溜子开关闭锁，设专人看管开关按钮，安排专人监护顶板。
机组上行割顶煤时，人员严禁进入机道；下行割底煤时，机组自溜尾运行12—20m，停机停溜，设专人看管开关按钮，卸掉压柱，然后用移溜器将溜子推移到位，支好溜尾压柱后方可正常松机；移溜与机组保持12—20m，并随移溜随及时支设基本柱，顶板完好时一次松机至溜头。
及时按人分组分段拉线均匀交叉补齐每段内的基本柱。
当出现机道漏顶、过断层、过顶板破碎带、机道片帮超宽、人员进入机道扶攉煤时，要随时停机，停溜，将采煤机与溜子开关闭锁，当人员需要进入机道时必需支设贴帮柱。
工作面过压力集中区、初次来压、周期来压期间及顶板破碎段时要缩小一次松机距离，跟机及时移溜并加密基本柱。
2、机道内的伞檐长度超过1.0m时，其最突出部分不超过150mm；伞檐长度1.0m以下时，其最突出部分不超过200mm，超出部分要用手镐等长把工具（不小于1.5m）摘掉，摘顶找帮上、下各.0m范围内不准有人从事其它活动，并停机停溜，人员要站在摘顶找帮上方的有效支护下的进行操作。
七、初采措施：
1、工作面投产前要有合格的通风、运输、供电、防尘、排水、通讯系统和完善的安全设施，支柱逐棵实验合格，泵站、设备配备齐全，并经矿组织验收合格后方可投产。
2、初采前首先将切眼支设两排液压单体支柱支护，支柱排距1.2m，柱距1.0m，支牢后要逐棵使用防倒绳缠连拴牢。
3、初采前将工作面上平巷的超前支护打齐，长度不得小于20m，将溜头使用一梁三柱支护牢固，溜头、溜尾打好压柱。
形成正规工作面后工作面上下平巷的超前支护长度不得小于20m。
4、当工作面形成五排点柱后，停止采煤，将西帮第一排单体支柱回出，将第二排点柱加成密集，并补齐对柱，然后再进入正规循环生产。
5、初采时，当直接顶接近初次跨落步距时必须提前在密集排点柱东侧每间隔一棵密集支柱（1.0米）补打一棵对柱。
如果采空区悬顶面积较大，当走向达到5m不冒落时，必须进行人工强制放顶。
八、片帮措施：
要加强煤帮管理，每班都要安排专人进行找帮，片帮时必须每间隔1.2m补打一棵护帮柱，并用圆木或木板与煤帮腰实，以防片帮伤人，炮后及时支柱。
九、强制放顶措施：
1、该工作面正常推进过程中，走向悬顶长度达5m不冒落时，局部达到2×5m3时，必须进行人工强制放顶。
第一次人工放顶不冒落时，工作面每推进1m进行一次人工强制放顶。
2、工作面放顶时，采用风钻打眼，炮眼顺工作面倾斜方向每5m布置一组，一组两孔，两孔间距为0.4m严禁打透，孔深水不低于2.2m，倾角65度。
3、炮眼布置在切顶排与次切顶排之间的空间内，爆破作业要在放顶段回柱完毕，达到最小控顶距后进行。
4、打眼前要将打眼地点支柱进行二次升柱，检查有无失效支柱，确认支柱牢固有效后再作业。
5、打眼直噗以上以下必须设好档子，打眼时打眼地点附近10m，确认支柱牢固有效后再作业。
6、打眼时作业人员要相互配合，并有专人观察顶板的安全情况。
7、打完眼后要将风钻撤到安全地点宽畅处保护好，以防放炮崩坏。
8、定炮时使用专用木质炮棍，正向爆破，装药长度不得超过眼深的1/3，外部要用炮泥全部封实，封泥长度不得少于1.0米（必须使用水炮泥）。
9、放炮前要对放炮地点附近采面支柱进行加固，放顶地点以上以下各3m内铰接顶梁之间必须使用水平楔紧牢紧实，使每一组铰接顶梁必须相互联为一体。
10、放炮时要按规定到安全地点站岗。
11、强制放顶放炮后，必须检测瓦斯等有害气体浓度，符合规程要求后方可进行其它作业，以防瓦斯积聚工作面。
不进行检测瓦斯等有害气体浓度严禁其它作业。
附：
强制放顶炮眼图、装药结构示意图
十、工作面收尾措施
1、清理干净采面浮煤，浮矸全部进入采空区，必须全部露出铁鞋面，要保证采面高度，除适量备用木料和支柱外，其余物料全运出，工作面确保干净畅通。
2、采面点柱进行二次注液，确保初撑力达到12MPa以上，对卸荷、失修变形、升程亍过70cm或低于20cm的支柱，立即整改和更换，缺柱立即补齐。
3、加强上下出口支护并保证巷道高度不低于1.6m，行人道宽度不低于1.4m确保行人运料畅通。
4、工作面采完最后一个循环，将工作面全部支护好，采面点柱栓防防倒绳。
5、先将采面设备撤至指定地点码放整齐，但不得影响行人运料畅通，外运设备时每组要相隔30m以上，确保安全。
6、撤完设备后，按作业规程要求回柱，缩小控顶距为三排点柱：
即一排贴帮柱，一排花柱，一排密集柱，缩小控顶距后不准空顶，排柱距不能超距，编网联接严密不窜矸，采面点柱初撑力不低于12MPa，局部倾角大时，在密集增设斜撑柱，斜撑柱刨出柱窝，以增加支架稳定性，防止推柱。
7、回柱前先检查作业地点的支架完整情况，支柱是否迎山有力，退路是否畅通，对检查出的问题处理完毕后方可进行回柱工作。
8、遇到顶板压力骤增或其它险情时，应立即停止作业，撤出人员等顶板稳定或险情排除后，方可进入施工地点进行作业。
9、顶板压力大时，可设几棵木信号点柱，个别支柱回撤困难时，要先打木点柱，以木换铁。
10、回出的点柱、顶梁等物料及时运出工作面，一部分运到新面，一部分运到泵站以外，运到新面的点柱要找设两排花柱，剩余的均匀的存放在面上，运到泵站以外的点柱，要留出人行道的安全间距，不能影响车路行人运输。
11、外运物料时要保持好间距，特别是与皮带搭接的溜头拐弯处，一定要保持距离，注意安全，严禁势、扔。
12、撤在过程中要加强通风管理，每班由通风工区瓦斯检查员重点检测瓦斯、二氧化碳和温度，发现超限立即撤出人员停止作业。
当风量不足时可用11kw风机压入式通风，达到要求后再回撤，风机安设在新鲜进风流中。
13、按先支后回，由里向外回撤上、下巷道支护材料及物料，并及时外运到指定地点。
14、工作面回撤完毕后，通风工区要将上下两条巷道及时密闭，未正式密闭前要打好板壁或栅栏，挂好敬示牌，严禁人员进入。
15、损坏、卸荷、超过8个月使用期的支柱，坏顶梁及时升井检修。
16、根据现场情况，及时补充侧面措施。
第二节顺槽及端头顶板管理
一、工作面运输顺槽、回风顺槽
1、支护要求：
工作面上超下超前支护基本形式为：
在上下顺槽内支设两排单体液压支柱配方木支护作为上下超前支护长度不小于20m，打俩排支柱，排距1.0m，柱距1.0m。
支柱要打成一条直线并用细钢丝绳相互栓连牢固。
上下超前支护长度不得少于20m，净高不得小于1.6m，人行道宽度不得小于0.7m，要一柱一帽，超前支护内不得堆放物料，保持畅通无阻。
支护材料采用DZ—1800单体液压支柱支护。
3、支护质量标准
①支柱应支到实底、初撑力不得小于50KN（7MPa）。
②单体液压支柱三用阀注液口方向一致。
③支柱支牢后要使用小油丝绳逐棵缠联拴牢。
二、工作面上下端头支护：
工作面上下端头各使用五排支柱配双楔顶梁的支护形式，双楔顶梁要与顶板接实，同一组内每根铰接顶梁之间必须使用双水平销紧牢紧实，相互联为一体。
铰接顶梁双楔要成对使用齐全，反向插入打紧，伸出量要保持一致，伸出长度不得小于30mm；上下端头支护与工作面的正常支柱柱排距相同顺倾斜方向打成一条直线；每一棵支柱要迎山有劲，支初撑力不小于90KN（12MPa）。
附图：
工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）
第三节矿压观测
一、矿压观测内容
工作面的矿压观测内容主要有：
支柱支撑力观测、超前支护范围内单体液压支柱支撑力观测以及支护质量动态监测。
工作面支柱支撑力不得少于90KN（12MPa），不得大于235KN（30MPa）。
超前支护单体液压支柱支撑力不得少于50KN（7MPa），不得大于235KN（30MPa），支柱支设最大高度应小于设计最大高度的0.1m，支设最小高度应大于设计最小高度的0.2m（活柱升出量不少于0.2m，支柱高度不得高于1.7m）不得超高使用。
三用阀口要顺工作面倾向向下。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，进一步采取有效措施，保证安全生产。
二、观测方法
每班配备一名专职测压员，对工作面全部单体支柱采用SY—40B测压仪进行检测，对初撑力、顶板的下沉量、支柱质量、煤壁片帮情况、采高、顶板冒落情况、超前支护质量等进行监测，做好监测记录，达不到压力的要进行二次注液，超压的要进行换阀，支柱不合格的要及时更换支柱。
发现问题及时通知工作及调度室，提出整改措施，检查督促工区整改。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输方式
人工将煤攉至工作面刮板运输机、经运输顺槽刮板运输机、皮带运输机、集中运输巷皮带运输机进入煤仓，再经主斜井皮带、至地面煤场。
二、材料的运输
地面→一副斜井→水平车场→集中轨道巷→工作面
第二节通防与监控系统
一、通风系统
（一）风量计算：
风量计算依据：
按照国家发展和改革委员会下发的《煤矿生产能力核定的若干规定》，认真贯彻落实国务院提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施，按下列要求分别计算，选取最大值。
①按工作面同时工作的人数计算风量：
Q=4N=40×4=160（m3/min）
N——工作面同时工作的人数40人。
②按工作面沼气涌出量计算风量：
Q采i=100qk=100×1.3×1.6=208（m3/min）
—工作面沼气绝对涌出量1.3m3/min
K—工作面的通风系统数取1.6
③按工作面量二氧化碳绝对涌出量计算风量：
Q采=100qK=100×0.31×1.9=58.9（m3/min）
q—工作面二氧化碳对涌出量0.31m3/min
K—工作面的通风系数取1.9
④按回采工作面炽度20℃计算需用风量：
Q采=60×VC×SC×ki
VC—工作面适宜风速，m/s；取VC=1.5m/s
Sc—回采工作平均有效断面；Sc=5.55m2
ki—回采工作面长度系数；ki=1.2
则：
Q采=599m3/min，取600m3/min
⑤按工作面的风速验算：
按最低风速验算：
Q=15×S=15×（4×1.5）
=90（m3/min）＜600（m3/min）
按最高风速验算：
Q=240×S=240×（3×1.5）
=1080（m3/min）＞600（m3/min）
90（m3/min）＜600（m3/min）＜1080（m3/min）
通过上述计算取最大值600m3/min，满足《规程规定》。
（二）通风路线
新风：
地面—主斜井—皮带大巷—****回风顺槽—工作面。
乏风：
****—****巷—回风立井—地面。
附图：
通风系统图。
二、防治瓦斯
1、防治瓦斯
（一）瓦斯检查（设点、次数）
1、瓦斯检查员巡回检查工作面瓦斯浓度，每隔3—5小时检查一次，每班至少检查两次。
2、瓦斯检查点分别设在：
工作面回风出口以外10m处、回风隅角处。
3、瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近、检查结果及时填写、并及时向有关人员汇报。
（二）瓦斯管理
1、工作面上隅角风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电煤钻打眼；煤破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严厉爆破。
工作面晚流中、电动机或其开关安设地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
2、便携式瓦检仪由跟班区长、班组长、质量验收员、安监员各配一台，质量验收员携带的便携式瓦检仪挂到工作面上隅角位置（距顶板0.3m，距切顶线0.5m，距巷道上帮.3m）并处于正常开启状态，采煤机上要安设一台便携式瓦检仪。
3、工作面及上下顺槽体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
只有在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动电气设备。
4、严格遵守并执行好“瓦斯巡回检查制度”和“请示报告制度”。
5、加强对采煤工作面两巷内的栅栏及密闭管理，定期检查栅栏及密闭前的有害气体浓度，发现超限时应立即向有关单位汇报，制定专项措施及时处理。
（三）瓦斯监测
1、安装要求
在距工作面进、回风出口5—10m处安装瓦斯传感器，瓦斯传感布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度不大于1.0%，断电范围为工作面回风巷内的全部非本持安全型电气设备。
具体安装附后。
2、使用及管理
（1）安装安全监控设备前，必须由通风工区根据已批准的作业规程或安全技术措施提出安装申请单送机电部门，落实供电设施，报安监站、机电科批准后，与单位机电工共同负责安装调试，经验收合格后，交生产单位看护和使用。
（2）安全监测设备投入运行的最初2天内，应进行第一次调试和校正。
（3）安装断电控制系统时，必须按产品使用说明书的要求在入井前经过48小时通电运行，调试合格后方可下井安装。
严禁不合格的仪器下井使用。
（4）安装后要进行运行前各项指标的调试，合格后方可交付使用，井下调试不合格的，必须立即更换或上井检修鉴定。
（5）瓦斯传感器必须挂牌管理，标明使用地点、报警点、断电点、断电范围、校正时间、标校人员等。
（6）检测气体的安全检测仪器应与各点相应的标准气样进行调试和校正。
（7）安全监控人员必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常和完好，使用便携工甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员。
当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据采取安全措施，并必须在8小时内对两种设备调校完毕。
（8）安全监控设备必须定期进行调试校正，每月至少1次。
甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪每7天必须使用标准气样和空气气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行调试。
（9）监测装置在井下连续运行6个月以上时，应按计划分批运到井上进行全面检修、清雪、调试、校正。
（10）瓦斯断电仪、监测系统模拟量探头每半年必须强检一次，便携式瓦检仪每年必须强检一次。
安全监测系统的井下断电仪主机、探头部分连续运行12个月，必须升井检修。
（11）监测电缆由通风工区敷设完后，交使用单位负责保护。
断电仪主机控制电缆由工区负责敷设并与控制设备开关联接，联接人必须是经过培训合格后有证的机电维修工担任，联接时执行机电管理所有的措施和规定。
（12）拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检具备与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，必须报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。
（13）安全监控设备发生故障时要及时处理，在故障期间必须有安全措施。
（14）监测系统断电后，必须由监测人员查明原因后复电，其他人员不得随意复电或将断电设备断开。
（15）安全监控设备必须具有故障闭锁功能：
当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定
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