煤柱风巷补充安全技术措施

篇2：综采工作面补充安全技术措施

施工说明:

1506综采工作面于2011年6月26日初采,几天来,由于工作面机尾高、机头低,出现溜子、支架下滑、下错现象,造成工作面上端支架下移3-5m。为此,经矿技术科研究决定采用3m单体柱配1m双锲铰接顶梁支护该顶板,特制定安全技术措施如下:

1、在工作面上端头增加单体柱配铰接顶梁6-7排控顶,见7排回一排。

2、单体柱呈支架交错齐梁直线布置,排距1000mm,柱距500mm。

3、双锲铰接顶梁上铺设金属网,金属网宽度1.2m,长度3-5m。网与网搭

接长度不小于0.2m,14#铁丝双股联网,联网间距不大于0.2m,上端要与风巷顶网联接,下端网要覆盖第一个支架。

4、机道煤帮管理:进入机道煤帮侧作业,悬梁、支架贴帮柱与采煤机相距20m时回撤贴帮柱让机组顺帮割煤,回撤贴帮柱时首先要严格执行敲帮问顶制度,及时找掉。悬梁由下向上依次进行,双锲铰接顶梁由下向上插紧背牢,悬梁部分均要插双销。即:第一刀悬挂1#梁,第二刀悬挂2#梁,交错步前进支护顶板,回撤时由下向上进行,及时将单体柱撤离机道。

5、正常支护顶板:采煤机割过煤后,及时移溜,将上机头推移煤帮,由下向上按500mm柱距支设单体柱,单体柱要迎山有劲升紧支牢,底板若较软柱根要穿柱鞋,柱鞋规格为300*200*100mm,要保证单体柱的支护强度,所有支护点柱均要与铰接顶梁用10#铁丝系好防倒绳,以防点柱失效倾倒砸伤人员。靠老塘侧最后排点柱要加打密集点柱,柱距不超过300mm。

6、回柱:

a、回柱要由有经验的老工人担任,回柱前要先清好退路,打好护身柱,观察好顶板,严格执行《煤矿安全技术操作规程》中回柱放顶工的有关规定。回柱使用长把工具,实行远距离操作,其中手把绳长不小于1.5m,钩子长度不小于1.5m,要三人配合,其中一人照明监护,一人回柱,另一人把钩拉柱。

b、回柱时,若发现顶板来压,支柱严重变形,台阶下沉等情况时,应立即停止回柱,撤出人员,待来压稳定后,方可继续回柱。回柱时必须有一名班组长或区管理人员,现场指挥,发现问题及时处理。

c、回柱过程中,需要改柱子时,必须先支后改,严禁空顶作业。

d、回出的柱梁及时运到指定地点,码放好或运走,确保安全出口及人行道畅通无阻。

e、在撤除支柱过程中,遇到死柱、不卸柱、埋压支柱时,必须先在同一根顶梁下支设好符合高度的支柱,然后采用卧底排矸法回出。

f、安全措施

①施工时,必须严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后改、先支后回”的原则,严禁空顶作业。

②回柱时,严格按照“三角回柱法”,自下而上,由里向外,人员应站在所回支柱斜上方并在两棵完好支柱的保护下进行回柱。不得用手镐或其他工具代替卸荷手把卸荷,严禁用锤砸油缸。

③栓柱或拴梁前要详细检查顶板周围情况,判断安全后,方可近前迅速将绳套拴在柱梁上,严禁将绳套拴在活柱体上。

如有其它未尽事宜严格按照?1506回采工作面作业规程?相关规定执行。

篇3：工作面切眼施工补充安全技术措施

一、工程概况?

2132工作面切眼现已施工51测点前67m处,巷道跟顶施工,现达到-8°下坡,顶板多处出现砂岩淋滴且个别锚索孔施工至7m以上位置时,顶板砂岩水顺孔淋水。为保证锚索打注质量和安全生产,保证巷道使用年限,依据施工现场情况,特编写施工补充措施,指导施工。

1、巷道布置

2132工作面切眼方位3°0′0″,巷道断面为矩形,设计总工程量190m。掘进层位:按中线平掘12m后跟顶掘进。服务年限:6个月。

2、巷道导硐施工断面

由于2132工作面切眼断面较大,为确保工程质量及施工安全,决定采用分次掘进方法进行施工。导硐施工断面规格:掘宽4500mm,掘高2900mm。

3、支护工艺

⑴、导硐施工掘进支护

由于切眼断面较大,为确保施工安全,决定采用分次掘进方法进行施工。第一次掘进切眼非采煤侧,掘进宽度4500㎜,高度2900㎜,其支护形式为:采用金属锚网、塑料网、单体柱、半圆木板梁联合支护。顶板、非工作面帮部锚杆采用Φ20×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距:750×750mm,锚杆外露长度为30~50mm,托盘为正方形拱形钢板,规格为:150×150×8mm,锚杆拉拔力不小于105KN,扭矩力不小于200N·M。工作面帮部锚杆采用Φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆,间排距:750×750mm,托盘为树脂锚杆专用托盘。每根锚杆采用1支K2335型药卷和1支Z2360型药卷。顶部、非工作面帮部铺设金属网,规格为Φ6.0的圆钢(网孔规格:100×100mm),工作面帮部铺连塑料网规格为9×0.8m(网孔30×30㎜),金属网及塑料网搭接长度不小于100mm,不大于200mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,每间隔200㎜绑扎一道。锚索规格Φ17.8×6300mm预应力钢绞线,间排距:1600×1500㎜,外露长度100~300㎜,每根锚索采用1支K2335型药卷和2支Z2360型药卷,锚索托盘为正方形钢托盘,规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定,每根锚索预应力不小于180KN。待导硐施工切眼贯通立即在切眼正中位置补打一排锚索,锚索规格Φ17.8×8000mm预应力钢绞线,排距:1500㎜,外露长度100~300㎜,每根锚索采用1支K2335型药卷和2支Z2360型药卷,锚索托盘为正方形钢托盘,规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定,每根锚索预应力不小于180KN。第一次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护一排,单体柱距迎头不得超过15米。

⑵、第二次掘进支护

补打加强锚索完成后,第二次掘进采煤侧,掘进宽度3300㎜,高度2900㎜,其支护形式为:顶板支护形式同第一次掘进的顶板支护,锚杆、锚索、网片规格、锚固方式同第一次支护。工作面帮部锚杆采用Φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆,间排距750×750㎜,每根锚杆采用1支K2335型药卷和1支Z2360型药卷,预紧力为150N·M,并铺联塑料网,塑料网规格为9×0.8m,网格规格:30×30mm,塑料网搭接长度不小于100mm,不大于200mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,每间隔200㎜绑扎一道。托板为树脂锚杆专用托盘。第二次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护,单体柱距迎头不得超过15米。

?二、支护设计

(1)锚杆支护验证:根据顶板压力公式

Q=4YA?/3Ft/㎡

式中A----巷道跨度一半取2.25m。

F---岩石坚硬系数取4.687

Y---顶板岩石平均容重取3

Q=4YA2/3F=(4×3×2.25?)/(3×4.687)

=4.32(t/㎡)<105KN/㎡

由于施工中每根锚杆锚固力不小于105KN,而经计算得到每根锚杆的支护强度为4.32T即43.2KN小于105KN,所以巷道内锚杆支护强度符合要求。

锚杆支护计算:

(1)按加固拱原理确定锚杆支护参数:

综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定,对于跨度小于10m的巷道、硐室、可按下列经验公式确定参数:

锚杆长度:L>N(1.1+W/10);L﹥2dz

锚杆间、排距:D≤(0.5~0.7)L;G≤3dz

锚杆直径:d>L/110mm

式中:

W--巷道或硐室宽度。

N--围岩稳固影响系数、规定如下:

Ⅱ类(稳定性较好)围岩、取0.9

Ⅲ类(中等稳定)围岩、取1.0

Ⅳ类(稳定性较差)围岩、取1.1

Ⅴ类(不稳定)围岩(包括煤)、取1.2

dz-岩石节理间距,本工作面取0.5m

D-锚杆间距m

G-锚杆排距m

213采区工作面切眼支护参数为:

根据公式计算N取1.0?W取4.5m则

锚杆长度:L>1.0×(1.1+4.5/10)=1.55m,

dz=0.5m,L﹥2×0.5=1m,结合经验本工作面取2.2m。

锚杆间、排距:D≤0.5×2.2=1.1m,G≤3×0.5=1.5m,结合经验,本工作面锚杆间、排距均取0.75m。

锚杆直径:d>2200/110mm=20mm,结合经验本工作面取20mm。

(2)按悬挂理论:

L=KH+L1+L2=2×0.48+1.2+0.04=2.2m

式中:L---锚杆长度,m;

L1---锚杆锚固长度,本设计中取1.2m

H---冒落拱高度,m;

L2--锚杆外露长度,取0.04m

K---安全系数,一般取2。

H=B/2f=4.5/(2×4.687)=0.48m

式中:B--巷道开掘宽度;4.5m

f--岩石坚固性系数,砂岩取4.687。

故锚杆取Ф=20㎜,L=2.2m,锚杆间、排距取0.75m?符合要求。锚杆紧跟迎头进行支护,前排锚杆距迎头达到相应一排锚杆距离时及时打、装锚杆。

3、锚索支护方案设计

(1)锚索长度。锚索长度按下式确定:

L=L1+L2+L3

式中:

L---锚索长度,m;

L1---锚索外露长度,取0.25m;

L2---锚索有效长度,m;

L3---锚索锚固长度,一般取1~2m,本设计中取1.55m。

为保证巷道的稳定性,锚索应保证锚固到稳定岩层内,因此锚索的有效长度取4.5m。则锚索长度L=L1+L2+L3=6.3m。

(2)锚索间排距。

根据锚索间距与锚索孔深之间的关系应满足L/S≥2的经验公式,则锚索间距S为1.6m。其中L为锚索长度。

4、在断层带、交叉点或压力较大等特殊区域的锚网支护巷道,要求在巷道两肩角部位必须打倾斜锚杆或锚索,倾斜角度为65°~75°。

三、主要生产系统

1、通风系统

(1)通风方式:采用压入式通风方式,该掘进工作面的供风局扇安装在213区轨道上山与213联巷交接处新鲜风流中。

(2)新风路线:地面→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→局扇→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

(3)乏风路线:掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。

2、压风系统

(1)压风主管路规格:采用4寸钢管,每隔50m安装1个闸阀及分风阀,迎头20m使用2寸胶皮管变1寸胶皮管。

(2)压风机放置地点:地面压风机房。

(3)压风路线:地面压风机房→1010大巷→1060斜巷→213皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

3、运输系统

(1)材料运输系统:

地面料场→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

运输方式:轨道运输。

(2)煤矸运输系统:

掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→221皮带下山延伸段→溜煤眼。

运输方式:皮带运输

四、避灾路线

1、发生火、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线

掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→213联巷→213区轨道上山→1010大巷→井底车场→副立井→地面。

2、发生水灾避灾路线

掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。

五、安全技术措施

1、加强顶板管理,认真执行敲帮问顶制度,每次施工前,,由两名操作经验丰富的同志采用长柄工具一人操作,一人监护,由外向里找掉顶板危岩活石,对施工地点前、后10m范围内的锚杆,进行二次紧固使其牢固可靠;确认安全后,方可施工。

2、确保工程质量必须严格中线进行施工,检查巷道断面尺寸,严禁无线作业。

?3、施工地点停止施工时,必须切断电源,设置板闭警示标,禁止人员入内。

4、在施工过程中要确保后退路畅通。当发现顶板来压或压力增大时,必须撤出人员,采取顶板防护措施,待确定无安全问题后方可继续施工。

5、锚杆要垂直巷道顶底板,其角度偏差不超过±15°,顶部角度不小于75°。

6、在施工过程中,坚持1人操作,1人监护的原则。

7、及时延接风筒,风筒距迎头不大于5米,吊挂成线,逢环必挂,不得随意破坏风筒。

8、巷道内无杂物,无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过0.1m)。浮矸(煤)不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。

9、每班施工结束后,必须清理现场的材料及杂物,并洒水防尘,把工具、材料分类码放整齐。

10、本措施未尽事宜必须严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《2132工作面切眼施工作业规程》及有关规程措施中规定执行!

六、附图:

篇4：主斜井筒施工揭煤补充安全技术措施

一、?概况:

原揭煤措施是按M9煤有突出危险性对待而编制的,根据M1~M7煤层的揭露情况及在2006年3月24日17时~20时,我公司在K0+1116M工作面上的2号孔钻探时,出现了煤与瓦斯的喷出。根据《煤矿安全规程》有关规定,揭穿M9煤层过程中按突出煤层对待。为了安全的揭露M9煤层,并认真贯彻、执行桂箐公司3月28日下午专题会议精神的要求,特编制突出煤层揭煤安全技术补充措施。

二、已揭煤层和长探M9煤简述:

1.井筒穿过M1~M7煤层时的基本情况:

当时采取的主要措施为边探边掘,短探短掘,基本顺利穿过诸煤层,但在穿过M3和M4煤层时(位置:K0+1048至1058M段),井筒遇到一个斜向(即断层走向约360与井筒轴向斜交)小断层构造。先后在K0+1050M和K0+1057M处发生过两次瓦斯喷出。

2.K0+1110M工作面长探M9煤时的基本情况:

当时1号钻孔以方位333。02′4.3″,倾角35。,孔深17.2M穿过M9煤层,未出异常情况(只是孔内瓦斯高达8%以上,孔口瓦斯最高0.24%);2号钻孔以方位332。18′,倾角16。穿过M9煤层,未出现异常情况(孔内、孔口瓦斯基本同上)。

3.K0+1116.7M工作面长探M9煤和瓦斯压力测试情况:

l?1号钻孔基本垂直井筒轴线,倾角41。,穿过M9煤钻孔自始自终未出现异常情况。因第一次封孔无经验,紫铜管周围有瓦斯泄露,而压力表指针未显示。

l?2号钻孔以方位30。,倾角24。,孔深17.06米,穿过M9煤层,在刚穿过M9时,出现几次强喷孔;并喷出煤粉约1.5m3,先后持续1天左右。根据现场监理人员及桂箐公司的要求,让该孔做为瓦斯释放孔,暂不封闭。

l?3号钻孔(在临时变电所硐室开口下帮约1.3米处),以方位356。,倾角42。,穿过M9煤,钻孔自始自终未出现异常情况,封孔后压力表显示0.2MPa,封孔后约5小时因从封孔泄露瓦斯而压力归零。

l?4号钻孔正在以与井筒轴线相同的方位和倾角钻进。

4.3月28日专题会议要求:

从瓦斯压力测试工作结束并恢复掘进开始至揭煤(2M法线距离)全过程,均必须采取地面远距放炮,按突出煤层进行揭煤。

三、防突措施:

(一)加强现场管理:

1.恢复掘进和揭煤全过程中,每班必须安排专职瓦检员。瓦检员必须掌握有关防突出知识,并随时注意瓦斯变化情况,当发现有突出预兆时,必须立即通知井筒所有人员停止作业,将人员按避灾路线撤到安全地点,同时汇报调度室,以便采取措施进行处理。

2.在整个作业过程中,当出现如下预兆时,安检员必须立即通知工作面所有人员撤出井口20米以外:

有声预兆:响煤炮、由于条件不同,声音大小间隔时间也不同,在煤体深处响的声音象炒豆的“噼噼叭叭”、有的象爆炸声、有的象机枪声、有的象雷声、有的连续响、有的单个“轰轰响”,一般是先远后近,先小后大,先单个后连续,但有时是在突出的同时,伴随发生巨雷般的响声,手掌扶壁时能感觉到冲击和震动,有煤岩的破裂声,有时会听到气体穿过含水裂缝时的“吱吱”声等;

无声征兆:压力增大、顶板来压、片帮掉渣、煤壁向外鼓、煤岩自行剥落、打钻时跨孔顶钻、孔喷、喷煤等。煤结构和构造发生变化,煤层层理紊乱、变软、暗淡无色、煤层粉碎、煤质干燥、煤层受褶曲挤压、厚度变大、倾角变陡等。瓦斯气温变化、瓦斯涌出异常、忽大忽小,煤尘增大、气味异常、让人心里发闷、打钻时喷煤喷瓦斯,煤壁发冷、气温下降等时,必须停止一切作业,调度室安排电工将井下的电源(除通风机电源外)全部切断,由安检员通知工作面所有人员撤出,并在距井口20米范围外设岗,不许任何人入井。

3.每天必须安排专人进行洗尘。

4.必须按规定设置水幕或喷雾洒水等,并每天安排专人进行检查,发现问题及时处理。

5.项目部必须指派专人负责管理电气设备,机电队电工组每天对该工作面的电气设备进行检查并做好记录,同时,将检查情况汇报调度室,所有电气设备严禁失爆。

6.必须按《煤矿安全规程》规定设置瓦斯探头和断电仪,并保证灵敏可靠。

7.技术员必须查明该工作面在掘进过程中的地质构造情况,当工作面前方地质构造发生变化时,必须以书面形式将有关地质构造的情况通知桂箐公司工程部主管主井有关人员。

8.所有施工人员都必须严格按照本措施进行施工,安全检查员在现场进行监督落实。

9.聘请桂箐公司专业人员给掘进队职工进行防突知识培训。

(二)突出危险性预测:

根据主井筒K0+1116M工作面2号钻孔在穿M9煤后喷出瓦斯和煤粉的情况,可初步确定M9煤具有突出危险性;同时3月28日专题会议又要求揭M9按突出煤层对待。

(三)防突措施:

1.从K0+1116M工作面向前掘进5.5米,保证距M9煤顶面法线距离不小于1.5米,再掘出三角形纵剖面后,停止掘进,开始钻孔排放瓦斯(见图1)。

2.从K0+1116M工作面向前掘进开始至进入M9煤层底板3米的坚硬岩层中,均采用远距离地面放炮。

3.远距离地面放炮设置:除遵照原揭煤措施中的有关规定外,现补充:在井筒(在风筒一侧)敷设一趟专用放炮线(要求为阻燃抗静电),雷管脚线与放炮母线的连接,待其他人员全部升井后,由放炮员连接,地面一端与电源的连接,由放炮员在地面连接,并送电起爆。地面电源采用380V专用开关。

4.根据专题会议要求,考虑煤层倾角较缓(约为10度),接近M9煤的岩层较软,为避免震动放炮对围岩的破坏,将原揭煤措施中的震动放炮改为普通爆破。但要求掏槽眼的炸药卷和炮泥间必须保证有一个水炮泥。

5.必须加强工作面井筒支护质量,且永久支护紧跟工作面,严禁空帮空顶作业。故要求在纵剖面三角形拱部断面成型达到设计规格尺寸后,立即先进行锚、网、喷支护(喷射厚度为100㎜,C20砼),再实施瓦斯排放孔的钻凿工作。

6.揭M9煤前井筒支护仍为锚、网、喷。揭煤后支护方式待定。

7.在实施排放孔时,若再次出现突出预兆,必须立即停止钻进,并立即停电、撤人和汇报调度室。

8.在突出危险区进行掘进作业时,必须采取综合防治突出措施,当预测为无突出危险工作面时,应采取防治突出措施,只有经措施效果检验有效后,方可视为无突出工作面。

每执行一次防治突出措施作业循环后,应再进行工作面预测,如预测为无突出危险,仍必须采取防治突出措施;只有连续两次预测为无突出危险后,方可视为无突出危险工作面。

预测为无突出危险工作面,每次预测循环应留有不小于5米的预测超前距。

在无突出危险工作面进行掘进作业时,可不采取防治突出措施,但是必须采取安全防护措施。

9.当工作面前方遇到断层和其他构造时,重新制定防突措施。

(四)防突措施效果检验:

在实施防突措施后,还必须进行防突措施的效果检验,经过效果检验确认防突措施有效后,方可在采取安全防护措施的前提下进行施工。

1.防突效果检验采用钻屑量指标法,检验孔布置在排放孔之间,排放孔不少于5米的超前距,检验孔不少于5米的超前距,严禁检验孔与排放孔串孔。

2.若经效果检验,确认防突措施无效时,还必须重新实施防突措施,直到经效果检验确认措施有效后,方可恢复掘进作业。

(五)安全防护措施:

1.必须保证掘进工程有独立的通风系统,并保证通风设施的完好。

2.在实施瓦斯排放孔和钻炮孔时,如果出现卡钻、顶钻、夹钻以及喷孔等情况时,必须停止一切作业,切断电源,撤出人员进行观察,待无异常情况时方可采取措施进行施工。

3.所有入井人员必须佩带隔离式自救器。

4.采用地面远距离放炮,全断面一次爆破。放炮地点设在距主斜井口20米外的安全处,警戒责任人为专职安全员。

5.放炮时停电撤人范围:工作面至距主斜井井口20米外。

6.放炮过程中,必须派专人在距主斜井井口20米范围外站岗、截人。

7.每次放炮至少45分钟后,经救护队员、瓦检员、安全员从外往里逐段检查瓦斯情况,待无安全隐患后,方可撤岗、汇报调度室恢复送电,其他人员才能进入工作面作业。

8.停电、撤人及放炮由调度室值班人员(见后附表)统一指挥,站岗截人由掘进队长安排。只有在停电、撤人、站岗工作落实好后方可安排放炮。

9.瓦检员、安全员必须和放炮员在一起,放炮前瓦检员必须先检查风机的运行和瓦斯情况。只有在风机正常运行和瓦斯不超限的情况下,撤出人员后,方可允许放炮员井下连线,地面放炮。

10.严禁打眼与装药平行作业;所有眼孔不装药的空间都必须使用炮泥充填,充填深度必须符合《煤矿安全规程》第三百二十九条的具体规定。在施工爆破孔时,严禁与其他孔串孔。

11.在工作面附近和放炮地点必须安设直通调度室电话,并设置有压风自救系统,且随时保证压风的正常供给。

12.当发生瓦斯、火灾、煤尘突出危险时,人员必须按以下路线(见避灾线路图)进行撤退,并立即汇报调度室和公司调度。

13.未述部分严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。

14.若发生突出,处理突出的措施另行编报。

篇5：绞车提运安全技术补充措施

1、所有绞车提升运输巷内“一坡三档”必须齐全并正常使用,绞车信号必须为独立电信号。绞车运输巷严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。

2、绞车提升钢丝绳必须要专人进行检查其完好情况,每提升一次必须检查一次。并做好记录。钢丝绳质量必须符合《煤矿安全规程》第八章的有关规定。

3、绞车钩头必须与矿车连接必须采用专用连接器,确保连接可靠,连接销必须防脱。

4、绞车司机必须持证上岗,严格按照信号开车,“一停、二提、三放”。严禁采取喊话或晃灯方式代替信号,信号不清严禁开车。

5、绞车司机接班后必须认真检查绞车完好情况和固定钩头的完好情况,绞车固定必须牢固可靠。

6、绞车运行时,人员必须站在安全地方,以防绳断回弹伤人。

7、装车捆绑情况必须由专职安全检查员进行检查验收。

8、装运前当班值班道工、矿车维修工,对所以线路,矿车进行巡回检查,发现问题及时解决并做好记录,所有大插销都必须有防脱装置,否则不准使用。

9、车场必须由专人统一指挥,车辆运行时严禁其他人员在设备车辆旁行走。

10、设备车运行过程中绞车司机必须密切注意绞车运行情况,发现异常情况时立即停车,把绞车制动闸把刹好后,通知把钩工检查车辆运行情况并处理。

11、把钩工检查车辆运行情况时,绞车司机、信号工不得擅自离开岗位,待把钩工通知信号工发提升信号,信号工方可回提(放)信号。

12、车辆运行至井底施工地点待车停稳后方可摘钩。

13、所有摘挂钩人员必须为专职把钩工,且必须有安全员现场把关。车辆每次摘挂钩时必须等车辆完全停稳,并放置好阻车器将设备车辆完全阻死后方可进行摘挂钩。

14、不合格的插销和链环不得使用,不合格的车辆严格上道。

15、每趟运输后必须对绞车的完好状况进行全面检查,各种保护和设施必须齐全完好。

16、如多辆矿车连运,必须在末辆车后加一个“羊尾巴”(即保险绳)预防跑车。

17、运输过程中严禁放飞车,严禁扒车、蹬车。

18、信号工,把钩工要认真检查各处道岔位置,严禁扳错道岔,防止掉道。

19、车辆发生掉道时,把钩工应通过电话及信号通知绞车司机停车,待绞车司机刹好绞车制动闸后方可进行阻车。跟当班班长汇报,并在班长的指挥下进行处理。

20、车辆装有设备掉道后,在上道时要防止设备车倾斜倾倒伤人,要在班长的指挥下用千斤顶或撬棍配合方木进行上道,严禁用绞车强拉硬拖,以免发生事故。

21、以上绞车运输安全技术措施望贯彻执行。