雷公山煤矿轨道上山工作面作业规程.docx
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雷公山煤矿轨道上山工作面作业规程.docx
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雷公山煤矿轨道上山工作面作业规程
雷公山煤矿轨道上山工作面作业规程
雷公山煤矿轨道上山作业规程
一、工程概况
1、地理交通
雷公山煤矿隶属于贵州世纪资源勘查开发有限责任公司,位于贵州黔西县境内,井田中心距黔西县城64km,距金沙县城38Km,距黔西电厂38Km。
雷公山井田位于黔西县北东部,属黔西县中建乡管辖,整个井田大致为以南北走向的长条形,南北长约5Km,东西宽约1Km~2Km,面积约8.168Km2.地理坐标为:
东经106°18′00″~106°19′45″,北纬27°16′00″~
27°18′45″。
雷公山煤矿轨道上山上与矿井进风平硐相连,上车场变坡点标高+1343米,下部车场与矿井主平硐相连,落平点标高+1067米,系矿井首采区主要材料提升、人员进出和进风通道。
2、主要技术参数
轨道上山井口标高+1343.00m,井筒轴线方位角276°,倾角:
25°,设计全段长L=693.00m;断面类型为直墙、半圆拱,巷道净断面S=8.5m2(上车场9.4m2);巷道设右侧人行道及水沟,人行梯步宽度为600㎜,水沟断面为200㎜×200㎜(具体作法见2-2断面图);施工设临时轨道,轨型22kg/m,轨距600mm,枕木使用木轨枕,枕木间距不大于1000㎜。
轨道上山巷道断面特征详见下表:
二、地质概况
1、井田地质概况:
本井田构造位于安底背斜北段北西翼,基本形态为一单斜构造,岩层走向北北东,倾向2800-3100,倾角300~340,在这一单斜层的基础上次级褶曲不发育,未见规模较大的断层。
勘探区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组;二叠系上统龙潭组、长兴组;三叠系下统夜郎组、茅草铺组以及第四系。
其中龙潭组为含煤地层,总含煤13~17层,煤层总厚10.19m~12.13m,平均11.29m,含煤系数6.23﹪。
其中可采煤层6层,可采煤层总厚7.38m~7.59m,可采煤层含煤率3.45﹪。
根据岩性和含煤特征,本井田内的煤系可分为上、下两段。
上段自长兴组界起至9煤层下的灰绿色细砂岩底止,厚度为64.08m~89.46m,平均厚73.85m,含可采煤层2、5、9三层;下段自9煤层下的细砂岩底起至茅口组灰岩顶界止,厚度为98.86m~119.25m,平均厚110.57m,含可采煤层13、14、15三层。
2、轨道上山所处岩性分析:
雷公山煤矿轨道上山上部平巷(车场)开口于二叠系上统龙潭组:
浅表层多由坡积、堆积与残积成因的砂土、亚砂土、亚粘土及粘土组成,岩性破碎或为堆积层,预计施工难度较大,对该段岩石破碎带应采用短掘短支、超前支护等措施,以确保施工安全;根据设计图纸及资料,轨道上山开口在二叠系上统龙潭组15号煤层底板内,中部掘穿15号煤层,进入14号煤层底板。
现就龙潭组及14、15号煤层顶、底板岩性简单分析如下:
二叠系上统龙潭组
龙潭组上部为灰——深灰色细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、粘土岩没夹煤层及薄层灰岩,下部为浅灰——灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、灰岩、煤层及粘土岩互层组成,全段厚160~220米,含2、5、9、13、14、15煤层可采。
14、15号煤层顶底板岩性分析:
14号煤层位于煤系下段中上部,上距13号煤层7.5~11m,一般间距为8~9m。
煤层厚度为0.53m~1.72m,平均1.05m。
该煤外观黑色,块状、页片状,多由暗淡型煤条带组成,含较多黄铁矿颗粒。
结构较简单,一般不含夹矸,仅少数点含1~2层厚0.08m~0.10m的灰色粘土岩夹矸。
顶板灰岩或泥质粉砂岩,底板泥质粉砂岩或粉砂质泥岩,少数为粘土岩。
区内大部份可采,可采率94%。
⑹15煤层位于煤系下段中下部,上距14煤层20m~27m,平均24m~25m。
煤层厚0.56m~1.60m,平均厚1.12m。
外观黑色,片状,多由暗淡型煤条带组成。
结构复杂,多数点含1至2层厚0.05m~0.10m的粘土岩夹矸。
顶板多数为页岩,底板为铝土质泥岩,该岩石具有遇水澎胀性[换行],施工中应防止浸水危害。
区内大部份可采,可采率94%。
2、瓦斯
雷公山煤矿属高瓦斯矿井,轨道上山大部分巷道所处龙潭煤系中,煤层中的瓦斯可能会通过裂隙等向施工巷道中释放,加之中间需掘穿15号煤层,瓦斯管理至关重要,施工中必须加强通风管理,严格瓦斯监测预报及日常瓦斯检查工作,并编制和执行好揭煤措施,严防揭为煤过程中发生煤与瓦斯突出,坚决执行雷公山煤矿及国家有关瓦斯管理的规定。
3、地下水
井田煤系地层浅部分布有一定的废弃小煤窑,采空区内可能积存有老窑水,同时浅层地表及裂隙水也有可能对施工巷道造成危害。
因此在轨道上山掘进施工过程中必须加强水害的防治工作,坚持“逢掘必探,先探后掘”的探放水原则,同时加强铝土岩施工地段遇水澎涨等问题的处理,以确保整个轨道上山工程的施工安全。
三、施工技术措施
1、掘进采用JZY-Ⅲ型壁虎式激光仪指向,2台YT28型风钻打眼,斜眼掏槽,全断面一次爆破开挖。
轨道上山采用一台PY-30B型耙岩机耙矸装车,运输采用V型矿车装矸,一台JTKB-1.2×1.0W型绞车提升,道路采用22Kg/m钢轨,轨距600mm,木轨枕,轨枕间距不得大于1.0m;绞车安装于距井口30m外的地方,井口外地面布置一个上车场,上车场两端采用DK622-4-12道岔与轨道相接,车场长度为50m,为排矸错车和料车存放使用。
2、轨道上山全长L=693米(包括上部平巷38m),倾角α=25°,根据《煤矿安全规程》(2006)第四十六条规定:
斜井(巷)施工期间兼作行人道时,必须每隔40m设置躲避硐一个。
为了确保轨道上山施工安全和方便排水,每隔30m间距在井筒右侧设一个躲身硐。
躲身硐为直墙半圆拱,尺寸:
长×宽×高=3000×2000×2000mm,躲身硐底部设水窝排水。
布置在锚喷段和喷砼段的躲身硐,均采用喷砼支护。
当工作面有积水时,碛头用风泵抽到躲身硐内的2m3水窝内,再在躲身硐内设置一台潜水泵抽水,通过Φ100专用排水管排至地面;当一台泵扬程不够时,在适当位置的躲身硐内增设一台水泵,实现多级排水;如遇涌水量较大时,则应根据实际情况另行设置较大容水量的临时水仓并安装多级泵排水(或大功率潜水泵)。
3、轨道上山浅埋段(预计为前100米内),岩性不稳定且为软岩或堆积层,应根据情况使用临时支护,采取短掘短支、并用Φ42的无鏠钢管作为前探支护等形式;永久支护可采用砌碹或14号槽钢加锚网喷,具体支护形式可另行制定专门补充措施。
对岩性及稳定性都较好的地段按原设计图进行锚喷支护。
4、安装锚杆时采用YT28型风钻打眼,钻孔孔径为Φ28mm;锚固剂应根据巷道围岩情况采用水泥药卷(全长锚固时采用)或树脂药卷(岩性较好,端头锚固时采用)。
为了便于施工,锚杆施工时采用Φ89钢管搭设工作平台,平台高度和宽度以便于施工和保证安全为准,平台上方采用加工的钢管架铺设。
5、喷射砼采用在地面由JZC-350型滚筒搅拌机将原料搅拌成润料后,用V型翻斗矿车将砼运送到工作面附近平台,再由人工上铲的方式,转入砼喷射机进行喷射支护。
6、为确保施工安全,巷道围岩破碎时应增设临时支护,支护方式将根据实际情况现场确定。
临时支护到碛头的距离根据围岩情况确定,但最大不得超过4m。
8、巷道掘进经过特殊地质段(断层、溶洞、岩溶陷落柱等)及揭煤必须另行编制专门技术安全措施并经审核后执行。
四、爆破说明书
1、爆破器材
(1)煤矿乳化炸药,φ32mm,L=200mm,0.15kg/条;
(2)8号铜壳煤矿许用毫秒延期电雷管,1~5段(单发雷管全电阻4.3-6.3欧);
(3)φ0.5mm2铝芯胶皮线;
(4)φ1.13mm2(1mm2)两铜芯放炮母线,L=200m;
(5)MFD-200型矿用发爆器一台(最大外接电阻1220欧,脉冲电压冲值2900[换行]伏)。
2、爆破参数
1)炮眼深度
炮眼深度取1.5m。
2)炮眼直径
炮眼直径φ42mm。
3)周边眼不大于500mm,辅助眼不大于600mm。
3、炮眼布置及图表说明
1)工作面炮眼布置与岩石性质、结构、巷道断面形状、大小,炸药性能和装药量有关。
掘进工作面的炮眼,按其用途的不同分为掏槽眼、辅助眼和周边眼及底眼。
爆破顺序是:
先掏槽眼,其次辅助眼,最后周边眼及底眼,掏槽方式为楔型掏槽。
掏槽眼距为1600mm,辅助眼间距为600mm,周边眼间距均为500mm,底眼间距均为500mm。
2)详见附图:
轨道上山炮眼布置图
4、眼孔装药与炮泥。
(1)采用直接装药至眼底,封泥长度不小于0.5m。
(2)一律采用正向爆破的方法,即炸药和雷管的聚能穴方向一致且朝向眼底。
(3)炮泥制作,用粘土和砂子按1:
1的比例,搓成长度约L=100mm,直径约φ25mm的条状。
炮泥不宜太湿或太干,否则会降低爆破效果。
5、联线与起爆
(1)联线时必须将雷管脚线的接头刮净并扭结。
(2)放炮母线应临时敷设并悬挂在井筒无电缆侧。
电雷管与放炮母线联接前,先检查放炮母线是否带电,若带电必须及时查明原因,排除杂散电流。
(3)电雷管与电雷管连接后,在放炮前,为确保全断面起爆,可先利用电雷管导通表,检查电雷管网路是否导通。
(4)联线方式采用大串联,全断面一次起爆;启爆使用MFD-200型矿用发爆器。
五、各工序施工工艺:
详见施工工艺流程图。
六、劳动力组织及循环图表。
根据施工需要,配备齐全各工种熟练工,要求所有工人应熟练掌握施工操作技术、操作规程、质量标准和安全知识;根据施工准备期和井筒开工后的人员需求,组织精悍施工队伍,按工程进度需要及时进场。
为实现快速、优质、安全、高效施工目标,在施工组织上实行多工序平行、交叉作业,为使这种作业方式在有限的空间内有秩序按计划均衡地进行,必须坚持以工种岗位责任制为中心的组织方法,成立综合工程队,在施工中坚持正规循环作业。
1、成立综合工程队
根据本工程的特点,组织一个综合工程队,担负整个井筒施工任务,综合工程队包括若干个专业化班组。
(1)掘进班:
负责钻眼、爆破、碛头排矸等工作。
(2)成巷班:
负责拱架架设、钻锚杆眼、锚杆架设、巷道初喷及复喷成巷、水沟、梯步砌筑等工作。
(3)运输班:
负责矸石、材料提升运输工作。
(4)机电班:
负责绞车、压风机、耙斗机等机电设备的维护维修,风、水、电的正常供给,非标件的加工制作等工作。
(5)通风班:
负责巷道通风,瓦斯及其它有毒有害气体检测工作。
2、劳动力安排:
见各工种人员分配表。
3、正规循环作业
轨道上山施工的巷道掘进、打锚杆及出矸等均按“顺序”作业组织正规循环;喷浆、水沟及梯步浇筑与巷道掘进滞后一小段施工。
锚喷段(正常岩性)施工必须保证每次放炮后首先安装好当班锚杆,喷砼可采取“二掘一初喷,复喷滞后平行”,即每掘进2个小班进行一次初喷作业,复喷最多不得超过8个小班进行。
素喷砼段应该围岩稳定性较好,喷砼作业与碛头掘进可稍后同步平行施工,喷浆滞后碛头施工最多不能超过30米。
巷道掘进正规循环见《轨道上山掘进循环时间表》。
七、单位工程质量检查验收标准与质量控制
1、开挖
(1)、巷道掘进必须采用光面爆破,爆破后周边眼痕率不小于50%。
(2)、基岩一般巷道掘进,侧宽以中线到帮,-50mm-+200mm为合格,0-+200mm为优良;高度以腰线到顶板,-50mm-+200mm为合格,0-+200mm为优良;腰线到底板,-30mm-+200mm为合格,0-+200mm为优良。
(3)、水沟掘进允许偏差:
中心位置为-50mm-+100mm,宽度和深度为-30-+50mm
(4)、实行“定人、定位、定风钻”掘进岗位责任制。
2、砼水沟、台[换行]阶
(1)、斜巷台阶砼允许偏差:
长度、宽度、标高(腰线下)为±20mm,高度为±10mm,位置±30mm。
(2)、C10砼重量配合比=32.5R水泥:
砂:
碎石:
水=1:
2.6:
7.65:
0.8;(应送样试配)
(3)、搅拌机旁必须悬挂砼重量配合比牌板,施工时必须严格按配合比计量配料。
(4)、砼原材料必须用台秤称重,重量误差控制在3%以内。
砼原材料进入搅拌机后搅拌时间不得小于2分钟。
(5)、台阶和水沟砼每200m,必须通知监理工程师到场见证,随机取样1组150mm×150mm×150mm试压块。
试压块取样后必须在水池中养护14天,到28天期龄时应及时送样检验。
(6)、为确保工程质量,必须执行“班互检、队自检、矿部复检、监理工程师终检”制度。
3、锚喷
1)锚杆安装间距为800㎜×800㎜,锚杆允许偏差:
间排距为±100mm,孔深为0-+50m,角度不小于75°,尾端外露托板长度应小于50mm。
锚杆抗拔力不应小于设计的90%,锚杆托板安装应紧贴岩面。
安装锚杆前,必须对锚孔用Φ15mm的金属风管加压吹干净。
2)、C20喷射砼重量配合比=32.5R水泥:
砂:
瓜米石:
速凝剂:
水=1:
2:
2:
0.03:
0.45。
(应送样试配)
3)、每50m-80m喷射砼段,必须按规范随机取样1组试压块,试压块规格为100mm×100mm×100mm。
养护到28天期龄应及时送检,每次取样和送检时必须有监理工程师现场见证。
4)、喷射砼支护侧宽以中腰线检查,0-150mm为合格,0-100mm为优良,高度以腰线检查,0-150mm为合格,0-100mm为优良,喷射砼厚度打孔检查,不得小于设计厚度的90%,表面平整度应小于50mm,基础深度偏差小于10%。
5)、对基岩面灰尘、油污、风化腐蚀层的部分,采用高压水、风进行清洗,并根据地下水活动情况对渗水、漏水和涌水部位进行防水处理。
6)、每次喷射前应首先将高压风打开,将管中残液、残渣吹出,然后先行通水再均匀连续上料,并始终保持进料中有一定的混合料。
喷射作业一般工作风压,喷边墙时0.27~0.4Mpa,喷嘴距受面的垂直距离一班为0.6~1.2m之间,并垂直岩面,喷手应根据风压的大小和料速到达喷面的扩散程度,及时调整喷射距离。
八、顶板管理及探放水制度
顶板管理制度
井巷工程顶板事故为煤矿掘进多发事故,也是我矿基建时期安全工作的主要威胁。
煤矿巷道掘进顶板事故的主要表现形式有开挖后顶帮的悬矸、危石掉落,有矿压地段及地质构造地段出现顶帮松动冒落坍塌等。
为确保我矿轨道上山施工安全,加强巷道顶板管理及支护工作,特制定本制度。
1、严格执行“敲帮问顶”制度,进班前,当班班长和安全员必须对工作面安全情况进行全面检查,清除顶帮悬矸、危石,确认无危险后其他人员方能进入工作面。
2、施工中应加强观测,随时注意围岩的变化情况,判断围岩节理、层理发育方向,断层、裂隙走向,接触面填充物的性质,涌水量,喷砼是否产生裂隙、剥落和剪切破坏等,是否可能发生冒顶。
当围岩变形有可能发生冒顶或喷砼产生较大剪切破坏时必须停止工作,采取支护措施进行围岩加固。
3、每班放炮后、进班前须指定专人负责找顶工作,找顶[换行]工应由两名具有丰富经验的人员担任,一人敲帮问顶,一人观察顶板和退路。
敲帮问顶人员应站在安全地点,观察人员应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。
4、每个工作人员应随时检查工作地点的顶板、支护等情况,发现险情必须立即采取措施;险情未排除前,班组长和安全员不得离开现场。
5、敲帮问顶应从完好支护的地点开始,由里向外,先顶部后两帮依次进行,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入;在敲帮问顶过程中严防岩石顺杆下滑伤人,顶帮遇到大块危岩里,应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理敲帮问顶,不得强挖硬刨。
6、围岩破碎段施工时,每班均应设专人观测围岩并随时进行敲帮问顶工作,同时采取必要的临时支护措施,确保顶板安全。
7、除破碎和松软岩层外,所有巷道的掘进都必须采用光面爆破,以减小对围岩的扰动和破坏,提高围岩自身的承载能力。
8、过松软破碎带、过断层、老空、溶洞等,都必须根据具体情况编制专项支护措施,严禁空顶作业。
9、打锚杆、喷砼前,必须先行敲帮问顶,将巷道悬矸危石清理干净进行临时支护后,方可进行锚喷作业。
10、制定合理的“控顶距离”,空顶距必须符合作业规程的规定,搞好掘支平衡。
放炮前,临时支护、锚杆距碛头必须小于0.2米,放炮后,锚杆距碛头的距离不得大于2米,临时支护必须及时跟上,岩石暴露后,必须在8小时内打好锚杆;在打锚杆时,必须边打眼边安装锚杆,严禁将眼打齐(或多根)后再安装锚杆;每2个循环必须进行初喷,复喷必须跟拢扒渣机;局部岩石较破碎地带必须挂网并立即初喷,具体由现场管理人员确定。
11、爆破前必须对靠近掘进工作面10m内的临时支护的进行加固,爆破后对损坏的临时支护必须及时进行修复。
12、顶板管理制度由值班队长及当班安全员负责监督执行。
13、临时支护地段应准备足够数量的木料、钢材及排柴备用。
14、锚杆安装时,搅拌时间不得少于30秒,20分钟后才能安装托板,并用强力扳手拧紧螺丝固定。
15、锚杆必须按规定做拉力试验并作好记录,对喷体必须做厚度和强度检查并留档备查,在做锚固力试验时,必须有安全措施。
探放水制度
1、透水预兆
(1)挂红、挂汗;
(2)空气变冷、出现雾气;
(3)水叫、水吼,顶板淋水加大;
(4)煤岩松软、片帮、来压;
(5)钻孔中水压增大,有顶钻、卡钻现象;
(6)底鼓、渗水,水色发浑、有臭味。
2、施工方案
采取“先探后掘和长探短掘”的方案施工。
轨道上山探水方案以5米钎探为主,MYZ——75钻机配Φ50钻杆探水为辅。
3、安全技术措施
1)组织施工人员认真学习探防水安全技术措施,并在施工中严格执行;
2)必须按照“先探后掘、长探短掘”的原则组织施工。
掘进前必须先施作超前探眼,探明前方岩体无透水危害后,方能向前掘进。
做到不探明不掘进。
3)每次超前探眼控制的岩柱(超前距),在爆破后留下的应不低于3米。
4)探眼施作时施工队应派专人现场值班,发现异常情况,及时向调度室和分管领导汇报;矿级领导和技术人员应经常深入现场指导探防水工作。
5)发现透水预兆时,必须立即停止施工,撤出所有人员至安全地点(井外),并及时将情况报告矿长和总工,待查明原因并确定可行方案后方可继续施工;
6)施工中发现顶钻、卡钻、涌水增大等异常现象时,必须立即停止掘进,固定钻杆,不得拨出钻杆,及时将情况报告矿级值班领导,并派专人监测水情。
如发现情况紧急,必须立即撤出所有人员至地面[换行]安全位置,另行制定探测方案处理;
7)使用探水钻钻进前,必须对巷道进行支护加固;安好孔口管和控制闸阀,进行耐压试验,达到2MPa受压标准后,方可施钻;施钻过程中,探水钻后面和钻进手把活动范围内不得站人,防止高压水和手把伤人。
8)钻孔内压力、流量很大时,应将钻杆固定,经研究和判断,再行确定放水措施。
9)探水设备电器应采用防爆设备。
10)加强通风管理,加强工作面瓦斯检测。
11)地质人员必须对掘进工作面水文地质资料进行详细收集、调查和整理,加强地质预测预报。
附:
探眼布置
九、提升设备及斜坡提升安全
一)绞车选型
提升绞车选用一台JTKB-1.2×1.0W型矿用防爆绞车,该绞车主要是为出矸、下放和材料设备的提升,提升最大距离为693m;配用钢丝绳直d=18.5mm。
(一)校验依据
1、提升能力:
每班掘进进尺1米,每班出矸9.1m3×2.6吨/m3=23.6吨
2、提升方式:
单钩串车提升。
3、提升巷道最大斜长、倾角;655m,β=25°。
4、提升容器:
MGC1.0-6A型固定式矿车,容积1.0m3,矿车自重592kg。
5、工作制度:
每天提升3班,每班提升6小时。
6、钢丝绳安全系数:
专为升降物料时Ma≥6.5。
7、矸石的松散容重:
矸石容重1.8t/m3。
(二)设备校验
1、计算提升循环时间
上部为一平车场,最远提升距离655m(至轨道上山下落平点),绞车绳速取2.0m/s,装、御一次计划用时120s。
最远时一次提升循环时间T=655÷2.0×2+120=775s
2、按产量要求一次提升量
每班绞车可提升次数:
6小时×3600秒/小时÷775秒/次=27.9次
正常提升率按80﹪计,则一班可正常提升矸石22次
根据每班必须出矸23.6吨,则每次提升量为:
23600÷22=1073kg。
经计算,Q=1073kg。
3、一次提升串车数:
式中:
n1——一次串车数量;
Q——按产量要求一次提升量,Q=1073kg;
m1——矿车载重量,m1=容积×装满系数=1000kg。
经计算,n1=1.07辆,取2辆。
即:
工作面最远距离时每次提升矸石时需连接矿车2辆,方能完成生产任务,JTKD-1.2×1.0W型绞车技术参数见下表
式中:
mp——钢丝绳单位长度质量,kg/m
——钢丝绳抗拉强度,1570MPa;
ma——钢丝绳安全系数,按《煤矿安全规程》第400条,专为升降物料时ma=6.5。
L——提升长度,L=655m;
f2——钢丝绳运行阻力系数,取f2=0.25;
m1——--矿车载重量,1000Kg
m2——--矿车自重,592Kg
β—-巷道倾角,250
f1——矿车阻力系数,0.015
经计算,mp=0.53kg/m
钢丝绳选用6×19S+FC-16.0-1570型,钢绳m'p=0.944kg/m。
钢丝绳破断拉力和Qp=149.688kN。
[换行]5、作用在绞车上的最大静张力
式中:
QP——钢丝破断拉力总和,Qp=149.688kN;
Fjmax——作用在绞车上的最大静张力,kN;
经计算,ma=10.4>6.5。
所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。
7、按最大静张力来确定绞车的提升负荷
即:
Fjmax≤绞车的最大静张力额定值
经计算Fjmax为14.40kN,选用绞车的最大静张力30kN>14.40kN。
通过以上计算,无论是绞车最大静张力、钢丝绳的破断拉力、安全系数和提升任务均能满足要求。
二)提升安全
斜坡提升事故也是煤矿常见的安全事故之一,为了搞好我矿轨道上山施工期间安全生产工作,确保上山运输安全,必须加强斜坡提升安全管理:
1、每班到岗后,信号工必须详细检查防跑车和跑车防护装置、连接装置、绳头以及各种使用工具是否完好、齐全、灵敏可靠,并查看钩头15米内的钢丝绳是否有打结、压伤、死弯等安全隐患;绞车工开车前应对绞车进行详细检查,主要检查绞车各部份联接、紧固情况,操作机构是否灵活,各保护装置的动作是否可靠,刹车系统是否完好,发现问题不得带病运行并立即报告,不符合要求时严禁提升。
2、上提、下放车辆必须使用保护绳,使用专用插销,插销与矿车连接必须闭锁。
矿车联接装置、链环、插销等在使用前和使用后每年必须做不低于二倍最大提升重量的静载试验。
3、提升信号的设置,必须声光齐全,通讯设备可靠。
遇故障,立即报告检修。
提升信号规定:
一停、二上、三下、四慢上、五慢下,突发事故打乱铃。
4、严格执行“行人不行车,行车不行人、不作业”的规定。
5、上部车场的阻车器必须经常处于常闭状态,放车时方能打开;变坡点下方约大于一列车(
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