+1100m21#煤运输大巷掘进作业规程.docx

+1100m21#煤运输大巷掘进作业规程.docx

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+1100m21#煤运输大巷掘进作业规程

织金县三甲煤矿有限公司

+1100运输改造大巷

掘进作业规程

编号：

[2013]02号

工作面名称：

+1100运输改造大巷

编制人：

施工负责人：

编制时间：

2013年1月28日

作业规程及安全技术措施会审

会审意见：

会审时间

会审地点

主持人

记录人

参加会审人员签字

职　　务

签　　名

日　　期　

矿　长

工程师

安全矿长

生产矿长

机电矿长

规程及措施贯彻签字表

规程及措施名称

贯彻人

贯彻地点

贯彻时间

参加学习人员签字

第一章概况………………………………………………………………1

第二章施工方法与工艺…………………………………………………2

第三章断面形状、支护方式及质量要求………………………………4

第四章劳动组织及正规循环作业图表…………………………………5

第五章主要生产及通风系统……………………………………………6

第六章工作面通风………………………………………………………7

第七章安全技术措施……………………………………………………8

第八章避灾路线…………………………………………………………17

第九章规程审批贯彻情况………………………………………………18

第一章概况

一、工程概况

为完善21#煤层的生产系统，21#煤层的运输与主井皮带运输直接连接，安排在21#回风下山上部车场绕4点按142°14′19″方位掘进48.3米，然后按200°52′7″方位掘进509米与主井变坡点硐室贯穿。

巷道平面布置示意图（附图）

二、地质概况

该巷道区域构造较为简单，无大的对采面造成严重影响的地质构造，水文地质条件较简单，地面无大型水体，掘进区域内无岩溶、老窑积水及断层导水带等，主要以砂岩裂隙水为主，涌水量较小。

三、瓦斯、煤尘及自然发火情况

据2010年瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯相对涌出量为61.43m3/T，矿井绝对瓦斯涌出量为18.0m3/分，属高瓦斯矿井。

自然发火倾向性及煤尘爆炸性：

矿井所开采煤层的自燃倾向性为Ⅲ级，不易自燃，煤尘无爆炸性。

四、顶底板岩性

巷道掘进与矿井地层走向斜交，起始于21#煤层底板，为龙潭煤组中段，岩性以碎屑岩为主，煤层次之，间夹泥岩及菱铁岩。

再穿过龙潭煤组下段，岩性为泥质砂岩、碳酸岩及煤。

煤层综合柱状图

第二章：

施工方法与工艺

一、施工方法

1、采取单巷掘进，21#回风下山上部车场（绕）4测点按142°14′19″方位掘进21#煤单轨大巷48.3米，然后按200°52′7″方位掘进509米+1100m机规合一大巷与主井变坡点硐室贯穿，巷道坡度为3‰。

2、巷道按测量人员给定的中、腰线施工。

3、主要工序：

打眼、风力洗孔、装药、连线、放炮、通风排烟、洒水降尘、敲帮问顶、临时支护、人工耙碴、支护等。

二、爆破说明书

二、爆破说明书

（一）钻眼爆破说明

1、钻眼机具：

采用YT24型风钻打眼，风钻耗风量≤4m3／分，用风镐修整巷道、挖柱窝。

2、炮眼布置方式：

掏槽眼：

采用水平楔形掏槽，掏槽眼4个，间距800×600mm，眼深1.6m,辅助眼4个，掏槽眼与帮眼之间，两边各2个，眼深1.5米，顶眼7个，间距550m,眼深1.6m，帮眼4个，两帮各2个，间距550m,眼深1.5m，底眼7个，间距550m,眼深1.5m

附：

炮眼布置图（附图）

.

3、爆破器材：

采用1～5段毫秒延期电雷管（延时不超过130毫秒），3#煤矿许用炸药，采用MFB－200型电容式发爆器启爆。

4、装药起爆顺序：

采用正向装药，装药顺序是炸药、水炮泥，最后用黄泥封孔；连线方式：

串联。

全断面一次启爆，起爆顺序:

掏槽眼→辅助眼→帮眼→顶眼→底眼

（二）爆破参数表

炮眼

编号

炮眼

名称

炮眼深度（m）

角度

装药量

联线方式

起爆顺序

水平

垂直

支/眼

合计（kg）

1～4

掏槽眼

1.60

81°

0°

2.5

2.0

串

联

1

23～26

辅助眼

1.50

0°

0°

2

1.6

2

5～8

帮眼

1.50

84°

0°

2

1.6

3

9～15

顶眼

1.50

0°

+6°

1.5

2.1

4

16～22

底眼

1.50

0°

-4°

2.5

3.5

5

合计

39.4

10.8

（三）预期爆破效果表

序号

名称

单位

数量

1

炮眼利用率

%

95

2

循环进度

m

1.40

3

循环炮眼长度

m

39.4

4

每循环炸药消耗

kg

10.8

5

每循环雷管消耗

发

26

6

每米进尺炸药消耗

kg/m

7.71

7

每米进尺雷管消耗

发/m

18.57

第三章：

断面形状、支护方式及质量要求

一、断面形状、支护方式、支护规格

断面形状:

缺圆拱形。

支护规格：

+1100m改造单轨大巷规格为：

净高2500mm、净宽2700mm；其巷道断面积为：

S净=6.75m2,S掘=7.54m2；

+1100m改造机轨合一大巷规格为：

净高2500mm、净宽3600mm；其巷道断面积为：

S净=9.0m2,S掘=9.88m2；

支护方式：

锚杆、挂网及喷浆（扁铁托梁）支护。

二、质量要求

1、巷道必须严格按中线施工，中线至任何一帮的误差不得超过+100mm，不得出现负误差。

2、净宽、净高必须符合设计要求，误差不得超过+150mm，不得出现负误差。

3、锚杆规格为:

Φ18㎜、L1800㎜；锚杆间距见支护规格图，排距800㎜，喷浆厚度≥70㎜。

巷道拱顶及两帮挂全网（铁丝菱形），网格规格为40×40㎜。

4、锚杆支护质量要求：

（1）打锚杆之前必须先进行敲帮问顶，清除顶帮松动煤矸，严禁将锚杆打在松动煤矸上。

（2）锚杆必须成组、成排布置，上好扁铁托梁及凸形托板（两帮及巷道两角锚杆仅上凸形托板，不上扁铁托梁），用锚杆钻机上紧紧固螺帽并使紧固螺帽紧贴凸形托板锁紧锚杆。

（3）锚杆排距为800㎜，间距以设计支护规格图所标尺寸为准，允许误差±50㎜；顶板锚杆必须打在扁铁托梁孔内，不得打在托梁孔外或出现单根布置。

（4）锚杆必须垂直巷道顶板或巷道轮廓线布置。

（5）成排锚杆必须垂直巷道中心线，不得与巷道中心线斜交或平行。

（6）每根锚杆孔内放入锚固剂2～3节。

（7）用锚杆钻机将锚杆慢慢旋转进入锚杆孔内，并将锚固剂充分搅拌，搅拌时间不低于40s。

（8）每根锚杆内端头必须进入孔底，锚杆外端头外露长度不得超过100㎜，不得小于40㎜。

5、巷道周边挂全网，网间搭接≮100㎜，并用14#铁丝绑扎牢靠。

6、每排拱顶锚杆安装时应加上扁铁托梁，加强支护强度及托好附：

支护断面图：

（附图）

第四章：

劳动组织及作业循环图表

一、作业方式

采用“三·八”制,作业方式为“两掘一喷”,每班成巷进尺1.4m每天成巷进尺2.6m,月生产时间按25天计，月成巷进尺为65m。

二、正规循环图表

三、劳动组织

工种

班次

班长

大工

出煤（矸）及推车

放炮员

合计

掘进班

1

1

4

1

7

第五章：

主要生产及通风系统

一、运输系统

（一）出煤（矸）

垱头碴→21#煤回风平巷→21#煤运输下山上部车场→21#煤进料巷→副井下部车场→副井→地面

（二）进料：

地面→副井→副井车场→21#煤进料巷→21#煤运输下山上部车场→21#煤回风平巷→垱头

二、通风系统

（一）新风

地面→副井井筒→副井石门局扇→掘进工作面

（二）乏风

垱头→21#煤回风平巷→21#煤专用回风上山→一盘区回风上山→风井→地面

三、供电系统

地面变电所→副井→副井车场→副井石门中央变电所→副井石门→21#煤进料绕道→21#煤回风平巷→用电点

四、压风系统

地面空压机→地面→副井→副井车场→21#煤进料巷绕道→21#煤回风平巷→垱头

五、防尘供水系统

地面高位水池→地面→副井→副井车场→21#煤进料巷绕道→21#煤回风平巷→垱头

（附：

主要生产系统图）

第六章主要技术经济指标

主要技术经济指标

序号

项目

单位

指标

备注

1

巷道长度

m

509

2

巷道毛断面

m2

9．88

3

在册人数

人

23

4

出勤人数

人

21

5

出勤率

%

95

6

循环进度

m

1.4

7

日进尺

m

2.6

8

月进尺

m

65

25d/月

9

单位材料定额

元/m

10

炸药定额

kg/m

7.71

11

雷管定额

发/m

18.57

12

支架定额

架/m

1.43

第七章：

工作面通风

一、通风方式

采用压入式通风，由局扇将新风送入迎头。

二、风量计算

1、按工作面同时作业的最多人数计算

Q=4·N=4×15=60m3/min

4—为每人每分钟需要4m3的空气。

N—掘进工作面同时作业最多人数，取15人。

2、按每循环炸药量计算

Q=25·A=25×10.8≈270m3/min

每循环炸药量为10.8kg，

3、按瓦斯绝对涌出量计算

根据2010年瓦斯等级鉴定报告,矿井绝对瓦斯涌出量为18.0m3/min,掘进工作面瓦斯涌出量按占全矿井总涌出量的20%计算,则每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量q=18.0×20%÷4（鉴定时按4个掘进工作面进行的）=0.9m3/min。

则:

Q=100·q·K=100×0.9×1.15=104m3/min

式中:

q为该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/min）；

K为瓦斯涌出不均衡系数,炮掘工作面取1.15。

根据以上计算,风量取其最大值,即270m3/min。

4、风速验算：

V==270÷60÷9.88≈0.46m/s

0.25m/s＜V＜4m/s,符合《规程》第101条要求。

6、局扇及风筒选型

通过计算，决定选用南方煤机厂生产的FBCZ18/2×7.5对旋式风机,其风机参数为:

风量180～370m3/min、全压266～3500Pa、最高效率∩≥75%；采用Φ600㎜阻燃抗静电风筒，可以满足通风要求。

7、局扇安装

局扇安装在副井下部车场，局扇型号为FBCZ18,电机功率为2*7.5KW,局扇必须垫高0.30m以上。

附通风系统图

第八章：

安全技术措施

一、通风瓦斯管理

1、加强对瓦斯的认识，树立瓦斯事故是可以预防和避免的意识，还应树立瓦斯超限就是事故的理念。

把瓦斯管理作为矿井安全工作中的头等大事来抓。

2、加强瓦斯监测监控工作。

在工作面距垱头5m处安装瓦斯探头一个，在距回风口10～15m处安装瓦斯探头一个，对瓦斯变化情况实行全天候监测监控。

且与调度监控室主机联通并实时监控。

3、垱头配一名专职瓦检员，瓦检员每班必须对作业点进行瓦斯检查，每班至少检查三次，同时对作业点及回风流中的瓦斯浓度坚持巡回检查，严禁空班漏检或假检假报。

瓦检员必须认真填写好瓦斯检查记录手册、记录牌板、瓦斯日报表,并做到“三对口”。

4、该工作面内使用的电器设备必须安装瓦斯监测自动报警断电装置，并确保灵敏可靠，当瓦斯浓度达到0.8%，必须报警，当巷道内瓦斯浓度达到1.0%时，必须能自动切断巷道中一切动力电源。

5、瓦检员应经常关注瓦斯探头情况，看是否有人移动或人为损坏，探头显示的瓦斯浓度与光学瓦斯检查仪器检出的浓度是否相符，发现异常，及时报告调度监控室。

6、垱头使用的刮板运输机必须安装风电闭锁及瓦斯电闭锁。

7、风筒吊挂平、直、稳，破口及时修补，风筒出口距工作面的距离不大于5m，为了减少漏风，风筒采用单反边接头。

8、工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%，严禁爆破。

巷道中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止一切工作，切断电源、撤出人员、进行处理，并报告矿领导等待处理。

9、局部积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

10、临时停工，不得停风。

因特殊情况需要停风，应切断电源，设置栅栏，揭示警标。

警标内容“巷内无风，严禁入内”。

11、若因特殊原因，停电而引起停风，必须立即停止一切作业，撤出人员，局扇停风时，人员撤至副井车场，并立即报告调度室。

因停电停风导致瓦斯积聚时，瓦斯浓度在3%以下，由值班长按矿瓦斯排放规定现场排放瓦斯，瓦斯浓度超过3%以上时，执行矿编制的专门措施排放瓦斯。

二、爆破与火药管理

1、放炮员必须经过培训，并经考试合格方可担任放炮工作，并做到持证上岗。

2、坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。

3、爆破作业人员，严格按爆破说明书作业。

4、在掘进过程中，工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须分次装药、分次起爆，严禁一次装药分次起爆。

5、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内，并加锁。

严禁乱仍乱放，爆破材料箱放在顶板完好、支架完整、避开机械电气设备的地点。

爆破时必须把专用爆破材料箱放到警戒以外的安全地点。

6、炮眼必须用水炮泥和黄泥封孔，眼深小于0.6m时，禁止装药放炮；眼深为0.6m～1.0m时，封泥长度不小于炮眼深度的1/2，眼深超过1m时，封泥长度不小于0.5m。

附：

炮眼装药结构示意图

7、发现瞎炮严禁采用镐挖或硬拉，必须在离瞎炮0.3m处另打与其平行角度的炮眼重新装药放炮。

8、处理拒爆、残爆时必须在班长、组长指导下进行，并应在当班处理完毕，若未处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。

9、放炮母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧，用绝缘胶布包扎好，并悬挂好，避开易导电的物品。

10、发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人。

11、放炮站设在副井下部车场与21#进料绕道的三岔口处，放炮时放炮员应最后一个离开放炮地点,并沿途发出放炮警号（吹哨子）,放炮前必须将本掘进巷道、21#回风下山及21#煤轨道下山内的所有人员全部撤至副井下部车场21#进料绕道的两道防突风门外侧门（即靠副井车场一侧），放炮前当班班长、安全员必须指派专人在

（1）12103回风巷与运输下山交叉口、

（2）一盘区回风上山与11602回风巷交叉口处（靠下侧）（3）一盘区回风上山与11502回风巷交叉口处（靠下侧）派专人担任警戒并悬挂警示标志，回风流中禁止有人。

并禁止人员进入放炮警戒区域；放炮结束至少30分后，必须先由瓦检员沿途检查瓦斯，确认CH4浓度在1%以下及炮烟完全吹散后并由班长通知后，才可撤除警戒，作业人员方可进入作业地。

三、防突措施

1、我矿15#、16#、21#煤层在采矿允许范围以上标高经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2009年鉴定,无突出性危险。

巷道掘进过程中要掘穿23#、27#、28#煤层，为了避免地质构造影响，确保施工时作业人员的安全,仍必须采用防突措施。

2、巷道掘进掘露煤层必须按照突出煤层管理，石门揭煤必须按照“四位一体”的局部防突措施进行，石门揭煤措施较多，但根据我矿长期的石门揭煤的经验总结，石门揭煤采取如下措施：

施工超前排放钻孔

采取远距离爆破。

3、掘进揭煤时：

在距离煤层法线距离10m时必须用ZL-380或ZDY-340煤矿用坑道钻机至少打3个超前钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况。

在工作面距离煤层法线距离奇5～8m时，必须至少沿煤层倾向和走向均匀地布置2～3圈穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，控制范围达到石门周边外3～5m，并测定瓦斯压力或预测煤层突出危险性，形成足够的卸压和排放瓦斯范围，在设计要求的范围内，瓦斯压力全部降到0.74MPa以下。

为揭煤提供依据。

并利用其中3个钻孔检测钻屑解吸指标K1值。

在掘进迎头距离煤层法线距离1.5m时，工作面停止掘进，必须按远距离震动爆炮的要求布置炮眼。

4、当岩巷距煤层垂距不足5米且大于1.5米掘进时，为了防止岩巷误穿煤层，施工单位每班进尺前，必须在巷道底部正中间打一探测孔（2.0米），保证岩柱厚度不小于1.5米。

掘至距煤层垂距1.5米时，采取远距离震动爆炮揭开煤层。

5、震动放炮的每个炮眼深度必须以穿过煤层全厚为准。

6、每个炮眼内装设两个雷管并将其并联，每个雷管都必须经过导通试验。

7、放炮站设在副井下部车场21#绕道交叉口，震动放炮的母线采用截面积为10（㎜）2以上的铜芯阻燃电缆，采用80开关作启爆装置。

8、放炮前撤出本作业面、回风井内的所有人员，并在

（1）12103回风巷与运输下山交叉口、

（2）一盘区回风上山与11602回风巷交叉口处（靠下侧）（3）一盘区回风上山与11502回风巷交叉口处（靠下侧）派专人担任警戒并悬挂警示标志，禁止任何人员进入放炮警戒区域及震动放炮回风流所流经的巷道内。

9、在揭煤放炮前，必须将21#改造巷作业地点、21#煤回风下山上部车场、21#煤运输下山上部车场的动力电源断开，只有在揭穿煤层并确认无安全威胁的情况下才可恢复供电。

10、放炮只准一次合闸，严禁两次或多次合闸。

11、如遇启爆不成功时，必须至少等待30分钟后，方可由救护队队长（或队员）及当班安全（瓦检）员两人沿途检查线路，若因线路联接不良造成启爆不成功，可重新联线放炮。

12、放炮结束后，从瓦斯监控系统上观察放炮后的瓦斯情况，并至少等待30分钟之后，由震动放炮揭煤工作小组组长下达命令，方可由当班安全（瓦检）员、当班值班长沿进风巷进入到揭煤地点进行瓦斯检查，确认放炮后进、回风流中瓦斯浓度低于1%以下，并稳定30分钟后且无其他异常情况，再由震动放炮揭煤领导小组组长下达命令，恢复井下所停的动力电源、通知作业人员恢复作业。

13、若一次放炮未能揭露煤层全厚时，必须按上述安全技术措施重新组织进行远距离震动放炮揭煤，直到揭露煤层全厚。

四、顶板管理

1、作业前先做好敲帮问顶工作,排除浮矸险石,作业过程中指派专人观察顶板,发现异常情况及时处理。

2、放炮之后待炮烟吹散，在检查爆炮情况无危险后，由班长带大工先检查垱头的临时支护情况，放炮崩倒的支柱必须由外向内逐根扶好。

3、使用前探梁作临时支护，放炮后出碴前必须先将前探梁推至迎头并用长木板护好顶后人员方可进行作业。

5、临时支柱及时跟至迎头,严禁空顶作业。

6、每班必须在顶板打好锚杆挂好顶网和严格控制空顶距,空顶距超过规定时必须套棚,如遇地质构造顶板较破碎时，及时架棚，棚距为中－中500㎜。

7、支架架设必须迎山有劲符合要求,不合格支架及时返工。

8、控制顶板装药量，顶板装药量不得超过0.3㎏/眼。

五、防尘管理

1、所有作业人员必须佩戴防尘口罩，搞好个人防护。

2、用风钻打眼时，必须做到湿式打眼，打眼时先开水后开风，做到无水不开钻，严禁打干钻。

3、放炮后出矸（煤）前用防尘水管对矸（煤）进行洒水降尘。

4、防尘水管每50m开一个三通闸门，以便清洗巷中煤尘，每7天对巷道内进行一次洒水扫尘工作，并及时清理巷道中的粉尘。

5、坚持使用好水炮泥，未装水炮泥禁止放炮。

六、防火管理

1、作业人员严禁携带烟草、点火物品下井。

2、作业人员严禁穿化纤衣服下井。

3、废弃机油要用桶装好并带上井，严禁倒在井下。

4、必须使用阻燃电缆和抗静电阻燃风筒。

5、严禁敲打或撞击电气设备。

6、严禁在井下敲打、撞击和拆卸矿灯。

7、在开口时，应注意控制顶板，防止高冒，以防高冒区域煤层自然着火。

七、防水管理

1、对主井口防洪排水沟进行清理和修整，保证排水畅通。

2、保证井下排水沟畅通。

3、注意掌握透水予兆：

发现顶板淋水、增大、顶板来压、打钻时顶钻、出现雾气、水叫、煤壁挂红、挂汗，有嗅鸡蛋气味，顶板出现裂隙渗水等现象时，必须立即撤出人员，并报告矿调度室。

4、地质人员做好预测预报工作，做好防水工作，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。

5、电、钳工水泵工要及时做好排水设施的检查、维修和保养工作，确保排水设施完好。

应急时能立即排水。

附:

探放水布置图

八、跟主井底贯通安全技术措施

1、矿生产技术部测量人员及时测量上图。

2、距离贯通点10m时，必须采取多打眼、少装药，放小炮的方式掘进。

3、距离贯通点3m时，先用长钻杆探通（探眼内严禁装药），然后再打进尺炮眼（每眼深度≤2.0m），一次性放炮贯通。

如一次性未贯通而距离又小于1.2m时，严禁采用放炮方法贯通，必须采用手镐、风镐刨的方法贯通。

4、巷道贯通时矿技术人员必须在现场指挥，贯通后通风安全部必须派人及时停止局扇运转，同时在21#回风平巷设置永久风门，调整进风方向，保持矿井风流稳定。

5、距贯通点20米时放炮前，必须通知主井变坡点开皮带司机撤离，并用原木保护好皮带运输机头，安排人员在主井变坡点上主井方向50米处及运输石门皮带机尾设置好警戒。

九、耙装机使用管理

1、司机必须经过培训考试合格并持合格证上岗的专职人员或兼职人员担任。

2、开耙装机时，司机要精力集中，注意耙斗运行过程中的情况，一定使其平行于机身来回运行。

3、耙装机在工作时，耙斗运行范围内，不得有人站立停留或做其他工作。

司机必须经常检查钢丝绳、导向轮子、卡规器等安全设施的牢固情况，发现问题及时处理，操作按钮距耙装机操作位置不得超过0.5米，并上箱吊挂好，开关距耙装机不超过10米。

耙装机工作时必须有照明。

4、耙装机停止使用时必须及时停电，取下操纵把手。

耙装机操作一侧的安全间隙不少于0.7米，另一侧安全间隙不少于0.4米，且高度不低于1.8米，且风筒要挂在0.4米宽的一侧。

5、当耙斗出绳方向与耙装机的中心线方向夹角超过15°时，司机应站在出绳对侧操作。

6、司机操作时应避免两个操作手柄同时拉紧。

7、严禁用手或工具碰撞运行中的钢丝绳和牵引绳。

8、耙装过程中如遇耙斗受阻或负荷太大时不应使耙斗强行牵引，应将耙斗稍稍后退减载后再前行。

9、工作过程中，如有人必须从耙装机人形道侧通过时，应通知司机停机断电才能进入，待进入的人撤出后才准开机。

10、耙装机在曲线巷道中使用时，必须清理好机道，主绳和副绳都要设导向轮，制定专门措施，并有专人在安全出指挥和信号联系。

耙装机至转弯处时，要移动导向轮位置，把转弯处岩石耙至矿车内。

11、耙装完毕，应将两个操纵手柄放在松闸位置，然后卸下手柄，并置于工作台上，以防爆破时损坏，开关停电且闭锁。

12、耙装机作业开始前，瓦斯断电仪的传感器，必须悬挂在耙斗作业段的上方。

13、移动耙装机时，必须遵守以下规定：

（1）、必须使用小绞车牵引耙装机，并设专职信号工和小绞车司机。

（2）、移动耙装机前，，小绞车司机和机电维修工应