94221掘进工作面开口系统施工.docx

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94221掘进工作面开口系统施工

94221掘进工作面开口系统施工安全技术措施

根据生产计划，我队负责94221掘进工作面开口系统的掘进，为确保施工安全，特制定本措施。

一、现场概况：

94221开口系统开口位置位于94102西巷内西帮，距离94102西巷与94103巷交叉点34.9米，开口后向西掘进30米，再向南拐90°弯掘进94.7米与94219绕道贯通。

贯通后在94221开口位置掘进5米硐室方便后续开口掘进。

该巷道采用机组掘进，人工攉煤矸（或QZP-160型转载机）配合两部SGW-40型溜子的方式进行运输。

附图一：

施工平面示意图。

二、巷道技术特征、设计规格及支护形式：

1、施工该巷道时，沿巷道底板破顶掘进。

2、开口系统巷道断面：

毛宽4.0m、毛高2.2m、毛断面8.8m²；净宽3.8m、净高2.1m、净断面7.98m²。

3、94221皮带机头断面：

毛宽5.6m、毛高2.4m、毛断面13.44m²；净宽5.4m、净高2.3m、净断面12.42m²。

附图二：

开口系统巷道断面示意图。

附图三：

94221皮带机头断面支护示意图

4、顶、帮永久支护形式：

4.1顶、帮支护：

开口系统顶部采用螺纹钢锚杆、锚索、金属钢筋托梁联合支护的方式，顶板破碎段加挂金属网；每排4根锚杆，锚杆间距为1200mm（1100mm），排距为1200mm；开口系统帮部采用螺纹钢锚杆、塑料网、金属钢筋托梁联合支护的方式；每帮每排2根锚杆，锚杆间距为1400mm，排距为1200mm，起锚高度为400mm。

4.294221皮带机头硐室采用螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式。

顶部每排6根锚杆，锚杆间距为1000mm，排距为1000mm；每帮每排3根锚杆，锚杆间距为900mm，排距为1000mm，起锚高度为300mm。

4.3锚固方式：

顶锚杆采用树脂加长锚固，钻孔直径为28mm，采用两支锚固剂，一支规格为MSK2335，另一支规格为MSZ2360，锚固长度为1308mm，锚固力为100KN，预紧力矩为200N.M；锚索采用树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为MSK2335，两支规格为MSZ2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1486mm，预紧力为150KN；帮锚杆采用树脂加长锚固，钻孔直径为28mm（29mm），采用一支锚固剂，规格为MSZ2360，锚固长度为867mm（719mm），锚固力为85KN，预紧力矩为150N.M。

4.4开口系统巷道每隔3.6米沿巷道中心线打注一根Φ15.24×5300mm的钢筋绞线锚索；94221皮带机头硐室沿巷道中心线，在中心线两侧距中心线1000mm布置锚索，锚索排距2000mm。

4.5巷道最下一根帮锚高度超过700mm进行补打，补打高度与设计一致；帮锚可滞后一排进行支护。

5、在巷道开口处各均匀打注5.3米锚索各2根（94221开口硐室布置3根锚索），对交叉点进行加强支护。

附图四：

锁口锚索处支护示意图。

三、施工方法：

1、采用综掘机掘进，人工攉煤矸（转载机）至SGW-40型溜子的方式进行运输。

2、掘支工艺：

交接班→延长溜子→割、装、运煤（备料）→临时支护→永久支护→铲、清煤→验收。

安全检查（敲帮问顶）

2.1打注锚杆施工工艺：

安全检查（敲帮问顶）→临时支护（顶板破碎上金属网）→标眼位打眼→注锚杆、上钢带、托盘→预紧锚杆→打注其它顶锚杆（顶锚杆时可以和滞后一排帮锚平行作业）

3、临时支护采用液压单体柱配合木板梁架棚临时支护。

巷道拐弯开口及施工硐室无法使用以上支护方式时，采用人工架棚方式进行临时支护。

3.1临时支护工艺：

退机组安全检查→安装拖梁器→上板梁人员撤至机组后方→机组将板梁托起至指定位置→在板梁两侧打起液压柱→机组降下切割臂退至永久支护下方→补全液压柱→进行永久支护→拆临时支护

3.2架设：

3.2.1巷道在完成一个循环进度，截割成形后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。

3.2.2由经验丰富的老工人站在永久支护下进行敲帮问顶，用穿枪找掉顶帮的危岩、活块。

3.2.3安装托梁器，人工将梁放在机组托梁器上，人员撤至机组后方2米外安全地点，由机组将板梁托起至指定位置，机组闭锁。

3.2.4由两组工人分别在板梁两端支设单体柱，单体柱必须达到规定的初撑力，机组落下切割头。

3.2.4.1单体柱与梁垂直架设，柱距梁头100mm左右，柱支设在实底，并与底板法线保持一定的迎山角度，（一般迎山角等于倾角的1/6至1/8，考虑巷道坡度，按1至2°的迎山角支设）。

3.2.4.2单体柱与梁交界处梁必须与顶板接实（可垫背板、木楔）

3.2.4.3棚梁支设位置：

开口系统巷道第一架棚距离永久支护最后一排锚杆900mm（±100mm），第二架棚距永久支护最后一排锚杆2100mm（±100mm）。

94221皮带机头第一架棚距离永久支护最后一排锚杆700mm（±100mm），第二架棚距永久支护最后一排锚杆1700mm（±100mm）。

3.2.4.4梁、柱间相互连锁。

为防止因液压柱漏液或其它因素造成棚梁翻倒伤人事故，棚梁临时支护架好后，由人工在架好的梁下方再打一根液压柱（后补液压柱尽量靠近梁端任一根液压柱），以达到一梁三柱的目的（柱内压强不小于3.8MPa）。

梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁。

3.2.5梁达到一梁三柱后，由外向里逐排打注顶、帮锚杆。

3.2.6顶锚杆支护好后，再由工人将梁两端液压柱卸载（两个人扶梁、两个人卸柱，先卸载中间的液压柱，再卸梁两端的液压柱），液压柱和梁拆除后，将梁、柱运至机组后方安全地点码放。

3.2.7在打注顶锚杆时可以和滞后一排帮锚平行作业。

3.2.8上顶网的临时支护工艺：

第一片顶网直接放在梁上由机组托起至指定位置，上第二、第三片及后续网片时，先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好，再由机组托住棚梁从网下方托起。

附图五：

开口系统液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图

附图六：

94221皮带机头硐室液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图

3.3巷道拐弯开口无法使用液压单体柱配合木板梁架棚临时支护时采用人工架棚进行临时支护,人工架棚进行临时支护区段内的顶钢带和板梁平行布置,锚杆间排距不变。

3.3.1人工架棚临时支护工艺：

退机组安全检查→敲帮问顶→人工将梁推至工作面→打液压柱→打注顶锚杆→拆临时支护→支护帮锚杆。

3.3.2棚梁架设：

3.3.2.1巷道在完成一个循环进度，截割成形后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源闭锁机组。

3.3.2.2由经验丰富的老工人站在永久支护下用穿枪找掉顶帮的危岩、活块，严格执行敲帮问顶制度。

3.3.2.3人工将3根板梁推入工作面1.5米（在施工94221皮带机头开口硐室时将4根板梁推入工作面2米进行临时支护）。

3.3.2.4分别在每根板梁A处各打一根液压柱，然后在B处各打一根液压柱，再在C处一根液压柱。

单体柱必须达到规定的初撑力（柱内压强不小于3.8Mpa）。

3.3.2.5单体柱与梁垂直架设，柱支设在实底，并与底板法线保持一定的迎山角度，（一般迎山角等于倾角的1/6至1/8，考虑巷道坡度，按1至2°的迎山角支设）。

3.3.2.6单体柱与梁交界处梁必须与顶板接实（可垫背板、道木块、木楔）

3.3.2.7梁支设位置：

开口系统拐弯开口梁间距1000mm（±300mm），梁距帮1000mm（±300mm）；第一次前探1500mm，第二次梁端距工作面200mm（±200mm）,柱距允许偏差±200mm。

94221皮带机头硐室开口梁间距1100mm、1200mm（±300mm），梁距帮1100mm（±300mm）；梁端距工作面500mm（±200mm）,柱距允许偏差±200mm。

3.3.2.8梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁。

3.3.2.9梁架好后，先打注靠近巷道内的两排顶锚杆。

3.3.2.10前两排顶板锚杆支护好后。

由工人将梁两端液压柱卸载（两个人扶梁、两个人卸柱，先卸载中间的液压柱，再卸梁两端的液压柱），重复3.3.2.2至3.3.2.8步骤进行二次临时支护。

3.3.2.11顶部锚杆全部支护到位后，拆除液压柱和梁进行帮部支护（液压柱和梁运至安全地点码放）。

3.3.2.12上顶网的临时支护工艺：

开口处顶部有网时，先将网铺开与开口处顶网连接，然后推进板梁，再打起液压柱；开口处顶部无网时，先将板梁推入工作面，然后将金属网推至板梁上方，再打液压柱。

附图七：

开口系统拐弯开口人工托梁临时支护示意图

附图八：

94221皮带机头硐室开口人工托梁临时支护示意图

3.6支护材料：

临时支护材料及规格：

板梁规格：

长3.4米，Ø180mm-200mm的红松半圆木；

单体液压柱：

DW-2.5/3.15型

永久支护使用材料及规格：

螺纹钢锚杆规格：

Φ=20mm；L=2000mm

锚杆托盘：

采用拱型高强度托盘，长×宽×厚=150×150×8（mm）。

锚索托盘：

长×宽×厚=300×300×15（mm）。

锚杆机钻头：

Φ=27mm、28mm

锚固剂：

K2335，Z2360

金属网规格：

4.6*1.2m

塑料网规格：

3.8*1.6m

钢筋托梁：

钢筋托梁直径为12mm，开口系统顶部钢筋托梁横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为1100mm（1200mm），长度为3500mm；帮部钢筋托梁横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为1400mm，长度为1500mm。

94221巷顶部钢筋托梁横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为1000mm，长度为5300mm；帮部钢筋托梁横向长筋间距为100mm,纵向短筋间距为900mm，长度为1900mm。

锚索规格：

Φ15.24mm，L=5300mm。

4、空顶距要求：

开口系统最大空顶距不大于2900mm，最小空顶距不大于500mm。

94221皮带机头硐室最大空顶距不大于2500mm，最小空顶距不大于500mm。

附图九：

开口系统最大和最小空顶距平面和剖面图。

附图十：

94221最大和最小空顶距平面和剖面图。

5、循环进度：

循环进度：

开口系统2.4米。

94221皮带机头硐室2米

6、工程质量标准：

巷道中线：

正式中线距工作面不得超过100m。

巷道净宽：

中线至任一帮合格为0—+100mm；

巷道净高：

合格为0—+200mm；

锚杆间、排距允许误差偏差为±100mm。

锚索间距误差不得超过设计值±100mm。

锚杆角度允许偏差不大于10°。

锚杆外露长度：

尾部螺纹部分外露长度不小于10mm，不大于40mm。

锚索外露：

锁具以外长度应控制在150mm--250mm。

锚网质量：

网与网之间搭接不小于200mm，联网间距不大于200mm，采用双股16#联网丝联接牢固，网片铺设要求拉直拉紧，紧贴围岩表面。

文明生产：

巷道内无淤泥，无积水，无杂物。

材料、设备码放整齐，备用材料码放在指定地点。

7、运输系统：

运煤路线：

工作面→联络巷→94103西巷→94103巷→5#煤仓。

运料路线：

地面→副立井→井底车场→西轨道运输巷→94101西巷→工作面。

8、顶板离层仪的安设距离和位置、监测方法和管理制度：

8.1顶板离层仪的安设距离：

在巷道开口处安设一个顶板LBK-3型顶板离层仪。

8.2顶板离层仪安装方法:

钻孔：

采用B19mm中空六方接长钻杆和Φ27mm的双翼钻头配合锚杆（索）钻机在巷道顶板中部位置钻孔，孔深控制在5000mm。

安装：

①深部基点，用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。

②浅部基点：

用安装杆推入浅部基点锚固器至2m处，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。

③孔口套管：

安装孔口套管，对准刻度，新浅部基点刻度坠与孔套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，将深部基点刻度坠与浅部基点刻度下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。

④调整初读数，内、外测筒都调整到10mm。

⑤记录初始读数。

8.2.1安装注意事项:

8.2.1.1顶板离层仪安装位置距迎头不大于1.5m（工作面爆破时，安装位置距迎头可适当调大），否则无法捕捉顶板离层的全过程。

8.2.1.2钢丝绳应事先盘好，推入锚固器要逐卷展开，以防纠缠打结。

8.2.1.3推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出。

8.2.1.4安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。

8.3观测方法:

顶板离层指示仪必须进行日常观察，观察数据必须由当班班长记录在监测牌板上，验收员验收合格后负责将观察数据填写在顶板离层仪小班监测数据表和锚杆支护巷道顶板离层仪观测数据周检表上，每次观察时，要轻微动下离层仪指示器，以防绣蚀卡阻离层仪，影响正常读数。

200米以内每班一次，200米以外未发现异常情况一周一次。

发现异常情况，及时汇报，采取措施。

8.4管理制度：

8.4.1顶板离层仪都必须挂监测牌板，挂在巷道行人侧，高度距底板不低于1.4m。

8.4.2其他人员观测顶板离层仪颜色变化（离层指示仪以红、黄、绿三种颜色表示离层松动的严重程度，绿色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动以达到警戒值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态），发现异常情况，要及时汇报，以便采取措施进行及时处理。

8.4.3队技术员根据监测数据每七天进行一次顶板情况分析，发现异常情况，要及时上报生产技术科室并采以措施，确保施工安全。

四、通风工作：

1、风量计算：

按晋煤集通字（2007）第116号文《晋城煤业集团矿井风量计算方法》执行。

1.1按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100q掘·K掘通=100×1.1×1.5=165（m3/min）

式中：

Q掘——掘进工作面需风量，m3/min；

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，为1.1m3/min；

K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，K掘通取1.5。

1.2按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：

按每人供风≮4m3/min计算：

Q掘>4×N>4×25>100（m3/min）

式中：

N——掘进工作面同时工作的最多人数，人。

1.3按每千克炸药供风≮25m3/min计算：

Q掘>25·A

>25×8

>200（m3/min）

式中：

A——一次爆破炸药最大用量，kg。

1.4局部通风机选型：

根据掘进工作面的需用风量（Q需）的大小选取相应型号的局部通风机，并符合下列要求：

nQ吸≥1.25Q需=1.25×200=250m3/min

式中:

Q吸——局部通风机吸风量，m3/min；

Q需——掘进工作面需风量，m3/min；

n——局部通风机台数（n=1）。

选择局部通风机：

DBKJN.6/2×30KW对旋式局部通风机，电机功率2×30KW；风机吸风量550m3/min。

1.5按局部通风机实际吸风量计算需要风量:

煤巷掘进：

Q掘=Q扇·Ii+60×0.25S（m3/min）

式中：

Q扇——局部通风机实际吸风量，m3/min。

安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，（Ii≤2）；

S——安设局部通风机所在巷道的净断面，m2。

（s=4.6*2.3=10.58m2）

安装风机的IX（西）4101巷需要风量为：

550+60×0.25×10.58=709m3/min

1.6按风速进行验算：

煤巷掘进最低风量：

Q掘>60×0.25S掘=60×0.25×7.98=120m3/min

Q掘=709m3/min>120m3/min

煤巷掘进最高风量：

Q掘<60×4S掘=60×4×7.98=1915m3/min

Q掘=709m3/min<1915m3/min

式中：

S掘——掘进工作面的净断面面积，m2。

（s=3.8*2.1=7.98m2）

计算结果比较,掘进工作面使用2×30KW风机能够满足使用和《煤矿安全规程》规定要求。

2、通风方式：

采用压入式通风，压入式风筒直径为800mm。

3、通风系统：

新鲜风流：

副立井→西轨道运输大巷/94103巷→94101西巷→工作面。

污风风流：

工作面→94102西巷→西一回风大巷→1#风井→地面。

4、选择通风机能力：

根据风量计算结果选择DBKJN.6/2×30KW对旋式局部通风机启动二级。

5、安装位置：

压风机及其开关安装在94101西巷内距联络巷大于10m的新鲜风流侧。

6、风筒出口距工作面位置：

6.1悬挂位置：

风筒悬挂在巷道右帮，距顶板高度不大于300mm，且距巷帮的距离不小于300mm处。

6.2连接方式：

风筒和风筒三通采用双反压边法。

6.3风筒规格：

压风筒规格：

φ800×10000mm胶质软风筒、φ800×5000mm胶质伸缩式风筒。

风筒三通规格：

入口φ800mm，出口φ800mm。

6.4压风筒出风口距工作面距离不大于8m。

6.5局部通风管理：

6.5.1风筒吊挂要平、直、紧、稳，做到逢环必挂。

6.5.2风筒间接口严密（手距接头0.1m处感觉不到漏风），无破口（末端20m除外）无反接头，要采用反压边。

6.5.3风筒在拐弯及通过通风设施时要设硬质风筒，不准拐死弯。

6.5.4局部通风机必须吊挂或垫高，离地高度大于0.3m。

7、其它：

7.1为保证通风的可靠性，本工作面采用“双风机双电源自动切换”“三专两闭锁”等。

7.2当1#风机停电停风后，可自动切换至2#风机，当1#风机来电后，由2#风机自动切换至1#风机运行。

附图十一：

通风系统示意图

五、监测监控工作：

1、94311开口系统巷，其安装二台监测仪、二台瓦斯传感器、四台开停传感器、一个馈电监测。

2、设备型号：

监测仪KJ65N-F型2台；瓦斯传感器GJC4/1002台；

设备开停传感器KGT9-A、B或E4个。

3、安设位置、报警、断电、复电设置：

瓦斯传感器应垂直悬挂、距顶板不得大于300mm、距巷壁不得小于200mm；

T1设在工作面不大于5米的位置，压风筒出口的另一侧；

T2设在本掘进巷道回风口10—15米处；

T1报警：

≥0.8%CH4断电：

≥1.2%CH4复电：

＜0.8%CH4

T2报警：

≥0.8%CH4断电：

≥0.8%CH4复电：

＜0.8%CH4

附图十二：

监测监控系统图

4、断电范围：

T1、T2：

开口系统巷道内全部非本质安全型电气设备；

附图十三：

断电系统示意图

六、供电系统：

1、供电路线：

动力：

94101西联络斜巷移变硐室移变—94101西巷—工作面；

1#风机：

西区变电所321#高开—94101西联络斜巷移变硐室移变——94101西巷——工作面；

2#风机：

西区变电所320#高开—94101西联络巷斜移变硐室移变——94101西巷—工作面。

2、动力供电电压：

1140V；风机供电电压：

660V。

3、电缆敷设：

电缆敷设在巷道的左帮，距底板不小于1.8m，悬挂点间距1.2m，并成一直线。

附图十四：

供电系统示意图

7、供风、供水、供液、排水系统：

1、该巷掘进所需高压风、水，由94103巷高压风水管三通接出到工作面，分别用2寸管路向各转载点及掘进机、锚杆机等供风供水。

2、在开口系统巷工作面安装一台BMZ型风动隔膜水泵（15KW大功率水泵）用108mm管路接至四区临时水仓。

3、供风风压不小于0.5Mpa；供水压力不小于1.5Mpa。

4、管路敷设：

排水管路（规格：

108mm钢管）敷设在巷道的右帮，紧靠煤帮平摆于底板上。

5、工作面由一台BZRP20/15-1型乳化液泵站提供高压液体，泵站压力不小于3.8MPa，乳化液浓度1-3%。

泵站随工作面掘进向前移动。

八、四大系统

1、94311开口系统，安装读卡器一台、电话二部，压风自救装置3个，截流阀6个

2、设备型号

读卡器型号：

KJF210A电话型号：

KTH15压风自救器型号：

ZYJ（C）

3、设备安装位置

读卡器安装在开口系统巷道内，距巷口15米处。

电话安装在地沟溜机头和工作面。

供水截流阀由每50米一个三通接出。

压风自救装置安装在距工作面25--40米；并在巷道内每100米安装一个球阀。

4、每班班长要对五大系统运行情况进行检查，如有异常及时向上反应。

5、每班班长要保证压风自救系统、供水施救系统、通讯系统的设备完好及正常运行。

6、工作面所有人员必须掌握压风自救装置、供水施救系统、通讯系统如何使用，并有保护五大系统完好、正常运行的责任。

附图十五：

人员定位、通讯、压风自救、供水施救应急系统图

九、危害辩识：

危害事件（可能的事故）

危险源（事故原因或隐患现状）描述

管理策划

顶板事故

①未对顶板“敲帮问顶”

严格执行“敲帮问顶”制度

②未按规定使用临时支护

必须按规定使用临时支护

未对开口处加强支护

开口处打锚索加强支护

液压柱及梁倒伤人

机组撞倒液压柱

机组前进后退要注意撞液压柱

液压柱倾倒

液压柱与板梁连锁，一梁三柱

液压柱坏、支撑无效

液压柱支撑有效

梁倒伤人

梁与液压柱必须联锁

人员摔伤

抬棚梁时不小心受伤

抬棚梁时要同肩同放

爆破伤人

警戒不到位

严格按爆破警戒点布置警戒

未按规定装配药卷

按规定装配药卷

十、安全技术措施：

1、巷道开口处打注两根锚索加强支护。

2、施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度，发现问题及时处理。

3、打注锚杆时的安全技术措施：

3.1钻孔前，必须进行安全检查，保证顶板在稳定的情况下，进行施工作业。

3.2锚杆钻机禁止平置底板，以防一旦通气或误操作后突然伸出而造成伤害或设备损坏。

3.3钻眼时，禁止用手握钻杆。

开钻打眼时，应扶稳钻机，钻进中不要一直加大气腿推力，以免因推力不均匀降低钻孔速度，造成卡钎、断钎、顶弯钻杆等事故；钻机加载或卸载时，会出现反扭矩，要把稳手把，严禁突然加（卸）载，操作者必须注意站位，合理握好手把；钻机回落时，手不要扶在气腿上，以免造成伤害。

3.4打眼必须采用湿式打眼，严禁干打眼。

3.5每道工序都必须经过当班安检工、班组长的检查验收后，方可进行下一道工序。

3.6安检工现场监督检查，发现“三违”立即制止。

4、临时支护安全技术要求

4.1机组司机在临时支护未结束前不得离开操作岗位。

4.2架设临时支护时，机组司机要注意机组两侧的单体柱，以防撞到单体柱板梁伤人。

4.3机组架设板梁过程中前进、后退时机组前后左右不得有人。

人员撤离至机组（转载机）后2米以外。

4.4临时支护结束后机组退至永久支护下方，切割头落地闭锁。

机组隔离开关打到零位。

5、液压柱使用安全技术措施

5.1打柱前，要认真进行安全检查，重点检查单体液压柱的完好情况、检查高压管之间的连接情况和高压管与液枪的连接情况（“U”型卡是否到位）（泵站压力不小于3.8Mpa），确认无误后再操作。

5.2打柱时至少有二人配合作业，一人扶稳柱，一人负责注液，注液或卸载时，枪口不准对准人（工作面至少准备两个液枪）。

5.3操作人员要集中注意力，注液时，要匀速进行。

5.4严禁使用条丝代替“U”型卡使用。

5.5注意检查液压支柱的牢固、漏液等情况，发现液压支柱出现卸漏液等现象要及时进行补液或更换，安全阀可靠有效。

5.6单体柱三用阀口朝向两侧煤帮。

5.7所有人员严禁从切割