96305工作面回采作业规程.docx
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96305工作面回采作业规程
96301长壁工作面回采作业规程
第一章概况
第一节采煤工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
96301工作面井下位于六采区东翼第一区段，距六采区煤仓105m，地面位于小河西村北部,地表为丘陵耕地。
二、开采范围：
工作面运输顺槽长310m，回风顺槽340m，切眼长度100m。
停采线位于距六采区运输巷30m处，工作面推进长度280m。
三、采煤工作面的四邻关系
北部为东轨道大巷保安煤柱，南部为96302工作面（已采），西部为六采区运输巷，东部为一正断层。
四、回采对地面的影响
工作面井下标高+710～+715m，地面标高+800～+815m，覆盖层厚度90～100m。
工作面上部为农田无重要建筑物。
回采后预计地表最大下沉量为600mm，对地表将造成一定裂缝和塌陷。
第二节煤层
一、煤层厚度
该工作面煤层厚度变化比较稳定，根据上、下顺槽和开切眼情况推断，工作面煤层平均厚度1.7m。
二、煤层产状
煤层走向10°～30°，倾向90°～120°，倾角2°～4°。
三、煤层结构
该工作面属稳定性煤层，煤层内普遍含有一层0.01～0.03m厚的夹矸，夹矸距底板平均厚度1.0m。
仅断层附近煤层层理相对紊乱，但对回采影响不大，煤层容重1.45T/m3。
四、煤质
为无烟煤二号（WY2），黑色、块状、致密性较脆，煤岩组份为半亮型。
为低中灰，中低、中高硫，特低磷，特高发热量，是优质发电和其它民用、工业用煤。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板
直接顶：
砂质泥岩，黑灰色，厚度1.55m页理发育,含云母片。
局部为灰岩,厚度0.5m。
老顶：
细粒砂岩，以长石、石英为主，含少量云母片，比较坚硬，含黑色碎屑。
二、煤层底板
直接底：
砂质泥岩，黑灰色，厚4.70m，页理发育，含大量星散状黄铁矿，底部含煤线。
老底：
细砂岩、灰白色，厚1.85m，以长石、石英为主，含多量云母及黑色碎屑。
第四节地质构造
一、断层
在工作面顶端有一小型断层，落差1.7m，对回采有一定影响，在回采过断层时，要采取有效措施，加强顶板支护。
二、褶曲
该工作面地质构造为单斜构造，地层走向10°～30°，倾向90°～120°，倾角2°～4°。
第五节水文地质
本工作面水文地质条件简单。
充水源主要为上覆K5灰岩含水层下渗，地表无大的水体，充水源主要为上覆K5灰岩含水层下渗，根据96302工作面回采时的情况看，顶板局部淋水较大，对回采有一定影响。
该工作面无地质钻孔。
工作面涌水量：
正常涌水量1m3/h，最大涌水量5m3/h。
第六节影响回采的其他因素
瓦斯：
根据2005年度瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯相对涌出量为4.5m3/T，绝对涌出量为2.67m3/min。
属低瓦斯矿井。
煤尘：
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检测报告煤层无爆炸性。
自燃发火：
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检测报告9#煤层吸氧量为1.5337ml／g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
第七节可采储量及可采期
地质储量：
280×100×1.7×1.45＝69020T
可采储量：
69020×0.95＝65569T
可采期：
3.2个月
第二章采煤方法
该工作面平均厚度1.8m，煤层倾角2°～4°，顶板极易跨落，采用单一倾斜长壁采煤法。
第一节巷道布置
96306工作面运输顺槽与六采区运输巷呈90度夹角布置在煤层中，负责进风、运煤，行人，回风顺槽与六采区风巷呈90度夹角布置在煤层中，负责回风，运料，泵站安设在运输顺槽内。
两条顺槽都采用留顶破底的掘进方式，断面全部为梯形，采用红松圆木进行支护，支护间距1.5m，相临支架棚腿间采用上、下两根拉杆进行连接。
巷道断面特征：
上净宽2.8m，下净宽3.5m，净高1.8m，净断面积5.67m2。
附图一：
工作面巷道布置平面图
第二节采煤方法
96305工作面为长壁采煤工作面，采用采煤机落煤并装煤，工作面煤由工作面刮板运输机配合顺槽内胶带输送机运至六采区运输巷，经东胶带巷运至地面；风流经六采区运输巷进入运输顺槽冲洗工作面后经回风顺槽由六采区回风巷经东回风巷回至风井。
用XDY—IT2型悬移支架支护顶板，人工分段放顶，采用全部垮落法管理顶板。
一、工作面设备布置
附表一：
工作面设备布置一览表
二、采煤工艺
2.1破煤方式
工作面采用MG132/320—W型双滚筒采煤机，截深0.6m，割煤方式为双向割煤往返进两刀，进刀方式为割三角煤斜切进刀，每割一刀煤为一循环。
2.2装煤方式
采煤机螺旋滚筒配合挡煤板装煤，浮煤由工作面刮板输送机上的铲煤板配合人工攉煤装煤。
2.3运煤方式
工作面用刮板输送机运煤，运输顺槽内采用刮板输送机与胶带输送机相配合的方式运煤。
2.4顶板支护
采用XDY——IT2悬移支架支护顶板。
2.5顶板管理
采用全部垮落法管理顶板。
三、工艺流程
交接班检查——采煤机进刀——割煤——伸前探梁——移溜——移架放顶
3.1采煤机进刀,割煤
采煤机下行割煤至运输顺槽时，翻转挡煤板，随即上行，沿着输送机的弯曲段逐渐切入煤壁，直至达到规定的截深，然后将输送机弯曲段及机头推成直线，采煤机下行割三角煤，完成进刀工作。
随后即可上行正式割煤，割煤时前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤并装浮煤。
附图二：
采煤机上行割三角煤斜切进刀方式
附图三：
采煤机下行割三角煤斜切进刀方式
3.3伸前探梁
采煤机落煤后，及时将主、副梁上的前探梁伸出进行护顶，伸前探梁距采煤机滚筒不得小于5m。
3.4移溜
当采煤机滚筒没入煤壁达到预定深度后，自采煤机向机头方向移溜，待割完三角煤后，再上行割煤，进行追机移溜。
移机头时，要与机头附近的中部槽同时进行，移溜时，溜子的弯曲段长度不得小于20m，以防溜槽脱节，移溜时，移溜器间距不超7.5m，移溜落后采煤机20m，同时操作的移溜器不少于3个，移溜器的着力点采用并排支设的两根支柱（应有一定的倾斜角），移溜器保持与弯曲段溜子垂直，两头接触点用柱帽，木楔等木质物垫实以防滑脱，移溜器采用液压顶溜器或单体液压支柱。
3.5移架放顶
移架时采用主副架交错迈步向前移动。
移副梁前在主、副梁之间支设一颗导向柱，对主架支柱进行加液以提高其支护强度，并将底板浮煤清理干净，以使移架后支架能架设于实底上，然后向副梁下支柱注液使支柱收缩，观察顶板情况，操纵滑移千斤顶达到移架目的，每次移架600mm，副梁移到预定位置后，将支柱升紧。
副梁支设牢固好，按同样方法向前移主梁，移架步距600mm，保证移架后工作面支架架两端位于同一直线上。
移架落后移溜10m。
3.6在回采过程中，煤厚若小于滚筒直径采取爆破的方法进行压顶处理，保证采煤机顺利通过。
爆破时，严格按照有关规定执行。
第四章顶板管理
一、顶板管理
采用全部垮落法管理顶板。
二、工作面支架布置形式
1.工作面支架型号及支架布置：
工作面采用XDY—1T2型悬移支架，最大控顶距3.41m，最小控顶距2.81m。
在相临支架间支设单体液压支柱形成密集支柱，密集支柱与支架的后柱成一条直线。
顶板压力变大时应在顶梁下部花边钢位置支设加强支柱，密集支柱和加强支柱全部采用DZ22型单体柱。
2、支护密度计算
A=P／8×n×p×10
A——每一支架所支撑面积m2
n——平均采高1.8m
p——顶板岩石容重取2.6t/m3
P——支架工作阻力1200KN
A=1200／1.8×2.6×10=3.205m2
L=A／b
b——最大控顶距3.41
L=3.205／3.41=0.940m
支架自宽0.68m，考虑顶板及现场管理情况取架间架距为0.32m，即相邻两支架中心距为1.0m。
3、支架技术参数
XDY—1T2型支架
支架支撑高度1.6—2.2m
支架全长2.71m
常用支柱数量4根
支架前进行程600mm
前探梁行程630mm
支架自重850kg
初撑力628KN
工作阻力1200KN
泵站压力19.6MP
DZ22型单体柱
最大支撑高度2240mm
伸缩行程800mm
初撑力117KN
工作阻力300KN
油缸直径100mm
泵站压力20MP
4、超前及端头支护
回风超前支护在回风顺槽内，打二排单体柱配铰接顶梁，柱距1.0m，支柱支设超前工作面煤帮20m，端头支护采用8根长钢梁加单体液压支柱组成的迈步走向抬棚支护，钢梁长3.0m，支护长度2.8m，迈步过程中保证一梁二柱。
随工作面推进交错迈步前移，前移步距0.6m。
进风超前支护在运输顺槽内，采用在煤溜两侧各打一排单体液支压支柱配合铰接顶梁进行支护，向外超前工作面20m，所支设液压支柱均离开溜槽200mm，端头支护采用8根长钢梁加单体支柱组成的迈步走向抬棚支护，钢梁长3.0m，支护长度2.8m，迈步过程中保证一梁二柱。
随工作面推进交错迈步前移，前移步距0.6m。
工作面上、下出口均采用4对5.0m长的钢梁进行支护，支柱与工作面支柱保持一条直线，交错向前迈步，迈步步距0.6m，迈步过程中保持一梁三柱，长梁端头超过工作面煤帮不小于1.2m。
附图四：
工作面支架布置图
附图五：
工作面上、下端头支护图
5.备用支护材料数量及存放地点
在回风顺槽距工作面30——100m范围内必须经常存放有备用材料，其中DZ—22型单体液压柱53根，HDJA——1000型铰接顶梁10根，3.4m、5.0m钢梁各5根，长1.8——2.0mΦ18cm红松圆木20根，背顶材料200kg，以备抢险时急用，此材料必须随用随补，严禁短缺，各种材料要分类挂牌码放整齐，不得影响行人和运料。
6、回柱放顶
6.1工作面初采
工作面初采前应先对切眼内原有木支护进行加固，清理切眼巷内浮煤，调直工作面溜子。
然后按本规程要求间距自运输顺槽端向回风顺槽端逐架安装支架，将支架上伸缩油缸、前探梁调整为初始状态，保证支架互相平行且全部垂直于工作面煤壁，支架的架头、架尾必须成一条直线。
安装支架时，采用人工运输，人工逐架安装，安装好一架支架，回掉一架原支护。
工作面支架安装好后，再进行工作面上、下端头支护的安装，而后进行上、下顺槽的超前支护的安装。
当所有支护安装结束后方可进行第一个循环的作业，完成第一个循环后重新调整工作面内及上、下端头和上、下顺槽超前等的支护。
6.2工作面初次放顶
附：
《96306工作面初次放顶安全技术措施》
6.3正常放顶
6.3.1每推进一个循环进行一次移架放顶，放顶步距0.6m。
6.3.2移架落后移溜25m，移架时每个小组至少应有二人操作，一
人观察顶板及支架运行情况，一人移架。
6.3.3当顶板压力增大或周期来压时,应在顶梁下欲留的位置支设DZ22型单体柱进行加强支护。
6.3.4移架时先移副梁，再回掉密集支柱，并及时打在新的密集位置，最后移主梁。
6.3.5要注意检查移架地点周围支架是否完好，退路是否畅通无阻，压力大时必须先支好临时护身柱，待回出所有梁柱后，再回掉临时护身柱。
6.3.6移架地点上、下5m范围内不得站立与放顶无关的人员。
6.3.7运输顺槽每次缩溜不得超过二节溜槽，缩溜后及时放顶，回风顺槽随工作面一起放顶。
6.3..8移架后悬顶宽度大于2.5m，长度大于5m，或冒顶高度小于采高的1.5倍时，应停止开采进行人工强制放顶。
6.4人工强制放顶
6.4.1当移架后,顶板未垮落或垮落不彻底,即悬顶长度大于5m，宽度大于2.5m、顶板冒落高度小于采高的1.5倍时，采用人工强制放顶措施。
6.4.2人员应站在完好的支架下进行打眼，眼深4m，眼距2m，仰角800。
6.4.3炮眼打完后，应停止工作面的一切工作，严格按“一炮三检”，“三人联锁放炮制度”执行。
6.4.4放炮前，首先检查放炮地点周围10m范围内的支架及顶板情况，发现隐患立即处理。
6.4.5对放炮地点周围5m范围的支架应迎着爆破冲击波的方向支设好戗柱，并对支架及液压柱、刮板输机等设备进行保护，防止爆破崩伤支架及其它设备。
6.4.6每个炮眼的装药量为1000g，炮眼剩余长度全部用炮泥充满。
6.4.7爆破结束后，当班安全员带班长、瓦斯员、炮工应由外向内逐架检查支架情况和爆破效果，当顶板垮落后方可继续放顶，否则重新进行强放顶。
6.5末次放顶
当工作面推进至距停采线30m处时另行编制《92305工作面末次放顶安全技术措施》和《92305工作面回撤设备安全技术措施》。
第五章生产系统
一、通风
1.1风量计算
1.1.1按瓦斯涌出量计算
Q——采煤工作面瓦斯绝对涌出量0.4m3/min
K通——采煤工作面的通风系数。
取1.4
C回——采煤工作面回风流中瓦斯允许最大值1％。
C进——采煤工作面鲜风流瓦斯含量0.2％。
=70m3/min
1.1.2按人数计算
Q=4N
N——采煤工作面同时工作的最多人数
Q=4×28=112m3/min
1.1.3按工作面进风流温度计算
Q=60×V×Sw×Kw
式中：
Qw——工作面需风量m3/mm
Vw——按进风流温度18-20℃，工作面风速0.8—1.0m/s,取0.9m/s.
Sw——工作面的有效通风断面，（最大控顶距+最小控顶距）／2×1.8＝（2.81＋3.41）／2×1.8＝5.60m2
Kw——工作面长度150m，长度风量系数取1.2
Qw=60×0.9×5.60×1.2=362.9m3/mm
取Q最大=362.9m3/min
风速验算：
V=Q/60S＝362.9÷60÷5.60＝1.08m/s
0.25m/s＜1.08m/s＜4m/s符合要求
故取Q采=362.9m3/min。
1.2风路
副立井——井底车场——东轨道巷——六采区运输巷——运输顺槽——工作面——回风顺槽——六采区回风巷——东回风巷——风井——地面
二、运输
2.1运煤方向
工作面——运输顺槽——六采区运输巷——东胶带巷——9#东南运输巷——9#集中运输巷——暗斜井——3#运输巷——主斜井——地面
2.2运料
副立井——东轨道巷——六采区回风巷——回风顺槽——工作面
三、供电
中央变电所——91314工作面变电站——采煤机
——工作面运输机
——液压泵站
——顺槽运输机
四、供水
静压水池——3#运输巷——9#煤暗斜井——9#集中运输巷——9#东南运输巷——东胶带巷——六采区运输巷——乳化液泵站
——运输顺槽——各转载点——工作面。
6、瓦斯监控
6.1在距工作面煤帮10m范围内的回风顺槽设置工作面瓦斯探头一个。
6.2在工作面回风顺槽距采区回风巷10—15m处设探头一个。
6.3在工作面运输顺槽机电设备处设探头一个。
6.4在工作面上隅角及采煤机附近分别安设便携式瓦检仪。
附图六：
通风系统图
附图七：
运输系统图
附图八：
瓦斯监控布置图
附图九：
供电系统图
六、排水
在工作面低凹处安设一台潜水泵随时排放工作面内积水，
排水路线：
工作面——回风顺槽——东回风巷——东胶带巷——东轨道巷——副立井井底水仓。
第六章劳动组织
一、劳动组织
工作面采用专业工种与综合工种相结合的形式，采准平行，三班生产，每班一个循环，循环进度0.6m。
附表二：
劳动组织表。
二、循环作业方式
三班生产，采准平行，各工序进行追机作业，分段管理。
附表三：
循环作业图表。
三、主要经济技术指标
附表四：
主要经济技术指标表
第七章安全技术措施
一、综合措施
1.1所有人员必须认真学习贯彻执行“三大规程”和各种规章制度，经培训合格后方可上岗。
1.2坚持领导干部多入坑，现场办公、现场指挥，发现问题及时处理。
1.3各班班前必须开半小时安全例会，树立安全第一的好风气、好思想、服从命令听从指挥，团结一致、齐心协力。
1.4各班认真执行工作面交接班制度，所交班必须将遗留问题和具体的工作面情况向接班人员交待清楚。
1.5井下所有人员有权拒绝制止违章作业，违章指挥等行为，严格按各工种操作规程、规范操作，严禁在空顶下进行任何作业。
1.6各工种必须严格执行煤矿三大规程，执行岗位责任制，提高各工种的操作技术水平和安全自保、互保能力，严禁无证上岗。
1.7一切人员要严格执行敲帮问顶制度，及时处理掉伞檐、危岩、片帮、顶煤等一切不安全隐患，否则不准开工生产。
1.8所有人员必须携带自救器，并能正确使用。
二、采煤机械使用措施
2.1采煤机司机在开工前要认真检查工作面顶、底板的情况，认真检查采煤机的销轴、螺栓压板、护罩等是否紧固可靠；滚筒上的截齿是否锋利齐全，电缆、水管是否良好；喷雾装置是否正常；各油位及仪表指示灯显示是否正常，确认无误后方可发出开机信号。
2.2采煤机开动前必须打开喷雾灭尘装置进行灭尘，并做到“开水、开机”，“停机、停水”。
开机时要发出开机信号，以防滚筒附近有人工作发生意外事故。
2.3开机后，正、副司机要密切配合，集中精力操作，不得擅自离岗，掌握好顶、底板的变化情况，配合支架工保证工作面工程质量，并将注意片帮和滚筒卷起的煤块伤人。
2.4更换截齿或检修时，要把采煤机停放在顶板完整无片帮的地段，并将滚筒的离合器手把打到零位，闭锁好输送机。
若顶板破碎时在前梁上架走向梁，以防顶板冒落伤人。
2.5采煤机打开牵引盖板时，必须将盖板及机身上的浮煤、煤泥、杂物清理干净，以防进入牵引部。
2.6采煤机割煤时，牵引速度应控制在3m/min以内，并随时根据液压系统的压力面而调节牵引速度，以防造成机电事故。
2.7采煤机内外喷雾必须完好。
2.8采煤机必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。
采煤机因故暂停时，必须打开隔离开关和离合器。
采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。
启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可接通电源。
2.9采煤机必须安装内、外喷雾装置。
截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。
如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。
无水或喷雾装置损坏时必须停机。
2.10采煤机上的控制按钮，必须设在靠采空区一侧，并加保护罩。
2.11更换截齿和滚筒上下3m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。
2.12工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时，应采取松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。
三、泵站使用措施
3.1乳化液泵站和液压系统完好不漏液，泵站压力在30Mpa以上
3.2乳化液浓度保证不低于3％—5％，并要配备乳化液测比计，按使用说明书进行浓度测定，严禁使用硬水和污水进行配制。
3.3泵站司机必须坚守岗位，液压泵的安全阀不得随意调整，在运转中应注意观测排液阀的工作状况，随时检查乳化液的配制浓度，确保液泵正常运转。
.
3.4经常检查乳化液泵机械电气部分是否正常，油箱乳化液是否够，浓度是否合适。
启动乳化液泵，待泵各部运转正常，供液压力达到泵站额定工作压力时方可向工作面供液。
四、移架安全技术措施：
4.1悬移支架操作人员必须经培训合格后方可在工作面操作。
4.2液压管路要吊挂排列整齐，注液枪不用时要挂好，不可随地乱丢。
4.3移架时，一人操作，一人观察顶板支架及周围情况，以防发生意外。
4.4移架前要先将浮煤打扫干净，使支柱支在底板实底上。
4.5移架前应先检查支撑顶梁的支柱是否牢固，以防因顶梁不稳而导致支架倾倒。
4.6支架使用时，每根梁下均不得少于两根单体支柱。
4.7支架应严格按规定的载荷及正确方法使用。
4.8支架支撑时，单体柱在纵向和横向上尽可能与梁的上下平面垂直。
4.9前后四连杆滑动机构仅作左右梁滑移及导向作用，不得承受支架自重以外的载荷。
4.10支架工作时应将推进缸活塞杆收回到极限位置，使左右梁处在并排排列状态使用。
4.11左右梁在横向上所允许的最大倾斜度为限位链的直线长度，限位链不允许作承载用。
4.12左右梁在纵向上所允许的最大高差在前后四连杆滑块处不得超过80毫米。
4.13当超过以上二条允许值时，应在梁与顶板间垫木板，调整至允许值内。
4.14为提高支架的横向稳定性，可将右梁右侧上的耳环与相邻支架的左梁左侧的耳环用钢丝绳或锚链串联起来，移架时相连的两梁应同时前移。
4.15支架前移时，应先提柱，特殊情况下允许带压移架。
4.16严禁锤击油缸、活柱体、活塞杆及各类油阀，以及各类油阀，以防损坏密封件和镀层。
4.17如遇单体支柱被压成“死柱”时，不得炮崩、锤击或绞车拉，应先打临时支柱，然后用挑顶或卧底的方法将其取出。
4.18当遇到过断层或煤层超高的情况时，要求采取联锁措施以防倒架。
即：
在相邻的两架之间用钢丝绳通过梁的外侧筋板上的圆孔连接起来。
联接时要保持钢丝绳有150—200mm的垂度，每架之间连接前、后两处。
通过相临的两个顶梁同时（或交替）带压移架来完成移架操作。
4.19移梁时先将右梁上两支柱升紧升牢，然后卸左梁上前柱，再卸后柱，同时移架，然后将左梁升紧升牢，同样再移左梁。
五、运输机械安全措施
5.1工作面刮板输送机和平巷转载机搭接合理，底链不拉回煤。
5.2所有的液压联轴节和易熔合金塞应由专人维护和保管，并按标牌型号注油，严禁用其它油代替。
易熔合金塞的熔点不得小于140℃。
严禁不使用易熔合金塞。
5.3工作面及顺槽内刮板运输机机头、机尾处必须使用压溜柱。
5.4运输顺槽内胶带输送机和刮板运输机下部及左右的浮煤、杂物要清理干净，保证皮带托辊转动灵活，清煤时要用长柄工具，严禁在设备运转的情况下将手臂伸入做清理工作或用铁锹及其它工具清理滚筒上的浮煤。
拉皮带前要将下部的浮煤、杂物清理干净，以免卡绊发生事故。
5.5推移输送机要在输送机运输中分段进行。
推移后必须检查好机头、机尾过渡槽的联接情况，发现运转异常要及时处理，严禁带病运转。
输送机各部的螺栓，插销要齐全，接口严密，损坏或变形的齿座、齿条要及时更换。
5.6任何人不准在机道内行走，以防片帮、顶煤等伤人。
若需要在机道内作业时必须检查好工作地点的顶板情况，并闭锁好输送机，在作业范围内靠煤壁支设临时带帽点柱确认安全后方可进行工作。
5.7工作面输送机司机在工作时不准坐在输送机机头上作业，必须站在支护完好的地点。
5.8必须经常检查刮板输送机的溜槽联接、挡煤板导向管的联接，齿（销、链）轨的安设必须紧固、完整，并经常检查。
5.9工作面刮板输送机和平巷转载机各部位必须完好。
六、液压支柱安全措施
6.1所有单体液压支柱要完好，不漏液，不自动卸载、无外观损伤。
6.2将支柱移至预定支设地点后，先用注液枪冲洗注油阀体，然后将注液枪插入三用阀中并用销紧套连接好。
6.3支柱第一次使用前，应先升、降柱一次（最大行程），以排净缸体内空气，之后才能能正常使用。
6.4三用阀的单向阀应朝采空区方向，以利安全回柱。
6.5支柱与工作面运输机械应有适当的距离，避免采煤机撞倒支柱或撞坏油缸、手把体和三用阀。
6.6支柱顶盖的四爪应卡在顶梁花边槽上，不允许将四爪顶在顶梁上或顶梁接头处。
6.7使用中的支柱，活柱升高量已接近最小安全回柱高度时，应及时回撤，以免压死。
6.8支护过程不准以支柱手把体作为推移装置的支点，以免损坏支柱。
6.9回撤下来的支柱，应顶盖朝上竖直靠放，不准随意横放，以免水和煤粉进入支柱内腔和锈蚀表面。
井下不允许存在无三用阀的支柱。
若三用阀损坏，应及时更换三用阀。
6.10注液枪使用后，应挂在支柱上，不允许随意乱扔，更不允许用注液枪敲打硬物。
6.11短期不用的支柱，应将柱内液体放尽，封堵三用
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