94311导硐掘进安全技术措施.docx

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94311导硐掘进安全技术措施

94311切眼导硐掘进安全技术措施

根据生产计划，我队负责94311切眼导硐掘进，为确保施工安全，特制定本措施。

一、现场概况：

94311切眼导硐开口位置位于94221巷北帮，距94221巷口1745米（中至中），开口与94221巷成90°夹角向北掘进220米（中至中）。

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、切眼导硐断面：

毛宽4.2m、毛高2.3m、毛断面9.66m²；净宽4.0m、净高2.2m、净断面8.8m²。

附图二：

切眼导硐断面支护示意图。

3、顶、帮永久支护形式：

3.1顶、帮支护：

切眼导硐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1100mm，排距为1100mm；导硐西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，西帮锚杆间距为1400mm，排距为1100mm，起锚高度为500mm，东帮前200米采用玻璃钢锚杆加木托盘支护，锚杆间距为900mm，排距为1100mm，起锚高度为500mm。

东帮最后20米支护方式与西帮一致。

3.2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），螺纹钢锚杆锚固力为85KN，螺纹钢锚杆预紧力矩为150N.M，玻璃钢锚杆预紧力距不小于60N.M，锚固力不小于45KN。

3.3导硐沿中心线按2.2米排距在离切眼中心线1米处打注一根Φ15.24×5300mm的钢筋绞线锚索，且每两根锚索用槽钢连锁（最后20米锚索不用槽钢连锁）。

3.4钢筋托梁：

钢筋托梁采用φ12mm的钢筋焊接而成，切眼巷顶钢带长3400mm，帮钢带长1500mm；槽钢托梁采用12#的槽钢和锚索托盘焊接而成，槽钢长2600mm，槽钢眼间距2200mm。

3.5巷道最下一根帮锚及顶部角锚杆高度或宽度超过设计值300mm进行补打，补打高度或宽度与设计一致；帮锚可滞后一排进行支护。

4、在巷道开口处各均匀打注5.3米锚索各2根，对交叉点进行加强支护。

附图三：

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，采用打超前锚杆进行临时支护。

3.1临时支护工艺：

退机组→安全检查（敲帮问顶）→安装拖梁器→放上（3.4米）长的木板梁，人员撤至转载机后方→送电，机组将木板梁托起至指定位置→在木板梁两端支设单体液压柱联锁→降下截割臂，掘进机开关打至零位→放上（2.6米）长的木板梁，人员退至转载机后方→送电，机组缓缓开进工作面并将木板梁托起至指定位置→在木板梁两端支设、补打液压单体柱并联锁→降下截割臂，退出掘进机，停电闭锁→开始永久支护。

”

3.2、临时支护架设方法：

，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。

，用专用找顶工具找掉顶帮的危岩、活块。

，人工将2根木板梁分别放在掘进机托梁器上后，人员撤至转载机后方2米外安全地点，送电，掘进机司机启动掘进机，缓缓开进工作面，升起截割臂将木板梁托起至顶板指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台。

，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力后，人员将板梁与单体柱用铁丝捆绑联锁牢固，确认合格后，人员退至转载机后方安全地点。

，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台。

人工将一根3.0米长的木板梁放在托梁器前托盘上，所有人员撤至转载机后方2米外安全地点，送电，掘进机司机启动掘进机，缓缓向前开进，升起截割臂将木板梁托起至指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台。

由两组人分别在木板梁两端分别支设一根液压单体柱，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力后，梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁牢固。

，退出掘进机至永久支护下，将掘进机开关打至零位，由外向里补全液压柱且连锁可靠后，进行永久支护。

，在第一架、第二架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。

第三架棚梁由人员分别在木板梁两端距煤帮之间各补打一根液压单体柱，然后将其用穿杆对左右单体柱互相联锁，用卡缆紧固，确认合格后，方可进行下一道工序。

，距梁头50mm-100mm，单体柱要支设在实底，并与底板法线保持一定的迎山角度。

，梁必须与顶板接实（可垫背板、木楔、道木）。

待第6步骤完成开始永久支护前将木板梁与顶板中空高度大于100mm、长度大于1m的位置用背板、木楔与顶板接实。

第一架棚距离永久支护最后一排锚杆800mm（±100mm），第二架棚距永久支护最后一排锚杆1900mm（±100mm），第三架棚距永久支护最后一排锚杆3000mm（±100mm）。

（具体见附图二）

，临时支护执行上述临时支护架设中的

，由外向里逐排打注顶、帮锚杆。

，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。

，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。

附图四：

液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图

3.3超前锚杆支护工艺：

退机组安全检查→敲帮问顶→打超前锚杆→打注顶锚杆→支护帮锚杆。

，与巷道顶板垂直夹角60-70度，预紧力矩、锚固力与支护锚杆一致。

，支护一排永久锚杆。

，一次掘一排。

附图五：

超前锚杆临时支护示意图

3.4支护材料：

临时支护材料及规格：

板梁规格：

长3.4米、2.6米，Ø180mm-200mm的红松半圆木；

单体液压柱：

DW-2.5/2.8/3.15型

永久支护使用材料及规格：

螺纹钢锚杆规格：

Φ=20mm；L=2000mm

玻璃钢锚杆规格：

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）

木托盘：

长×宽×厚=300×150×50（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

槽钢托梁规格：

12#

锚索规格：

Φ15.24mm，L=5300mm。

4、空顶距要求：

最大空顶距不大于3800mm，最小空顶距不大于500mm。

附图六：

最大和最小空顶距平面和剖面图。

5、循环进度：

循环进度：

不大于3.3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→94221巷→94221开口系统→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→94221开口系统/94219绕道→94221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。

，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。

，推入锚固器要逐卷展开，以防纠缠打结。

，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。

，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：

，挂在巷道行人侧，高度距底板不低于1.4m。

，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。

，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=100×2.9×1.5=435（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，根据邻近面94310掘进时和近期本掘进工作面瓦斯涌出量，取2.9m3/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>4×34>136（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

>25×10.4

>260（m3/min）

式中：

A——一次爆破炸药最大用量，kg。

1.4经过以上计算,掘进工作面需风量（Q需）为435m3/min。

同时随着本工作面局部通风距离不断加长；2*30KW吸风量550m³/min，2*15KW吸风量400m³/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=4.8*2.3=11.04m2）

安装风机的94221巷需要风量为：

400+550+60×0.25×10.12=1101.8m3/min

1.6按风速进行验算：

煤巷掘进最低风量：

Q掘>60×0.25S掘=60×0.25×10.12=151.8m3/min

Q掘=1116m3/min>151.8m3/min

煤巷掘进最高风量：

Q掘<60×4S掘=60×4×9.2=2208m3/min

Q掘=1116m3/min<2208m3/min

式中：

S掘——掘进工作面的净断面面积m2。

94221巷：

净断面10.12m3；皮带机头净断面：

9.2m3；

计算结果比较,掘进工作面使用2×30KW风机和2*15KW风机能够满足使用。

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→94221开口系统/94219绕道→94221巷→工作面。

污风风流：

工作面→94221巷→94311工作面措施巷→94222巷→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.6/2×15KW对旋式局部通风机启动二级。

5、安装位置：

局部通风机及其开关均安装在94221巷内距措施巷口不小于10m的新鲜风流侧，风机安装时必须吊高或垫高，距离巷道底板不小于0.3m。

6、风筒出口距工作面位置：

6.1悬挂位置：

2*30KW风机风筒悬挂在巷道右帮，2*15KW风机风筒悬挂在巷道右侧距2*30KW风机风筒不小于30cm，且每隔100米安装一个倒角三通（三通出风口10cm*10cm）；距顶板高度不大于200mm，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、风筒和风筒采用双反压边法。

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。

6.42*30KW风机压风筒末端距工作面距离不大于13m，2*15KW风机压风筒末端距工作面不大于300米，2*15KW风机风筒出风口方向与回风风流方向一致。

6.5局部通风管理：

，做到逢环必挂。

，无破口（末端20m除外）无反接头，要采用反压边。

，不准拐死弯。

，离地高度大于0.3m。

7、风机管理

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”，并实现“三专两闭锁”。

7.2当主风机停电停风后，可自动切换至副风机，当主风机来电后，由副风机自动切换至主风机运行。

7.3当任一台主风机停风后，风电闭锁都能闭锁工作面动力电。

7.4风机要定期进行切换试验和遥测风机线路。

附图七：

通风系统示意图

五、监测监控工作：

1、安装二台监测仪、二台瓦斯传感器、8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GKT5L8个烟雾传感器JKL0.12台

一氧化碳传感器JTH10002台

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94221巷内距离措施巷口10—15米污风一侧；

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

附图八：

监测监控系统图

4、断电范围：

T1、T2：

94221巷及切眼导硐内全部非本质安全型电气设备；

原94222巷T3、T4闭锁94221巷及切眼导硐内全部非本质安全型电气设备

5、瓦斯电闭锁通过监测仪控制被控开关来实现；8个开停传感器分别监测掘进1号、2号、3号、4号风机的开停状况；馈电通过被控开关的触点来监测馈电状况。

6、掘进巷道内全部非本质安全型电气设备必须接在被闭锁总控开关负方侧。

7、巷道贯通、系统变化、倒移风机时应提前两天以书面形式及时通知监测队。

8、监测设备的定期调试

8.1每7天用标准气样对探头进行调校、校准。

8.2每7天试验瓦斯电闭锁和故障闭锁，队组必须派一名电工在指定地点等待配合做瓦斯超限断电试验。

8.3每月定期对所有监测设备进行检修、维护。

9、队组日常维护

9.1队组负责本对监测监控设备日常的质量标准化工作。

9.2当班班长负责甲烷传感器（含甲烷传感器管理牌）的使用管理、移动工作。

9.3当班电工在日常巡回检查过程中，必须检查安全监测监控设备的完好情况及电缆的吊挂，确保设备及电缆上无积尘、无搭接、不受淋水影响，确保甲烷传感器检测元件不被堵塞。

9.4负责本队所有的监测电缆的吊挂和整理工作，监测电缆必须吊挂在电缆钩的第一钩，严禁与调度电话电缆、动力电缆等同钩吊挂、搭接；严禁用铁丝吊挂、捆绑。

9.5当监测监控发生故障时，必须及时处理，无法处理时，应及时向监测队汇报，以便及时派监测人员处理。

附图九：

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——94221开口系统——94221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—94221开口系统——94221巷——工作面。

3#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——94221开口系统——94221巷——工作面；

4#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—94221开口系统——94221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1.1m，并成一直线。

附图十：

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（30KW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、六大系统

1、监测监控系统：

监测监控系统执行第5条规定。

2、人员定位系统：

读卡器型号：

KJF210B

安装读卡器二台

读卡器安装在94221巷口和中部。

3、、通讯系统：

电话型号：

KTH15

安装电话三部

电话分别安装在地沟溜机头、风机处、工作面

4、压风自救系统：

压风自救器型号：

ZYJ（C）

压风自救装置3个，三通4个

压风自救装置安装在距工作面25--40米；巷道内每50米安装一个三通

5、供水施救系统：

三通4个

供水截流阀由每50米一个三通接出

6、紧急避险系统

6.1型号：

KJYF-10/96可移动救生舱，

，联络巷内设2个移动救生舱，每个移动救生舱可容纳10人，移动救生舱内配备有食品、水、医疗急救用品、有毒有害气体处理系统。

6.2永久避难硐室：

位于西轨运输道巷、西一回风巷约2000米处，可容纳100人，硐室内配备有食品、水、医疗急救用品、有毒有害气体处理系统。

7、日常管理

7.1每班班长要对六大系统运行情况进行观查，如有异常及时向上反映。

7.2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。

7.3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。

附图十一：

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，硬链接可靠

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臂下通过。

5.8液压管路不得窜液、漏液。

6、安装刮板输送机安全技术措施：

6.1刮板输送机安装