采煤工复习题答案一、选择题二、判断题三、填空题四、简答题1、在矿压的作用下支架构件只产生弹性变形和一定的塑性变形，而没有刚体位移的支护结构称为刚性支护。
2、支架在顶板压力的作用下，支柱下腔的压力达到卸载阀开启时支架对顶板的作用力。
3、放顶煤工作面，两次放顶煤工序之间，工作面向前推进的距离叫放煤步距。
4、回采工作面在落煤、装煤、运煤、顶板支护以及放顶过程全部使用机械的工作面。
5、回采工作面的落煤、装煤、运煤等工艺过程全部使用机械，顶板支护全部用单体液压支柱的工作面。
6、在一定的生产条件下，定员、定时间、保质保量的完成的工作量，并保证周而复始地不间断地进行工作的作业方式。
7、在岩层中开掘并同煤层走向垂直或斜交的水平巷道。
8、伸入岩体内的锚杆、杆体端部用锚固剂锚固的方式。
9、采煤工作面最小控顶距与放顶距之和称工作面的最大控顶距。
10、在运输大巷向上，沿煤岩层开掘为一个采区服务的倾斜巷道。
11、井下以甲烷为主的有毒有害气体的总称。
12、锚杆对围岩体产生的约束力。
13、片帮是煤壁（岩壁）在矿压的作用下产生自然垮落的现象。
14、采煤工作面回柱（移架）后大面积悬露顶板不冒落，而超过规程规定允许范围的即为悬顶。
15、通常我们把控制采掘工作面帮顶的矿山压力显现，称为顶板管理。
16、在落煤、装煤、运煤过程中，没有完全装备采煤机械的工作面。
17、在矿山压力的作用下引起一系列的自然现象称为矿压显现。
18、由于采掘工程使围岩体的原始应力受到破坏，由此引起的围岩体的末内应力重新分布，通常将这种应力称为矿山压力。
19、在煤层或伪顶之上，具有一定强度随回柱放顶而冒落的岩层。
20、引用一个和风阻数值相当，意义相同的假想孔的面积值来表示矿井通风的难易程度，这个假想孔叫等积孔。
21、一种用塑料膜圆筒充水来代替炮泥充填的材料。
22、柱距是回采工作面相邻两柱在倾向方向的距离。
23、排距是回采工作面相邻两排支柱在走向方向的距离。
24、沿煤层走向某一标高布置运输大巷或回风的水平面。
25、支架升起接触顶板后，立柱下腔的液体压力达到管路系统压力时支架对顶板的支撑力。
26、（3％－5％）。
27、采煤工艺与回采巷道布置及其在时间上、空间上的相互配合叫采煤方法。
采煤方法实质上包括采煤系统和采煤工艺两大部分的内容。
28、采煤系统是指采区巷道布置方式，掘进和采煤顺序的合理按排，以及由采区供电系统、通风系统、运输系统、排水系统等共同构成完整的采煤系统。
29、采煤工作各工序所用方法、设备及其在其在时间上、空间上的相互配合采煤工艺，也叫回采工艺。
30、放顶煤工作面，两次放顶煤工序之间，工作面向前推进的距离。
31、煤层顶板有下软、上硬的不同岩性的岩层组成软硬岩层之间常夹有煤线或其它软硬岩层，下部岩层的厚度一般在0.5m而不大于2m，通常将具有这种特点的顶板叫复合顶板。
32、低瓦斯和高瓦斯矿井的总称为瓦斯矿井。
33、在空气中瓦斯爆炸浓度具有一定的范围，其浓度范围称瓦斯爆炸界限。
34、采煤工作面的支架不能控制住顶板时，顶板岩层发生垮落的事故。
35、在有倾角的采煤工作面内支设支柱时，立柱与顶底板法线方向向上偏离一个角度，我们把这个角度叫迎山角。
36、发生在矿井内的，或虽发生在井口附近、煤层露头上但有可能威胁井下的火灾叫矿井火灾。
37、风流沿采煤工作面由下向上流动的通风方式叫上行通风。
38、风流沿采煤工作面由上向下流动的通风方式叫下行通风。
39、当煤矿井下发生火灾、水害、瓦斯、顶板等灾害事故时，为保护自身安全，抑制灾情扩大所采取的措施与行动，最大限度地减少事故损失叫矿工井下避灾。
40、连接主、副井和大巷或石门的一组巷道和硐室。
五、问答题1、①生产中破煤和回柱放顶是影响顶板动态的主要工序。
②采高较大或煤层节理发达，煤壁易片帮，可能导致顶板大量下沉。
③支架的结构与密度对控顶空间的顶板动态有直接影响。
④控顶距过大时顶板下沉量和支架的载荷也随之增加。
⑤工作面推进速度的快慢对顶板的压力有明显的影响。
2、①灾害地点的有害气体含量增高时，必须及时用自救器或其他防护用品进行自救。
②在受灾地点或撤离途中，对伤员应积极抢救，运到安全地点。
③对灾区营救出来的伤员就地取材，及时进行止血、包扎、骨折固定或人工呼吸等应急处理。
④急救和搬运中，方法要得当，动作要轻巧，避免扩大伤情和受不必要的痛苦。
⑤在灾区内避灾时，所有遇险人员的食物、用水集中统一使用，共渡难关达到安全脱险的目的。
3、偶合器内油量不足，溜槽内装煤过多或刮板链被卡住。
处理方法是按规定补充油量，将溜槽内的煤去掉一部分，处理卡住的刮板链。
当刮板链卡住时，其原因是分链器松动、损坏或分链脱落。
处理方法是，分链松动或脱落时拧紧螺栓，损坏时更换新分链器。
4、在采煤工作面发生冒顶前，都有预兆，主要表现为：①顶压增大，支柱下缩或发生断梁折柱，并发出响声。
②顶板下沉、掉渣或断裂，有漏顶现象。
③片帮增多。
④瓦斯涌出量增大。
⑤顶板有淋水时，淋水明显增多。
5、①使用时轻拿轻放，不用电缆拖拉，②打眼过程中随时摸电钻外壳，发热到烫手（达50℃）时停止作业，使之冷却。
③打完眼后把电钻放在干燥、通风良好和安全的地点。
④建立电钻维修制度，定期检修。
6、刮板输送机的机头由电动机、液压偶合器、减速器、机头架、链轮组、护板和分链器等主要零部件组成。
7、①起动平稳，减少电耗，②有过载保护作用，③能消除工作机构的冲击和振动，④多台电机传动时各台电机的负荷分配均衡。
8、①顶板下沉，断裂甚至冒落，②支架变形，折断，③工作面巷道底板鼓起，④煤壁片帮。
9、①抱钻。
两手紧握电钻手把，身体紧靠电钻后盖，两脚叉开，两眼注意钻杆前进方向。
②定位。
根据煤层条件找好眼位，钻头直接对准眼位。
③入钻。
先垂直煤壁对准眼位断续开动几次，钻进约50mm 后再调整打眼角度，正式推进。
④推进。
推进时用力均匀，不能过猛。
⑤退钻。
钻进达到深度后停止推进，来回拉动钻杆，排出煤粉后再停钻，顺炮眼方向向后退钻拔出钻杆。
10、刮板输送机的传动是由电动机带动液力偶合器，通过机头减速器内的齿轮三级减速后，由机头轴和链轮带动刮板链在溜槽内作循环运行。
11、随着采煤工作面由开切眼不断推进，采空区顶板悬面积也不断扩大，顶板发生弯曲、下沉直至大面积垮落，就会直接顶初次垮落。
直接顶初次垮落距离是指由开切眼煤壁到直接顶初次垮落切顶线的距离。
12、13、煤层开采直接顶破断，岩块呈不规则垮落，排列极不整齐，松散系数较大，一般将具有这种破坏方式的岩层称为冒落带，冒落以上的岩层由于其下部空间较小岩层断裂后其下部移动时受到相互牵制，岩层只是断裂下沉而无翻转，通常将这个区域叫裂隙带，再向上直至地表的岩层只有弯曲下沉而无裂隙称为弯曲下沉带。
14、会使滚筒与煤壁剧烈磨擦，煤尘增大截割阻力急剧增大，电机能量消耗大，机器寿命缩短，甚至损坏零部件。
切割厚度要适当，一般长截齿径向高度的70％，损坏丢失的截齿必须及时更换，一般情况下不切割顶底和坚硬的夹石。
15、根据顶板情况，如果顶板破碎前滚筒割过后就可移架也可超前支护。
顶板正常，一般离相机组不超过3～5m，离采煤机太近，影响司机操作，又不安全。
距机组太远容易造成顶板下沉或漏掉顶。
推溜子必须在离机组十米以外进行，因采煤机重量大，又骑在溜子上，这样不致把溜子推出急弯，甚至错口。
16、回采工作面支柱的工作特性主要有三种：(1)急增阻：顶板下沉量较大的工作面不宜用，多用于薄煤层工作面。
(2)微增阻：多用于顶板下沉量较大的中厚煤层工作面。
(3)恒阻：适用于顶板压力较大的工作面。
17、端面距的大小直接影响工作面顶板的维护状态，端面距愈大，顶板愈易于冒落。
所以应尽量缩小端面距。
18、根据“支架－围岩”相互作用及共同承载原理，巷道支架应充分利用围岩本身自承能力，巷道开挖后，应在允许条件下隔一段时间支护，以使巷道释放一部分能量，减轻支架承载，但巷道变形不能过大，还要防止围岩冒落。
因此提出“二次支护”理论，即巷道开挖后第一次支护时，主要作用是及时限制和减少可能造成的围岩破坏变形，防止危岩冒落，但与掘进头临时支护不同，支好后不再拆除，而是保留下来。
二次支护则是在一次支护后，围岩能量得到释放，为了使围岩稳定，增加安全储量，保证巷道服务年限的永久支护。
19、锚杆支护主动承载支护，加固围岩自身承载能力在保证巷道安全的前提下，允许围岩在控制下释放能量、变形，以适应围岩变形的力学机制，架棚支护被动承载围岩变形和能量释放体产生的压力。
20、随着机械化开采和集中化生产的发展为适应井下运输、通风等需要，随着开采深度的增加沿空留巷、前进式开采等新技术的应用都需要较大断面的巷道，并要求留有较大的备用断面。
但巷道断面越大，维护越困难，同时要求增加支护阻力和支护密度，巷修量也要增加。
因此，合理的巷道断面应该是在保证在整个使用期限中满足生产、通风、安全的要求的条件下尽量采用小断面。
六、计算题1、确定回采工作面支护强度时可采用2－4倍采高的直接顶岩柱重量加老顶可能施加的载荷来估算，K 取5，r 顶板岩层平均容重取25KN/m3q ＝Krm ＝5×2500×2＝0.25MPa2、Q1＝rH ＝24.5×600＝14.7MPaQ2＝Q3＝μμ-1 H ＝ 0212.0-×24.5×600 ＝3.7MPa3、 要使直接顶垮落后充满采空区，所需要的直接顶厚度为∑h2=1Kp m -=14.15.2-＝6.25m ∵ 8〉6.25∴ 直接顶垮落后可充满采空区。
4、直接顶冒落后形成空间的高度为M ＋∑h ，而冒落矸石所占的空间高度为Kp ×∑h 。
直接顶冒落后破碎矸石和老顶之间的距离△H 可用下式估算： △H ＝M ＋∑h －Kp ×∑h＝3＋4－1.6×4＝0.6m5、150m ×（2.1m －0.1m)×1.2m ×1.35t/m 3×0.95×31×3×0.85=300×1.2×1.35×0.95×93×0.85=36497.39t6、顶板最大下沉量通常用下式估算SL ＝ηML ＝0.035×2.5×5.5＝0.481m7、P ＝LS Q 8n .0⨯=7.052944⨯⨯=268.8KPa 8、在水平煤层条件下，工作面的顶板压力同采高成正比P1:P2＝M1:M2P2＝M1M1P1⨯=5.25.1350⨯＝210KPa 9、在同一条件下顶板下沉量和控顶距成正比L1 : L2＝S1 : S2 S2=L1S1L2⨯=53403⨯=204mm 10、150m ×（2.1m －0.1m)×1.2m ×1.35t/m ×0.95×30×3×0.85 =300×1.2×1.35×0.95×90×0.85=35320t。
