采掘技术员考试题库

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采掘技术员考试题库 篇1

采掘技术人员试题库

一、判断题

1、（1）入井人员应佩带矿灯、自救器和安全帽。

2、（0）进入没有瓦斯的盲巷中不会发生危险。

3、（1）回柱顺序、自下而上，由里及外。

4、（1）回掉的支柱必须带压支设在放顶线位置，做到支柱全承载。

5、（1）采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。

6、（0）单体液压支柱缺一个爪，不影响使用。

7、（0）回柱时每茬必须备用不少于1－2块水平销。

8、（0）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用煤粉封实。

9、（1）回柱人员严禁面对回柱器牵引方向操作。

10、（0）需挂大笆挡矸的，要上到顶、下到底，严禁窜矸，压茬长度不得小于100mm。

11、（0）回柱与打眼、装药等其它工序平行作业的距离不得小于10m，严禁与放炮平行作业。

12、（0）回柱时只要和放炮作业距离较远可以平行作业。

13、（0）佩戴自救器呼吸时会有干、热感觉，可将口具取下，大口呼吸后再戴上来缓解。

14、（0）井下发生窒息事故的主要原因是一氧化碳中毒。

15、（1）所有架设的单体液压支柱都必须安设防倒装置。

16、（0）必须先处理后回柱的情况不包括特殊支架未架设到位时。

17、（1）铺网工作面，撕网未补、联网不好时必须先处理后回柱。

18、（0）回柱时，回柱器应挂在斜下侧顶板完好、正规有劲的支架上。

19、（1）特殊支架未架设到位时必须先处理后回柱。20、（0）顶板事故是指采煤工作面发生冒顶事故。

21、（1）单体支柱初撑力是指支柱刚架设时对顶板的主动撑力。

22、（0）进入没有瓦斯的盲巷中不会发生危险。

23、（1）综采工作面支架排成一条直线，其偏差不得超过±100mm。

24、（0）采煤工作面采用反向通风系统（上行通风）时，其上隅角易发生瓦斯积聚。

25、（1）后路不畅或附近有其他人员时必须先处理后回柱。

26、（1）移机头、机尾时，必须停车。严禁抵坏设备和电缆，移到位后，及时打上压车柱。

27、（1）所有支柱在支撑顶板时，不得超过有效高度。

28、（0）移车时必须坚持先打后撤的原则，一次替柱长度不得大于30m。

29、（0）回柱放顶其分段拉茬间距不得少于10m。

30、（0）采煤工作面回风巷可不安设风流净化水幕。

31、（1）采高大于1.8m的工作面，所有支柱应采取防倒措施，煤壁采取防片帮措施。

32、（1）采煤工作面瓦斯积聚通常首先发生在回风隅角处。

33、（1）断层等地质构造带附近易发生突出，特别是构造应力集中的部位突出的危险性大。

34、（0）煤层顶底板与煤层的接触面光滑程度和煤与瓦斯突出没有关系。

35、（1）随开采深度增加，煤与瓦斯突出危险性增加。

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36、（1）移动刮板输送机时，必须有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。

37、（0）巷道替换支架时，必须先拆旧支架，再支新支架。

38、（1）煤壁压力越大，一般片帮煤越多，这就说明冒顶危险性越大。

39、（1）顶板管理中，要严格执行敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下时应采取临时支护措施，严禁空顶作业。

40、（0）支护失效而空顶的地点，重新支护时应先施工，再护顶。

41、（1）处理冒顶事故时，首先应该加强后路支架的安全是可靠性。

42、（0）煤层顶板越松软、破碎，煤层顶板压力就越小。

43、（0）在特殊情况下一个采煤工作面可以使用不同性能的支柱。

44、（0）回柱拉茬距离、倾角小于25°的工作面，不得小于20m。

45、（0）顶梁支护的炮采工作面最大控顶距不超过5m，放顶步距不超过2m。

46、（1）顶梁支护的炮采工作面最小控顶距必须有材料道、人行道和机道，且不得兼用。

47、（1）采煤工作面回采结束后，必须在1.5个月内进行永久封闭。

48、（1）煤矿安全生产方针是：安全第一、预防为主、综合治理。

49、（1）倾角＞30°采煤工作面，必须制定专门的安全技术措施。

50、（0）工作面落煤、支架、回柱放顶等工序在熟练的情况下可以单人单镐作业。

51、（1）工作面的刮板输送机多采用可弯曲型的。

52、（1）井下常用的运输方式有输送机运输和轨道运输。

53、（0）可伸缩带式输送机多用于上山和大巷中。

54、（1）井下轨道运输的轨距一般为600mm和900mm。

55、（0）综采工作面安全出口巷道高度不低于2m。

56、（0）修复支架时必须先检查顶、帮，并由里向外逐架进行。

57、（0）缓慢下沉法主要适用于松软、容易垮落的顶板，近来又应用到坚硬顶板中。

58、（1）刮板输送机的机头、机尾必须打牢锚固柱，有行人通过的刮板输送机机尾处要加盖板。

59、（1）刮板机与转载机要搭接合理，不拉回头煤。60、（1）工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。61、（0）倾角大于5º时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。

62、（0）当采高超过3m或片帮严重时，支架必须有前探梁，防止片帮伤人。63、（0）乳化液泵箱应设自动给液装置，防止漏液。

64、（1）采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力启动器的隔离开关。65、（0）炮采工作面小棚档至少不得小于300mm毫米。

66、（1）井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。67、（0）三视图的投影规律简称长相等、宽平齐、高对正。68、（1）掩护式液压支架顶梁的作用是支撑顶板，承受顶板压力。69、（1）具有隔爆外壳的电气设备称隔爆型电气设备。70、（0）粘度指数高，表示其粘度随温度的变化大。71、（1）初撑力的大小取决于泵站的工作压力。

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72、（0）工作阻力的大小取决于泵站的工作压力。73、（1）正常回采期间要求初撑力抽测率不得小于30%。74、（1）薄煤层煤层厚度在1.3米以下。75、（0）薄煤层煤层厚度在1.5米以下。76、（1）中厚煤层煤层厚度在1.3-3.5米。77、（0）厚煤层煤层厚度在2.5米以上。78、（1）缓倾斜煤层倾角小于25°。79、（0）倾斜煤层倾角35°～45°。80、（1）急倾斜煤层倾角大于45°。

81、（0）放顶煤工作面采煤高度应满足通风行人要求，综放工作面一般不低于2m。82、（1）煤的坚固性系数f ≤ 3可采用放顶煤开采。

83、（0）倾角大于20°的煤层严禁采用单体液压支柱放顶煤开采。

84、（1）割煤与推前部刮板输送机间距大于15m，且弯曲段长度不少于15m； 85、（0）割煤与端头作业间距不少于20m。86、（0）放顶煤滞后移架距离不少于10m。

87、（1）拉后部刮板输送机滞后放煤不少于15m，确保其弯曲段长度不少于15m。88、（1）急倾斜水平分层综放工作面放煤顺序应从底板向顶板方向进行。89、（0）倾角大于15°的缓倾斜综放工作面放煤顺序应由上向下进行。90、（0）放顶煤的采区煤炭资源回采率不低于65%。

91、（0）放顶煤工作面上、下出口20m范围内必须加强支护，确保安全出口畅通。92、（0）综采工作面的支架中心距误差不超过50mm。93、（1）支架侧护板正常使用，架间间隙不超过200mm。94、（0）液压支架的初撑力不应低于额定值的90%。95、（1）液压支架排成一条直线，偏差不超过50mm。

96、（1）工作面伞檐长度大于1m时，最大突出部分，薄煤层不超过150mm。97、（0）工作面伞檐长度在1m以下时，最突出部分中厚以上煤层不超过200mm。98、（0）工作面倾角大于25°时，支架要有防倒、防滑措施。99、（1）综采工作面乳化液浓度为3%～5%。100、（1）工作面各转载点应有喷雾灭尘装置。101、（1）职工有参与安全生产的管理权。102、（1）职工有不安全状况停止作业权。103、（1）职工有接受安全教育培训权。

104、（1）“五证一照”齐全、合法是矿井安全生产的基本条件之一。105、（1）“五证一照”中包括安全生产许可证。106、（1）矿井要建立井工煤矿入井检身制度。

107、（1）人井员工必须依法进行安全生产教育和培训，考核合格取得人井人员安全资格证。108、（1）新员工必须先培训经考核合格后上岗。

109、（1）矿井至少有2个独立的能够行人并直达地面的安全出口。

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110、（0）矿井安全出口的间距不小于20m。

111、（1）采面有两个畅通的安全出口，一个通回风巷，另一个通进风巷。112、（0）矿井主要进回风巷的净高不小于1.8 m。

113、（1）顶板下沉量一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。

114、（1）在综采工作面劳动时，不要接近采煤机的滚筒和牵引链。115、（1）禁止用刮板输送机运送设备。

116、（1）两人或多人抬支架构件或物料时，要同肩、同步、口号统一、起放一致。117、（1）随着煤层倾角增加，工作面顶板下沉量将逐渐变小。118、（1）齐梁式支护是指悬梁端与工作面相齐，支柱排成直线状。119、（0）两帮移近量是指巷道沿中线水平的减少值。120、（1）冲击矿压大多数发生在巷道，采场则很少。

121、（0）随着煤层倾角增加，工作面顶板下沉量将逐渐变大。

122、（1）不准在工作面打闹，严禁钻进采空区休息、拿材料和工具，或作业。123、（0）可以在支护较好的地点脱掉安全帽，不准坐安全帽。125、（1）井下发生火灾时位于进风侧时，要沿火焰相反方向撤离。

124、（1）如果矿灯在井下熄灭或损坏，绝对不允许私自打开矿灯在井下修理。126、（0）井下发生火灾时位于回风侧时，要逆风撤离，并尽快进入进风流。

127、（0）单体液压支柱在采煤工作面回采结束后或使用时间超过10个月后，必须进行检修。128、（1）检修好的支柱，必须进行压力试验，合格后方可使用。129、（0）单体液压支柱的使用寿命规定为8年。

130、（1）支柱的备用量是使用量的10％，同规格同型号备足。

131、（0）单体液压支柱大修周期，外注式为1年，内注式为1.5年～2年。

132、（1）支柱在井下支护过程中发现支柱自动卸载降柱，必须立即升井修理。133、（1）支柱在井下支护过程中发现活柱卸载后不降柱，必须立即升井修理。134、（1）支柱在井下支护过程中发现活卸载机构失效，必须立即升井修理。135、（1）支柱在井下支护过程中发现柱体有明显变形，必须立即升井修理。137、（1）煤的坚固性系数（f）一般为1～2。

138、（1）支护强度是采煤工作面顶板单位面积上支架能承受的最大载荷。139、（0）立柱加长杆的作用是提高支架的支护强度。140、（0）支架的初撑力由安全阀的开启压力决定。

141、（1）安全阀能保证在顶板急剧下沉时，被封闭的液体压力不超过调定值。142、（0）支架工作阻力的大小是由泵站压力决定的。143、（0）单体液压支柱的恒阻特性是靠卸载阀来保护的。144、（0）DZ—30/100是内注式单体液压支柱的符号。

145、（0）回采工作面的顶板，按垮落性质与煤层的相互位置，可分为不稳定、中等稳定、稳定和坚硬四类。136、（1）支柱在井下支护过程中发现活柱下缩到底形成死柱的支柱，必须立即升井修理。

146、（0）当工作面顶板压力大于或等于单体液支柱的额定工作阻力时，支柱就会被压断。

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147、（1）地下的煤岩层未被开采前，在重力作用下形成的原岩应力是处于平衡状态的。148、（1）矿山压力的存在是客观的、绝对的，它存在于采动空间的周围岩体中，它是矿山压力显现的原因。

149、（1）矿山压力显现是相对的、有条件的，可以控制的。150、（0）矿山压力是相对的、有条件的，可以控制的。

151、（1）所有工作都必须在有支护的情况下进行，严禁空顶作业。152、（1）挂梁时，要保证顶梁垂直煤壁，禁止使用失效顶梁。153、（1）连续悬梁达到3根时就必须支设临时支柱或贴帮柱。154、（1）支承压力是高于原岩应力的垂直集中应力。

155、（1）应力升高区内顶板岩层对煤层的压力，即为支承压力。

156、（1）支承压力实质上是应力降低区上方悬伸的老顶及其上覆岩层的质量引起的。157、（0）支承压力是常量，它的分布范围和大小，在不同的条件下变化不大。

158、（0）开采深度、上覆岩层的密度以及采空区顶板实际的悬空面积越大时支承压力的分布范围和集中程度越小。

159、（0）采用充填法处理采空区时，其支承压力要比全部垮落法大的多。160、（1）及时回柱放顶可减小支承压力。

161、（0）顶板岩石越坚硬，顶板压力分布就越均匀，支承压力的分布范围越小。162、（1）顶板岩石越坚硬，顶板压力分布就越均匀，压力的集中程度就比较小。163、（1）如果顶板的构造裂隙发育，顶板岩石就会被“弱化”，这时支承压力则变小。164、（1）煤层越松软，变形和破坏的程度越高，则支承压力的分布范围越大。165、（0）煤层越松软，变形和破坏的程度越高，则支承压力的集中程度越高。

166、（1）采煤工作面发生的顶板下沉、底膨、煤壁片帮等矿山压力显现，主要是由支承压力引起的。

167、（0）工作面后方支承压力远比工作面前方支承压力大。

168、（1）工作面前方支承压力区峰值的大小，可比原岩应力高1～3倍。169、（1）注液时要先用注液枪冲刷支柱注液阀内煤粉。

170、（1）本茬的补柱工作结束后，应将注液枪挂在支柱手把上，禁止乱扔乱放。171、（1）工作面前后方支承压力，是随着工作面推进而不断向前移动。

172、（1）应力降低区位于工作面前后方支承压力区之间，工作面正处于该范围内。173、（0）采空空间上方的岩层一般都将发生移动，自下而上形成2个带。174、（0）“三带”是指：垮落带、裂隙带和破碎带。175、（0）新投入支柱无需空载升降，可直接使用。

176、（1）失效支柱包括三用阀失效、漏液、变形、弯曲、缺少2个以上柱爪、手把损坏等。177、（0）手把损坏的支柱不影响使用。

178、（0）直接顶初次垮落时的跨距则称为周期来压步距。

179、（0）《规程》规定采掘工作面的空气温度不得超过30度。

180、（1）爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。181、（0）爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时严禁放炮。

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182、（1）岩石刚破碎时的碎胀系数一般为1.25～1.5。

183、（1）如果直接顶厚度等于或大于采高的2～4倍，直接顶垮落后就能把采空区填满，则老顶来压的显现在工作面不明显。

184、（1）切眼到老顶初次来压时工作面推进的距离称为老顶初次来压步距。185、（0）老顶岩梁周期性断裂的距离，称为老顶初次来压步距。186、（1）周期来压步距，一般为老顶初次来压步距的1/2～1/4。

187、（1）划分回采工作面煤层直接顶的类别和基本顶的级别，为支架选型和确定其合理技术参数提供依据是矿压监测的目的和任务之一。

188、（0）研究分析回采工作面底板破坏规律不是矿压监测的目的和任务。

189、（0）收集监测的地质资料不包括：围岩性质及柱状，分层厚度及力学特性。190、（1）矿山监测计划是现场矿压监测研究工作的准侧。

191、（1）现场矿压监测工作要确保数据的可靠性、准确性、连续性和及时性。192、（1）仪器仪表安装、测读必须符合要求，保持监测资料的连续性和准确性。193、（0）按规定穿鞋的单体支柱工作面每排漏穿铁鞋不得超过5块。的数据。

194、（0）明确所监测数据的用途，测取普遍性的观测数据，即最能为观测目的和任务服务195、（1）按规定单体支柱工作面空载支柱不得超过3根。

196、（1）按规定单体支柱工作面顶梁调斜不得超过3棚。

198、（0）装面、收作期间单体支柱测定率达80%。

199、（1）单体支柱工作面，顶、底板移近量按规定不大于采高100毫米/米。200、（0）炮采面初放期间单体支柱工作阻力测定率不得小于20%。201、（1）地表塌陷移动范围一般大于井下开采范围。202、（0）矿井三量可采期可准确的判断矿井采掘关系。

203、（0）大型矿井采用综合开拓一般采用主立副斜开拓布置方式。

204、（1）矿井同一采区、同一煤层、同翼相邻正在开采的采煤面沿空送巷时，采掘工作面严禁同时作业。

205、（1）采掘生产系统特别是通风系统应相互独立，以提高系统抗灾能力。206、（0）开采水平高度越小，劳动生产率和生产成本就越高。207、（0）工作面长度超过300 m时，回采煤量可能大于准备煤量。208、（1）矿井配采是巷道掘进排队的依据。

209、（1）中部车场采用甩入石门布置，上山则布置在底板岩石中。

210、（1）轨道上山中部车场牵引角，一般小于二次回转角。

211、（1）井田开拓方式主要分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓、综合开拓。

212、（1）环形井底车场布置形式主要方式有立式、斜式、卧式。

213、（1）矿井主要运输大巷布置方式为分层大巷、集中大巷、分组集中。

214、（0）衡量矿井采掘关系的“三量”是开拓煤量、安全煤量、回采煤量。

215、（1）采区上部车场基本形式主要分为平车场、（顺向、逆向）甩车场、转盘车场。197、（0）单体面常规矿压监测项目主要有顶底板移近量、支柱活柱下缩量和支架初撑力。

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216、（1）采区中部甩车场线路组成一般包括存车线、调车线。

217、（1）下山采区的硐室主要有绞车房、变电所、水泵房。

218、（1）矿井延深方案主要有直接延深、暗井延深、新打一个暗井、延深一个井筒、深部新开立或斜井。

219、（0）“三下”开采主要包括建筑物下、采空区下、水体下。

220、（1）地下开采后地表移动和变形分为下沉、水平移动、倾斜、水平变形、曲率变形 221、（1）综合开拓指采用立井、斜井、平硐等任何两种形式开拓的方式 222、（1）分组大巷指为一个煤组服务的运输大巷。

223、（1）竖曲线指平面线路与斜面线路相交处或两个斜面线相交处，设置竖直面上的曲线。224、（1）起坡点指竖直曲线的上、下端点。

225、（1）回采煤量指准备煤量范围内，已有回采巷道及开切眼所圈定的可采储量。226、（0）采区采出率：薄煤层不低于95%；厚煤层不低于85%。

227、（1）上山开采的优点是利于采区通风、运输、掘进等。但水平服务年限短，开采水平数目多不利于合理集中生产等。

228、（1）装药系数是炮眼内装药的长度与炮眼长度的比值。

229、（1）二次支护是指初次支护完成后，为了进一步提高巷道安全稳定性而采用的刚度较大的支护结构和支护方法。

230、（1）一次成巷是把巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体在一定的距离内，按设计及质量标准要求，互相配合，前后连贯的最大限度的同时施工。231、（1）为了组织循环作业，在施工时将掘进循环中各工序的持续时间、先后顺序和相互间的衔接关系，用图表的形式表示出来，该图表即为循环图表。232、（0）“DX”表示道岔类型中的单开道岔。

233、（1）在两条或两条以上的距离较近巷道中，由一个施工队分别交替进行掘进和永久支护工作的方式是掘支交替作业。

234（1）巷道、硐室施工时，先以小断面超前掘进，而后扩大到设计断面的方法叫导硐施工法。

235、（1）炸药爆炸的基本特征是反应的放热性、生成大量气体、反应和传播的快速性。236、（1）瞬发电雷管、秒延期电雷管、毫秒延期电雷管均属于电雷管。237、（1）道床的参数包括：钢轨型号选取、轨枕规格、道蹅高度。

238、（1）根据掘进和永久支护两大工序在空间和时间上的相互关系，一次成巷的施工法有掘支平作业、掘支顺序作业、掘支交替作业。

239、（1）软岩巷道的联合支护方式有锚喷和U型钢联合支护、锚喷和锚索及锚注联合支护、锚喷和孤板联合支护。

240、（1）锚杆桁架主要由锚杆、拉杆、拉紧器及垫块组合而成。241、（1）预防煤和瓦斯突出的措施有区域性预防措施和局部预防措施。242、（0）在窄轨道岔中，引导车辆向主线或岔线运行的重要零件是岔心。

243、（1）具有预紧作用，能够增大沿巷道轴向裂隙的摩擦系数，提高围岩完整性的支护是锚杆桁架支护。

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244、（0）巷道掘进一段距离后，边拆除临时支架，边进行永久支护工作的是掘支平行作业。245、（1）“DC”表示道岔类型中的渡线道岔。

246、（1）井下窄轨线路组成部分包括直线线路、曲线线路、道岔。

247、（1）沿突出煤层掘进平巷的技术措施有震动放炮和松动爆破、超前支架、大直径超前钻孔、力钻孔。

248、（1）加固法治理巷道底鼓的措施有底板锚杆、底板注浆、封闭式金属支架、混凝土反拱法。

249、（0）当围岩的应力没有超过岩体的强度时，围岩处于塑性形变阶段。

250、（1）根据凿岩机的使用动力不同，可分为风动凿岩机、液压凿岩机、电动凿岩机。251、（1）煤巷掘进断面内有一层较软的煤带时，掏槽眼应布置在软煤带中，可用半楔形掏槽、扇形掏槽、三心形掏槽。

252、（1）炸药爆炸反应是由冲击波所激起的，因此其反应速度和爆炸速度都很高。253、（1）在工作面无瓦斯、岩层稳定、无涌水的情况下，采用普通反井法施工煤仓是简便易行的，并且能保证作业安全和工程质量。

254、（0）电钻用电能作为动力破岩，采用的方法是冲击式钻眼法。

255、（1）适用于围岩较好、开采单一煤种或开采多煤种但不要求分装分运的中小型矿井的煤仓为倾斜煤仓。

256、（1）当次生应力超过岩体的屈服极限时，围岩出现较明显的塑性变形的岩体是塑性岩体。

257、（0）“ Dk”表示道岔类型中的对称道岔。

258、（1）在松散破碎的岩层中，采用光面爆破掘进后喷射混凝土并打锚杆架设U型钢底梁的支护方式为锚喷和U型钢联合支护。259、（1）钎头的形状有一字形、十字形。

260、（1）炸药的敏感度包括热感度、机械感度、爆轰感度。

261、（1）炸药爆炸可能引爆瓦斯、煤尘的因素有空气冲击波、炽热的固体微粒、爆炸生成的高温气体。

262、（1）副井提升方式为串车提升，它的用途是上下人员、提升矸石、提放设备和风井。263、（0）按用途井筒分为主井、副井、暗斜井、风井。

264、（1）交岔点设计包括平面尺寸设计、断面形状及尺寸、材料消耗量、工程量计算。265、（1）液压凿岩机是由油缸冲击机构、转钎机构和排粉系统所组成。

266、（0）巷道的净宽度必须满足从道砟面起1.6m的高度内留有宽不小于0.6m米的人行高度。

267、（1）爆炸三要素是：反应的放热性、生成大量气体、反应和传播的快速性。268、（1）新奥法的主要理念是围岩本身的承载能力。

269、（1）衡量软岩巷道矿压显现强烈程度和维护状况的重要指标是围岩变形。

270、（1）巷道的稳定性从根本上讲取决于巷道围岩承受的载荷与其承载能力的相对关系。271、（1）道岔的型号可与基本轨的型号不同。

272、（1）岩石的变形特征反映岩石在载荷作用下改变自己的形态或体积直至破坏的情况。

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273、（1）自然地质因素主要包括采深、地质构造及煤岩结构和力学性质。

274、（1）在地壳运动的作用下，煤和岩层改变原始的埋藏状态所产生的变形或变位的形迹称为地质构造。

275、（1）岩层受地壳运动水平力的作用发生变形，呈现波状弯曲，但仍保持了岩层的连续性和完整性的构造形态，称为褶皱。褶曲有背斜和向斜两种基本形态。

276、（1）根据断层走向和岩层走向的相对关系分类，断层可分为走向断层、倾向断层和斜交断层。

277、（0）在比例尺为1、2000的矿图上，长度为50mm的巷道，实际长度为500m。278、（1）以选定的某处海面平均水位的水准面作为计算高低的标准，一点和这个水准面的垂直距离，叫做该点的标高。

279、(0）岩石在应力作用下发生变形，应力解除后不能恢复原来的形状，这是岩石的弹性变形。

280、（1）向斜轴部一般有顶板压力增大现象和瓦斯突出的危险。281、（0）等高线间距越大，煤层倾角越大。

282、（1）在煤层底板等高线图上可以量标出煤层的倾角。

283、（1）读采掘工程平面图时，根据煤层等高线和地质构造符号，煤层等高线中断说明有断层存在。

284、（1）看采掘工程平面图时，找到煤层等高线，就是煤层的走向，垂直等高线的方向，就是煤层的倾向。

285、（0）软岩巷道的底鼓多是因为顶板上覆岩的压力通过两帮传递到底板而引起的。286、（0）开采前的岩体处于绝对静止状态，所以原岩体处于应力平衡状态。

287、（1）由于受成煤时期的地质条件和地壳运动影响，不同煤层的形态、结构、厚度差别是很大的。

288、（1）有的煤层同时具有伪顶、直接顶和基本顶，但有的煤层只有直接顶和基本顶而没有伪顶，也有的煤层没有伪顶、直接顶，煤层上面直接就是基本顶。

289、（1）井下采掘工作破坏了原岩应力的平衡状态，会引起岩体内部应力重新分布。290、（1）采区巷道二次采动影响的剧烈程度和影响范围比一次采动影响稍大。291、（1）由于支架具有一定的工作阻力，因而可以阻止巷道两侧支承应力最高点内移。292、（1）岩体内开掘巷道后，巷道围岩应力进行重新分布，其变形、移动和破坏可能是多次重复的。

293、（1）支承应力是在岩体内开掘巷道后，巷道两侧增加的切向应力。294、（1）原岩应力是天然存在于原岩而与任何认为原因无关的应力。

295、（1）对于底板来说，除了岩体本身的重力是阻止底板向上鼓起的力量外，往往不设支架底梁去阻止底鼓。

296、（0）岩石的坚固性系数是岩石轴向抗压强度与100的比值。297、（1）煤层底板等高线发生变化，表明煤层构造发生变化。

298、（1）一个生产矿井必须具备的图纸一般分为矿井测量图和矿井地质图。

299、（1）巷道所处深度大时，上覆岩层质量大，直接影响到巷道围岩中原岩应力的大小。

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300、（1）巷道过松软破碎带的施工方法有加强支护法、超前支护法、撞楔法等。301、（0）矩形断面利用率低，承载能力低，一般用于顶压和侧压都不大、服务年限短的巷道。

302、（1）在失修巷道中，发生严重影响井巷通风、运输、行人安全和使用之一者，视为严重失修巷道。

303、（1）井巷失修率小于7%，其中严重失修率小于3%，但主要通风、运输巷道均能保证安全畅通者均为正常标准。304、（1）同一巷道内同一种支护方式不得使用不同规格型号的支架。

305、（0）对于端部锚固锚杆，锚固剂的作用比较复杂，主要有两方面、一是将锚杆杆体与钻孔孔壁黏结在一起，使锚杆随着岩层移动承受拉力；二是当岩层发生错动时，与杆体共同起抗剪作用，阻止岩层发生滑动。

306、（1）钢带除可以防止锚杆间的松动岩块掉落外，还可以均衡锚杆受力，改善顶板岩层受力状况，与锚杆共同形成组合支护系统，增强顶板岩层的稳定性。

307、（1）锚杆与一般的支架大致相同，它们都不是消极地承受巷道围岩所产生的压力和阻止破碎岩石的垮落，而是通过锚入围岩内的锚杆来改变围岩本身的力学状态，在巷道周围形成一个完整而稳定的岩石带，锚杆与围岩共同作用而达列支护巷道的目的。308、（1）锚喷巷道表面平整度允许偏差应不大于50 mm。

309、（0）目前，阻碍锚杆支护技术在煤巷中大量推广使用的主要因素是支护速度跟不上开挖速度，从而造成巷道掘进速度慢，影响掘进进尺。

310、（0）锚杆排距根据设计锚杆锚固力，考虑安全系数(一般取5—6)计算。

311、（1）锚杆根据强度的大小可分为普通锚杆和高强锚杆、超高强锚杆。

312、（1）锚杆安装时，减摩垫圈的作用是减少螺母与托盘间的摩擦力，使扭矩转化为预紧力。

313、（1）迎山角的大小，取决于巷道的倾角和围岩的性质。当巷道倾角小于40º-50º时，一般每倾斜6º-8º便应有1º的迎山角。

314、（1）施工前掘进区(队)技术负责人必须向本区(队)干部、工人贯彻批准的作业规程。贯彻后必须进行考核，并经被贯彻者本人签字后，方可下井作业。轮休或者请假的工人必须补课，并经考核合格且补课者签字后，方可参加作业。

315、（0）当地质或生产技术条件与作业规程不符时，必须及时修改作业规程或补充安全技术措施，不用审批。

316、（0）《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术》操作规程、工种岗位责任制中有明文规定，且又属掘进作业中必须执行的条文，可在掘进作业规程中标明该规定的条款，在贯彻掘进作业规程时，不用贯彻其条文的具体内容。

317、（0）上下山掘进距耙装机尾部30m左右处应安设一组挡车装置，其他部位防跑车装置的安设应执行《煤矿安全规程》及公司(局)的有关规定。

318、（1）光面爆破眼痕率，硬岩应保留60％以上，中硬岩石应保留50％以上，松软岩石或断层破碎带要达到爆破成型。

319、（1）掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，生产部——采掘技术员

外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。

320、（1）断层等地质构造带附近易发生突出，特别是构造应力集中的部位突出的危险性大。

321、（0）煤层顶底板与煤层的接触面光滑程度和煤与瓦斯突出没有关系。

322、（1）开采保护层之前，一般应首先选择无突出危险的煤层作为保护层。

323、（1）地质构造应力集中是突出的必要条件。

324、（0）煤与瓦斯突出分布不受地质构造限制。

325、（0）瓦斯涌出不均衡量是最大瓦斯涌出量与相对瓦斯涌出量的比值。

326、（0）掘进工作面断面小、落煤量小，瓦斯涌出量也相对较小，瓦斯事故的危险性较小。

327、（0）瓦斯抽放泵站必须设置甲烷传感器，抽放泵输人管路中必须设置甲烷传感器。

328、（1）构造变动强烈的急倾斜煤岩层，内部结构往往破碎，整体强度较低，岩体侧压大于垂直压力，工作面易出现坍塌滑移，片帮冒顶，稳定性较差。

329、（0）盘区式巷道布置应用于近水平煤层的开采。

330、（0）上下两个分层保持一定错距同时开采时，称为“分层同采”。331、（0）内错式布置厚煤层各分层平巷，下分层工作面长度增大。

332、（1）交叉点锚喷支护时，使用加长或全长锚固式锚杆，是预防冒顶事故的措施。133、（1）掘进工作面风筒末端距迎头的距离，煤巷应不超过5m，半煤岩巷应不超过8m，岩巷不超过10m。

334、（1）采区生产能力是采区内采煤工作面和掘进工作面产量之和。

335、（1）煤矿井下受水害威胁的地区，必须坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”这一原则。

336、（0）煤层顶板直接充水含水层包括煤层直接顶板和各煤层采动诱发的综合导水裂隙带范围内所有的含水层。

337、（0）由于积水的渗透，煤层会变得发潮、发暗、无光泽，如果剥去一层煤层没有发潮现象，则是透水预兆。

338、（0）采掘工作面接近积水区时，在地下水压的作用下，顶底板弯曲变形，有时伴有潮湿、渗水现象。

339、（1）扇形掏槽适用于煤层，半煤岩或用于有软夹层的岩石中。340、（1）相邻两条等高线之间的高程差称为等高距。341、（0）同一张图上，等高距可以不一致。

342、（1）锚索钢绞线旋向应与搅拌工具旋转方向相反。

343、（0）斜巷小绞车的保险绳应与主绳直径相同，用不少于2副卡子卡紧。保险绳的长度和挂车数相适应，不宜过长。

344、（1）锚杆眼孔直径、锚杆杆体直径及锚固剂直径之间的间隙在规定的合理范围内，称为三径匹配。

345、（0）临时轨道轨距误差应不大于10mm、不小于5 mm，轨道接头间隙应不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm，水平误差应不大于5 mm。

346、（1）岩石孔隙率是指岩石内的各种裂隙、空隙的体积和岩石总体积的比值。

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347、（1）混凝土和易性是指混凝土混合物在保证质地均匀，各组成成分不离析的条件下，适合于拌和、运输、浇灌和捣实的综合性质。它包括流动性、粘聚性和保水性三方面的含义。348、（1）殉爆距离是指带有雷管的主发药包爆炸时能连续三次使相隔一定距离的另一同种药包也爆炸的最大距离。

349、（1）工程软岩是指在工程力作用下表现出明显的塑性变形等特征的岩石。350、（1）偶合装药是指药卷与炮眼之间没有或很小的间隙。

351、（1）煤仓的施工方法主要有普通反井法、吊笼反井法、反井钻机法 和深孔爆破法 四种。

352、（1）影响炮眼深度的主要因素是 巷道断面尺寸和掏槽方法、岩石的物理力学性质、钻眼设备、劳动组织和循环作业方式等。

353、（1）DC618-3-18表示轨距600m对称道岔、18kg/m钢轨、3号对称道岔、曲率半径为18m。

354、（1）影响钻眼爆破效果的主要因素有工作面炮眼布置、爆破参数、炸药的性能和爆破技术等。

355、（1）影响混凝土强度的因素有水泥标号、水灰比、骨料的品质与级配和施工搅拌振捣与养护条件等。

356、（1）巷道断面形状的选择主要考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质、作用在巷道上的地压大小和方向、巷道的用途及其服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素。

358、（1）在单向压力作用下，岩石试件的全应力—应变曲线可以分为压密闭合阶段、线弹性阶段、变形屈服阶段（破裂发展阶段）和软化阶段，共四个阶段。

359、（1）我国石门揭穿突出危险煤层的防突措施主要有震动爆破或远距离爆破、抽放瓦斯和钻孔排放、水力冲孔和水力冲刷、金属骨架等。360、（1）溜煤眼不得兼作风眼使用。

361、（0）开采煤炭时矿尘生成量的多少与地质因素无关。362、（0）矿尘的产生量与顶板管理方式无关。

363、（0）不管哪种采煤方法，工作面相对瓦斯涌出量随产量增大而增加。364、（0）煤层突出的危险性随煤层含水量的增加而减小。365、（1）降低封闭区域两端的压差可以减少老采空区瓦斯涌出。366、（1）除总进风、总回风外，采区之间应尽量避免角联分支的出现。367、（0）专用排瓦斯巷内不得进行生产作业，但可以设置电器设备。370、（1）用局部通风机排放瓦斯应采取“限量排放”措施，严禁“一风吹”。371、（1）开采保护层时，要同时抽放被保护层的瓦斯。

372、（1）专用排瓦斯巷必须贯穿整个工作面推进长度且不得留有盲巷。373、（1）煤层瓦斯含量越大，瓦斯压力越高，透气性越好，瓦斯涌出量就越高。374、（0）进、回风井之间和主要进、回风巷之间每个需要使用的联络巷，安设2道联锁的正向风门即可。

375、（0）采区进、回风巷可以不贯穿整个采区，可以一段为进风巷、另一段为回风巷。

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376、（1）瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井中，掘进工作面的局部通风机可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1 次，保证局部通风机可靠运转。

377、（0）可以使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

378、（1）掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和使用局部通风设备通风两大类。379、（1）矿井有效风量是指通过井下各独立通风的用风地点的实际风量的总和。380、（1）实施改建、扩建、技术改造并经“三同时”验收合格，必须重新核定矿井通风能力，具备资质的核定单位接受委托后，应在30日内完成核定。

381、（1）风门、风桥、密闭等通风设施构筑质量不符合标准、设置不能满足通风安全需要为煤矿重大安全生产隐患。

382、（1）倾斜井巷内使用串车提升时必须在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。

383、（0）耙装机在拐弯巷道装(岩)煤时，为了保证安全，在拐弯处钢丝绳内侧必须设专人指挥。

384、（1）推移刮板输送机时，严禁从刮板输送机两端头开始向中间推移溜槽，以免发生中部槽凸翘。

385、（0）阻车器一般设在上部车场人口处，平时应处在打开状态，往井下推车时方准关闭，以免误操作发生跑车事故。

386、（0）耙装机操作时，两个制动闸可同时闸紧。

387、（1）井下用机车运送爆破材料时，列车的行驶速度不得超过2 m/s。388、（1）矿井轨道同一线路必须使用同一型号钢轨。

389、（1）倾斜井巷运输时，矿车之间的连接、矿车与钢丝绳之间的连接，必须使用不能自行脱落的连接装置，并加装保险绳。

390、（0）斜井升降人员时的加速度和减速度，不得超过0.75m／s。391、（1）装设保护接地可防止设备或电缆漏电引起的人身触电事故。

392、（1）瓦斯矿井总回风巷、主要回风巷、采区回风巷、工作面和工作面进回风巷可选用矿用防爆型电气设备和矿用一般型电气设备。

393、（1）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。394、（0）水平巷道或倾斜井巷中悬挂的电缆必须平直，并能在意外受力时自由坠落。395、（1）电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。

396、（1）在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆(包括通信、信号电缆)必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。

397、（1）过电流会使设备绝缘老化，绝缘降低、破损，降低设备的使用寿命。

398、（1）设置过电流保护的目的就是线路或电气设备发生过电流故障时，能及时切断电源防止过电流故障引发电气火灾、烧毁设备等现象的发生。399、（0）在总回风巷和专用回风巷中可以敷设电缆。

400、（1）列车通过的风门，必须设有当列车通过时能够发出在风门两侧都能接收到声光信号的装置。

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401、（1）无煤时，禁止刮板输送机长时间运转。

402、（1）使用水介质液力耦合器时，耦合器应具备易熔塞、易爆塞保护。403、（1）电动机烧坏的原因有启动频繁、电机缺相运行等。404、（0）传动滚筒是胶带输送机承载物料的主要部件。405、（0）装到胶带上的货载从机尾滚筒处卸载。

406、（0）减速器输出轴的转速等于输入轴的转速乘以减速器的减速比。

407、（1）胶带输送机综合保护安装调节不当是电动机不能启动或启动后就立即慢下来的一个原因。

408、（1）常用的紧固垫圈有平垫圈、弹簧垫圈、螺母用止动垫圈。409、（0）螺栓紧固有没有垫圈都行。

410、（1）螺纹有正反扣之分，有粗细扣之分，有牙的形状之分。

411、（0）胶带宽度为800毫米的胶带输送机的传动滚筒长度为800毫米。

412、（1）排放瓦斯必须严格执行撤人、停电、搁警戒、低浓度排放。

413、（1）液压传动是使用液体的静压来传递能量。

414、（1）常用的机械传动有摩擦轮传动、带传动、齿轮传动和链传动。

415、（0）刮板输送机连接环缺螺栓也可以运行。

416、（0）必要时，人员可以在刮班输送机上行走或运送物料。

417、（0）设备的转动部分不需要进行润滑。

418、（0）倾斜井巷上运的胶带输送机必须装设过桥。

419、（0）皮带运行时，人可以乘坐。

420、（1）井下不得带电搬迁、检修电气设备、电缆、电线。

421、（1）采煤机的电气设备均为防爆型，因此可用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井。

422、（1）双滚筒采煤机两个截割部除滚筒转向相反外，其余结构相同。

423、（1）需要较长时间停机时，应在按顺序停电动机后，再断开隔离开关，脱开离合器，切断电磁启动器隔离开关。

424、（1）胶带磨损超限时，应及时更换。

425、（0）胶带输送机常用的拉紧装置是手拉葫芦。

426、（1）井下不得带电搬迁、检修电气设备、电缆、电线。

427、（1）司机必须经过培训、考试合格并持证才能上岗操作。

428、（1）一对齿轮的传动比就是从动轮与主动轮的齿数比。

429、（0）输送机正常运行时，可以带负荷停机。430、（1）电气设备着火时应首先切断电源、在电源切断电源前用不导电的灭火器、器材进行灭火。

431、（0）带式输送机的输送能力与电动机功率大小没有关系。

432、（1）《煤矿安全规程》要求胶带机必须设防滑（低速）、烟雾、温度、堆煤、跑偏、自动洒水保护。

433、（0）刮板输送机配套电动机功率为75-110KW时，为重型刮板输送机。

434、（0）转载机、破碎机运行时要观察电动机、减速器等各部运转声音要正常，有问题时

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要等停机后处理。

435、（1）转载机减速机和链轮轴组不能在井下拆开维修，必须在井下维修时，必须有防尘、防异物进入等防护措施。

436、（0）转载机、破碎机运行时，特殊情况下可去掉保护罩。

437、（0）转载机刮板链跳齿时，待停机后，妥善处理后，方可继续作业。

438、（1）阻燃胶带阻燃型意义是：胶带与滚筒产生摩擦时，容易发生燃烧，当火焰离开胶带时，胶带能自行熄灭。

439、（0）转载机、破碎机电动机温度不应超过75℃。440、（0）乳化液泵站所排液量是均匀的。

441、（1）乳化液箱容积应能容纳因采高变化引起的支架所需液量差。442、（0）必要时可以甩开高压过滤器直接供液。443、（1）井下存放乳化油的油箱要严格密封。444、（0）胶带输送机传动装置由皮带和托辊组成。445、（0）传动滚筒是胶带输送机承载物料的主要部件。

446、（1）胶带输送机综合保护安装调节不当是电动机不能启动或启动后就立即慢下来的一个原因。

447、（0）胶带输送机司机应保持机头、机尾附近2米内的工业卫生。448、（1）胶带输送机电动机烧坏的原因有：皮带启动频繁、电机缺项运行等。449、（1）低压电动机应具备短路、过负荷、单项断线、远距离控制保护装置。450、（0）胶带输送机没有保护也可以临时开。

451、（0）胶带输送机驱动装置由电动机、液力偶合器、减速器组成。452、（0）倾斜井巷上运的胶带输送机必须装设过桥。453、（1）井下不得带电搬迁、检修电气设备、电缆、电线。

454、（1）胶带机司机清除滚筒下溢煤和滚筒上的积煤时司机应停机将开关闭锁后进行处理。455、（1）烟雾保护应装设在导向滚筒上方，顺风风流中的地方。

456、（1）液力偶合器保护塞起作用后，开关停电闭锁，查明原因并进行处理，按标准量补足传动液，更换合格保护塞，然后在操作运行。

457、（0）标准化中，要求胶带输送机司机作到的四会是会操作、会维修、会保养、会甩保护。

458、（0）胶带输送机里帮无法清煤时，应使用一字清带器，把煤清到外帮。459、（1）拆卸液力耦合器应用丝杠往出顶空心轴，而不得拨外壳。460、（1）胶带输送机的胶带既是承载机构又是牵引机构。461、（1）电动机烧坏的原因有启动频繁、电机缺项运行等。

462、（1）皮带软启动装置的作用是使带式输送机平稳启动，减少启动电流对电网的冲击，减轻启动力矩对负载带来的机械振动。

463、（0）胶带输送机巷道中应每隔10米设置消防洒水支管和阀门。464、（0）减速器中可以用黄油润滑。465、（0）皮带机应装设防断链保护。

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466、（1）带式输送机是散装物料连续运输的设备。

467、（1）按牵引方式不同，带式输送机可分为滚筒驱动和钢丝绳牵引两类。

468、（0）当主动滚筒被电动机带动而旋转时，借助于电机与胶带之间的摩擦力带着胶带连续运转。

469、（1）胶带与驱动滚筒粘水、泥、煤尘会使胶带打滑。470、（0）胶带跑偏不会影响生产、不会损坏胶带。

471、（1）胶带跑偏的原因有巷道变形、底鼓使支架不正，托辊倾斜等。472、（0）采煤机停止工作或检修时，可不必切断电源。

473（1）采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力启动器的隔离开关。474、（0）工作面倾角在25º以上时，采煤机必须有可靠的防滑装置。475、（1）采煤机无水或喷雾装置损坏时必须停机。

476、（1）采煤机油液更换时，旧油排尽后，各油箱应用新油液冲洗干净。477、（0）在井下可随时打开牵引部机盖检查内部结构。

478、（1）采煤机检修结束后，按操作规程进行空运转，试验合格后再停机、断电，结束检修工作。

479、（1）采煤机镐形截齿基本上沿着滚筒的切线方向安装，又称为切向截齿。480、（1）采煤机的电气设备均为防爆型，因此可用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井。481、（0）滚筒式采煤机电气部分由电动机和电气控制箱所组成。482、（0）滚筒直径是指滚筒上截齿齿尖的最小截割圆直径。

483、（1）需要较长时间停机时，应在按顺序停电动机后，再断开隔离开关，脱开离合器，切断电磁启动器隔离开关。

484、（1）采煤机的电气控制系统具有控制与保护功能。

485、（1）高压保护、低压保护、回零保护、倒吸保护、油质油温保护是采煤机牵引部的主要保护。

486、（0）双滚筒采煤机的摇臂和滚筒没有左右之分，可以互换。487、（1）双滚筒采煤机不许在电机开动的情况下操作滚筒离合器。488、（1）操作采煤机时，禁止带负荷启动和频繁点动开机。

489、（1）滚筒采煤机运行时，当检查工作结束后，发出信号通知运输系统由外向里按顺序逐台启动输送机。

490、（0）当滚筒采煤机在运行中发现有局部冒顶或片帮时，可以将采煤机截割滚筒当破碎机使用以破碎冒落矸石。

491、（1）液压支架的移架步距应该和采煤机截深及输送机的推移步距一致。492、（0）综采工作面的循环作业方式为单循环作业。

493、（1）隔离开关是滚筒采煤机的电源总开关，其作用是接通和断开采煤机的电源。494、（0）井下电气设备有保护接地装置，无需设漏电保护装置。495、（1）综采工作面布置时应适当增加工作面的连续推进长度。496、（1）综采工作面降尘措施主要是煤尘注水或内外喷雾。

497、（1）工作面瓦斯、煤尘超限时，必须立即停止割煤，必要时按规定停电，撤出人员。

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498、（0）带电的电气设备、电缆及变压器油失火时，可以用泡沫灭火器。

499、（1）综采工作面当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人。500、（1）采煤机截割部传动系统多数都设置一对锥齿轮，以适应电动机纵向布置，改变传动方向的需要。

501、（1）采煤机采用电动机恒功率自动调速，当电动机超载时，自动使牵引速度减慢，以减小电动机输出功率。

502、（0）采煤机截割部中锥齿轮通常位于传动系统的低速部分。

503、（1）滚筒式采煤机的工作机构，其作用主要是落煤和装煤，同时还作为降尘系统内喷雾压力水的通道。

504、（0）采煤机滚筒转速越高，其切削量和煤的块度就越大。505、（0）采煤机停止时应先停电动机，再停牵引。

506、（1）采煤机滚筒升降动作缓慢的原因之一是：调高液压系统中安全阀损坏或调定值太低。

507、（0）采煤机至少应装设内喷雾装置。

508、（1）具有隔爆外壳的电气设备称隔爆型电气设备。509、（1）采煤机摇臂和行星减速器采用飞溅润滑。

510、（1）多点驱动带式输送机的用途是降低输送带牵引力，实现增长输送距离的目的。

511、（0）大流量安全阀的整定值低于一般安全阀的整定压力。

512、（0）中位放顶煤支架的架型为单铰点插腿支撑掩护式支架。

513、（0）低位放顶煤支架的架型为四连杆支顶支掩掩护式支架。

514、（0）支撑掩护式液压支架，顶梁采用分式铰接，由千斤顶控制前梁，可向下摆动25°。

515、（1）掩护式液压支架顶梁的作用是支撑顶板，承受顶板压力。

516、（1）具有隔爆外壳的电气设备称隔爆型电气设备。

517、（1）防爆是采取措施防止电气设备引起爆炸性混合物爆炸。

518、（0）粘度指数高，表示其粘度随温度的变化大。

519、（1）润滑脂遇水后不分解或乳化的性能称抗水性。520、（1）机械油性能一般，只适用于轻载和没有冲击的部位使用。

521、（1）建设项目安全设施的设计人、设计单位应当对安全设施设计负责。

522、（0）矿山建设项目竣工投入生产或者使用前，必须依照有关法律、行政法规的规定对安全设施进行验收，施工单位对验收结果负责。

523、（1）非经国务院授权的有关主管部门同意，不得在重要河流、堤坝、铁路、重要公路两侧一定距离以内开采矿产资源。

524、（1）《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》规定：煤矿企业是预防煤矿生产安全事故的责任主体。

525、（0）没有按正规设计形成通风系统的，不属于煤矿重大安全生产隐患。

526、（0）采区进（回）风巷未贯穿整个采区，或者虽贯穿整个采区但一段进风、一段回风的，不属于煤矿重大安全生产隐患。

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527、（1）擅自开采保安煤柱的，属于煤矿重大安全生产隐患。

528、（0）开采容易自燃煤层未设置采区专用回风巷的，不属于煤矿重大安全生产隐患。

529、（0）厚度在3m以上的煤层称为厚煤层。530、（1）倾角大于45°的煤层称为急倾斜煤层。

531、（1）煤层底板等高线的延伸方向就是煤层的走向。

532、（1）通过采掘工程平面图可以了解各项采掘工程的进度、位置等，并可依此进行施工设计、指挥生产、确定开采顺序、实现采掘平衡。

533、（1）井型不是矿井实际生产能力。

534、（0）采掘工程平面图中可以不注明硐室名称。

535、（1）巷道维护须从提高围岩强度和控制围岩应力两方面采取措施。

536、（0）采区巷道二次采动影响的剧烈程度和影响范围比一次采动影响稍小。

537、（1）《煤矿安全规程》第四十四条规定软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。

538、（0）内错式布置厚煤层各分层平巷，下分层工作面长度增大。

539、（0）煤层巷道按中线掘进，则巷道拐弯多。540、（0）道岔的型号可与基本轨的型号不同。

541、（1）矿井全年产量超过矿井核定生产能力的属于煤矿安全生产重大隐患。

542、（1）倾斜长壁的采煤法适用于倾角在12°以下的煤层。

543、（1）倾斜长壁采煤工作面，当顶板淋水较大时，宜采用仰斜推进。

544、（1）倾斜长壁采煤工作面，当瓦斯涌出量较大时，宜采用俯斜推进。

545、（1）倾斜长壁采煤法巷道布置主要特点是取消了上（下）山，简化了井下的巷道系统。

546、（1）《煤矿安全规程》规定，一个采区内同一煤层不得布置5个（含5个）以上掘进工作面同时作业。

547、（1）一个水平可以只开采上山阶段，也可以开采上、下山阶段。

548、（1）开采水平的数目取决于阶段数目和是否采用下山开采。

549、（1）一套上山为几个煤层服务的采区，称为联合布置采区。

550、（1）条带式布置的采煤工作面可以按单工作面布置，也可以按成对的对拉工作面布置。551、（1）采区生产能力是采区内采煤工作面和掘进工作面产量之和。

552、（1）井简开凿到底后，井底附近必须设置具有一定能力的临时排水设施，保证临时变电所、临时水仓形成之前的施工安全。553、（0）井下防水闸门不必采用定型设计。

554、（0）井巷出水点的位置及其水量，不必绘在采掘工程平面图上。

555、（0）矿井最大涌水量和正常涌水量相差特大的矿井，对排水能力、水仓容量不必编制专门设计。

556、（1）有突水淹井危险的矿井，可另行增建抗灾强排能力泵房。

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557、（1）煤层顶板有含水层和水体存在时，应当观测“三带”发育高度。558、（0）防水闸门硐室前后两端，应分别砌筑不小于3m的混凝土护碹。

559、（1）井下爆炸材料库，贮存爆炸材料库房两端的通道与库房连接处必须设置齿形阻波墙。

560、（0）井下爆炸材料库的最大贮存量，不得超过该矿井5天的炸药需要量和10天的电雷管需要量。

561、（1）井下爆炸材料库的炸药和电雷管必须分开贮存。562、（1）溜煤眼不得兼作风眼使用。563、（0）粉尘粒径越大危害性越大。

564、（1）瓦斯的存在将使煤尘的爆炸下限降低。

565、（0）厚煤层分层开采时，首先开采的煤层瓦斯涌出最小。566、（1）煤层突出的危险性随煤层含水量的增加而减小。567、（1）充填法管理顶板时矿井瓦斯涌出量较小。

568、（1）除总进风、总回风外，采区之间应尽量避免角联分支的出现。

569、（1）分区通风要实行分区管理，矿井的通风系统应力求简单。对井下各工作区域实行分区通风。

570、（1）断层等地质构造带附近易发生突出，特别是构造应力集中的部位突出的危险性大。571、（1）开采保护层之前，一般应首先选择无突出危险的煤层作为保护层。572、（1）地质构造应力集中是突出的必要条件。573、（1）开采保护层时，要同时抽放被保护层的瓦斯。

574、（1）安设局部通风机的进风巷道所通过的风量要大于局部通风机的吸风量，防止产生循环风。

575、（1）在突出矿井开采煤层群时，必须首先开采保护层。

576、（0）采区进、回风巷可以不贯穿整个采区，可以一段为进风巷、另一段为回风巷。577、（0）开采突出煤层时，工作面回风侧可以设置调节风窗。

578、（1）采区进（回）风巷未贯穿整个采区，或者虽贯穿整个采区，但一段进风、一段回风为煤矿重大安全生产隐患。

579、（1）导致矿井发生火灾的3个因素为：热源、可然物和空气。580、（1）煤与瓦斯突出矿井主要巷道应布置在岩层中。

581、（0）在同一突出煤层的同一区段集中应力影响范围内，可以布置2个工作面相向回采或掘进。

582、（0）采区专用回风巷不得用于运料、安设电器设备和行人。

583、（1）低瓦斯矿井且开采单一中厚煤层的采区，可以不设置专用回风巷。

584、（0）在采区主体巷道已确定的区段设计中，区段中部甩车场的轨道上（下）山拨门点

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（牛鼻处）巷道底板标高与车场内相等。

585、（0）在通常区段设计中，区段中部甩车场与轨道上（下）山的下山方向夹角不超过 90°均可。

586、（0）在平面交岔点轨道线路设计中（巷道、轨道中线重合），单开道岔基本轨起点与巷道转弯半径圆弧上的切点重合。

587、（0）在平面交岔点轨道线路设计中，单开道岔辙岔角与巷道转角相等。588、（1）突出矿井的采区上山不一定布置4条。

589、（0）在低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采联合布置的采区专用回风巷内可以安设乘人器，但必须将机头电器设备布置于巷道的进风侧。

590、（1）条带布置工作面的推进方向一般与大巷垂直，不布置煤轨巷。591、（1）突出矿井的非突出采区专用回风巷可以行人。592、（1）采区变电所的回风不得进入采掘工作面。

593、（0）突出矿井只要有上级职能部门批准的新采区地质报告，即可进行采区设计。594、（0）按目前国家规定，工作面回收率，薄煤层不低于93%，中厚煤层不低于95%，厚煤层不低于97%。

595、（1）煤矿水文地质补充勘探工作完成后，由煤矿企业总工程师组织审查、验收。596、（0）突出矿井开拓前煤与瓦斯突出危险性区域预测仅用于指导新采区设计。597、（1）褶曲的特点是仍保持着岩层的连续性和完整性。

598、（1）《煤矿安全规程》《作业规程》和《操作规程》具有同等重要和并列平等关系。599、（0）断层主要分为正断层和逆断层两类。600、（1）地形等高线一定是连续闭合的。

二、单选题

1、矿井至少有_B_个独立的能够行人并直达地面的安全出口。A、3 B、2 C、1 D、4

2、矿井安全出口的间距不小于_B_m。A、20 B、30 C、40

3、井下每一个水平面、每一个采区至少有_A_个便于行人的安全出口，并与直达地面的安全出口相连接。A、2 B、3 C、4

4、采面有_A_个畅通的安全出口。A、2 B、3 C、4

5、矿井主要进回风巷的净高不小于_C_ m。A、1.6 B、1.8 C、2

6、采区上下山和平巷的净高不小于_B_ m。A、1.6 B、1.8 C、2

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7、采面出口20 m内巷道净高不小于_A_ m。A、1.6 B、1.8 C、2

8、矿山企业不得录用从事矿山井下劳动的人群不包括_C_。A、未成年人 B、女职工 C、青年人

9、煤矿企业必须对职工进行_A_，否则不得上岗作业。A、安全培训 B、军事训练 C、技能测定 A、日 B、月 C、年

11、正常安全生产矿井应具有_C_大系统。A、8 B、9 C、10

12、在乘坐乘人架空装置时，乘坐间距不小于_A_m。A、5 B、6 C、8

13、不准同时打开相邻的_A_道或一组风门。A、一 B、两 C、三

14、在上下立眼时，要走行人立眼，手要抓好_B_。A、电缆 B、扶手 C、钢丝绳

15、新入矿的井下作业职工，接受培训的时间不得少于_C_小时。A、24 B、42 C、72

16、推车前要发出信号，同向推车时两车相距不得小于_B_。A、20 B、30 C、40

17、不准在工作面打闹，严禁钻进_B_休息、拿材料和工具，或作业。A、硐室 B、采空区 C、躲避硐

18、必须熟悉井巷安全出口和避灾线路，在巷道拐弯处和交叉点要挂_B_。A、警示牌 B、路标 C、灯箱

19、井下发生火灾时，要迅速带好_A_。A、自救器 B、毛巾 C、矿灯

20、井下发生火灾时，位于进风侧时，要沿_C_方向撤离。A、火焰蔓延 B、火焰同相 C、火焰相反

21、位于透水点上方，要沿_B_方向撤离。A、水流 B、上山 C、下山

22、新入井的职工必须在有经验的职工带领下，工作满_C_个月，再次考核合格后，方可独立作业。

A、2 B、3 C、4

23、内注式单体液压支柱的型号是“NDZ”，其中N代表_A_。A、内注式 B、单体液压 C、支柱

24、内注式单体液压支柱的型号是“NDZ”，其中D代表_B_。A、内注式 B、单体液压 C、支柱

10、矿井实行瓦斯检查制和矿长、技术负责人瓦斯_A_报表审查签字制。

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25、内注式单体液压支柱的型号是“NDZ”，其中Z代表_C_。A、内注式 B、单体液压 C、支柱

26、单体液压支柱在采煤工作面回采结束后或使用时间超过_C_个月后，必须进行检修。A、6 B、7 C、8

27、检修好的支柱，还必须进行_A_试验，合格后方可使用。A、压力 B、剪力 C、摩擦力

28、单体液压支柱的使用寿命规定为_B_年。A、4 B、5 C、6

29、支柱的备用量是使用量的_B_％，同规格同型号备足。A、5 B、10 C、15 30、单体液压支柱大修周期，外注式为_B_年。A、1 B、2 C、3

31、金属铰接顶梁的适用范围比较广泛，其具体条件是煤层倾角在_B_以下。A、20° B、25° C、30°

32、连续悬梁达到_A_根时就必须支设临时支柱或贴帮柱。A、3 B、4 C、5

33、对_C_的人员不需要必须重新培训。

A、对调换工种 B、采用新工艺作业 C、年休假

34、所有生产作业人员，每年接受培训的时间不得少于_B_小时。A、10 B、20 C、30

35、入井前严禁喝酒，严禁穿_B_入井，严禁携带引火物品入井。A、棉袄 B、化纤衣服 C、棉布衣服

36、入井必须戴安全帽、矿灯，随身携带_C_。A、矿泉水 B、食物 C、自救器

37、自觉遵守入井_A_和出入井人员清点制度。A、检身制度 B、汇报制度 C、安全确认制度

38、入井时，领取矿灯后应首先_C_。

39、入井时应正确佩戴矿灯，不正确的是_B_。A、灯盒用腰带串好扎在腰间 B、把矿灯提在手里 C、灯头帽钩插在安全帽上

40、下面选项中不属于职工十大权利的是_A_。A、安全生产指挥权 B、安全生产监督权 C、安全生产知情权

41、乘罐时，要服从井口_B_的指挥，自觉接受井口检查人员的检查和劝告。A、班队长 B、把钩人员 C、值班人员

42、迎山角的角度一般是工作面倾角的_B_。

A、1/7-1/9 B、1/6-1/8 C、1/5-1/7

A、扎在腰带上 B、戴在安全帽上 C、检查是否完好

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43、迎山角最大值不得超过_C_°。

A、6 B、7 C、8

44、对工作面采空区顶板不进行支护使其自动垮落的方法叫做_C_。A、充填法 B、缓慢下沉发 C、全部垮落发

45、已破碎的顶板由于没有支护或失去有效支护而造成局部垮落叫做_A_。A、局部冒顶 B、压垮型冒顶 C、推垮型冒顶 力系数为0.9，则该面的支护密度为_B_棵/ m。A、1.0 B、1.1 C、1.2

47、液压支架必须接顶，顶板破碎时必须_C_。

A、滞后移架 B、加强支护 C、超前支护

48、支柱注液口方向要朝向_B_侧，以保证回柱安全。A、人行道 B、采空区 C、煤壁

49、在煤矿井下生产过程中，如发生人员骨折，其他人员应采用_A_的急救原则。A、先固定后搬运 B、立即送往医院 C、等待救护人员到来

A、CO２ B、CO C、CH４ A、毛巾 B、矿灯 C、自救器

52、使用铰接顶梁的采煤工作面铰接率不得低于_A_。A、90% B、80% C、70%

53、高档普采工作面为减少工作面支柱承受的载荷，周期来压时可适当_B_控顶距离。A、增加 B、缩小 C、不增不减

54、支柱的备用量是使用量的_A_％，同规格同型号备足。A、10 B、20 C、30

55、单体液压支柱大修周期，外注式为_C_年，内注式为1.5年～2年。A、1 B、1.5 C、2

56、大倾角工作面用好“三板一绳”即_A_、护身板、闸煤板、防倒绳。A、挡煤板 B、挡矸板 C、脚踏板

57、瓦斯爆炸的引火温度为_A_℃。

A、650—750 B、600—700 C、750—850

58、过顶塘材长度不小于_C_mm。

A、600 B、700 C、800

59、矿井火灾的三要素是指_A_。A、可燃物、引火源、充足的氧气

B、引火源、爆炸物、氮气 C、汽油、火源和空气

60、采煤工作面底板松软时，支柱要穿铁鞋，钻底量应≤_C_mm。

50、矿井火灾的遇难人员中有90％以上是因_B_中毒而死亡。

51、在井下发现有火灾、瓦斯（煤尘）爆炸或突出现象时，必须立即佩戴_C_撤离现场。

246、若已知某工作面顶板压力为30吨/m2，单体支柱额定工作阻力为30吨/棵，支柱平均阻

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A、50 B、80 C、100 61、厚度为1.3-3.5米的煤层称_B_。A、薄煤层 B、中厚煤层 C、厚煤层 62、厚度为1.3米以下的煤层称_A_。A、薄煤层 B、中厚煤层 C、厚煤层 63、厚度为3.5米以上的煤层称_C_。A、薄煤层 B、中厚煤层 C、厚煤层 A、紊乱状态 B、不平衡状态 C、平衡状态

65、上盘相对下降，下盘相对上升的断层叫_A_。A、正断层 B、逆断层 C、平移断层

66、上盘相对上升，下盘相对下降的断层叫_B_。A、正断层 B、逆断层 C、平移断层 称为_A_。

A、矿山压力 B、围岩应力 C、重力 68、直接顶是采煤工作面_C_的对象。A、加固 B、回采 C、支护 69、巷道交叉点_A_，通常认为顶板压力越大。A、越多 B、越小 C、越少 A、支承力 B、初撑力 C、工作阻力 71、煤层顶板悬露时间越长，煤层顶板压力_B_。A、不变 B、越大 C、越小

72、由于矿山压力的作用，在巷道、采煤工作面会引起一系列力学现象统称为_C_。A、应力重新分布 B、周期来压 C、矿山压力显现 73、下列现象不属于工作面压力显现的是_C_。A、煤壁片帮 B、支架变形 C、支架老损 A、局部冒顶 B、周期来压 C、直接顶初次垮落

75、《煤矿安全规程》规定：采区进回风道最低允许风速为_B_m/s。A、0.35 B、0.25 C、0.15 76、矿井总回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过_A_％时，必须立即查明原因，进行处理。A、0.75 B、1 C、1.5 员，采取措施，进行处理。

A、0.5 B、0.75 C、1

77、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过_C_％时，必须停止工作，撤出人

70、采煤工作面支架的_B_应能保证直接顶与老顶之间不离层。

67、由于应力重新分布而在井巷、硐室及采煤工作面周围煤、岩体内和支护物上引起的力就

64、地下的煤岩层未被开采前，在重力作用下形成的原岩应力是处于_C_的。

74、由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的_B_。

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78、采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中二氧化碳浓度超过_C_％时，必须停止工作撤出人员，采取措施，进行处理。

A、0.5 B、1 C、1.5 79、直接顶的第一次大面积垮落称为_C_。

A、老顶的初次来压 B、顶板大面积来压 C、直接顶初次垮落

80、老顶悬露达到极限跨距时，老顶断裂形成三铰拱式的平衡，已破断的岩块回转失稳或滑落失稳，工作面支架呈现受力普遍加大现象，即称为_A_。A、老顶的初次来压 B、周期来压 C、老顶断裂 81、采掘工作面的进风流中，二氧化碳浓度不超过_A_％。A、0.5 B、1 C、1.5

82、煤壁压力越大，一般片帮煤越多，这就说明冒顶危险性_B_。A、越小 B、越大 C、不变

83、_B_实质上是应力降低区上方悬伸的老顶及其上覆岩层的质量引起的。A、围岩应力 B、支承压力 C、顶板压力 A、很小 B、很大 C、不大 85、支承压力不是常量，其影响因素不包括_C_。

A、悬伸顶板的质量 B、顶板岩石的性质 C、底板岩石性质 A、越大 B、越小 C、不受影响 A、小 B、大 C、不变 88、下面选项中不属于职工十大权利的是_A_。

A、生产决策权 B、抵制违章指挥权 C、紧急避险权

89、开采深度、上覆岩层的密度以及采空区顶板实际的悬空面积都影响支承压力的大小，其中可以通过技术措施改变的是_C_。

A、开采深度 B、上覆岩层的密度 C、采空区顶板实际的悬空面积

90、采煤工作面机巷、风巷超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于_B_m。

A、15 B、20 C、25 A、1.6 B、1.8 C、2

86、悬空部分上覆岩层的总质量越大，支承压力的分布范围和集中程度_A_。87、采用充填法处理采空区时，其支承压力要比全部垮落法_A_。

84、支承压力不是常量，它的分布范围和大小，在不同的条件下变化_B_。

91、单体支柱工作面超前支护范围内巷道高度不得低于_A_m。

92、顶板岩石越坚硬，顶板压力分布就越均匀，支承压力的分布范围_B_。

A、越小 B、越大 C、不受影响

93、顶板的构造裂隙发育，顶板岩石就会被“弱化”，这时支承压力则_B_。A、变大 B、变小 C、不变 94、装面、收作期间支柱测定率达_A_％。

A、100 B、90 C、80

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95、初放期间是顶板事故的多发期，要求支柱初撑力测定率达_A_％。A、100 B、90 C、80 96、初放期间是顶板事故的多发期，要求支柱工作阻力测定率不低于_B_％。A、20 B、30 C、50 97、正常回采期间要求初撑力抽测率在_B_％以上。A、20 B、30 C、50 98、正常回采期间要求工作阻力抽测率_A_％以上。A、10 B、15 C、20 99、装面、初放、收作期间支柱初撑力合格率达到_A_%。A、100 B、90 C、80 100、正常回采期间支柱初撑力合格率不低于_B_%。A、100 B、90 C、80 101、工作面回采结束或存放、使用超过_A_个月未升井检修试压及超过服务年限的支柱，严禁使用。

A、8 B、9 C、10 102、支柱活柱升出量不得小于_B_mm，且严禁超高。A、100 B、150 C、200 103、支柱活柱至少留_A_ mm行程。

A、100 B、150 C、200 104、煤层越松软，变形和破坏的程度越高，则支承压力的分布范围_B_。A、越小 B、越大 C、不受影响 105、严禁将支柱顶盖的四爪顶在_A_或铰接梁接头处。A、梁花上 B、凹槽内 C、顶板上

106、新投入或新更换的支柱要连续升降多次或按_A_升降一次，排除缸内空气后方准使用。A、最大行程 B、最小行程 C、一半行程

107、煤层越松软，变形和破坏的程度越高，则支承压力的集中程度_C_。A、不变 B、越高 C、越低

108、煤层越坚硬，变形和破坏的程度越低，则支承压力的集中程度_B_。A、不变 B、越高 C、越低 109、工作面前方支承压力区，即应力_A_区。

A、升高 B、降低 C、不变 _C_倍。

A、6～10 B、3～6 C、1～3 111、工作面前后方支承压力，是随着工作面推进而不断_A_。A、向前移动 B、向后移动 C、减小 112、装面期间严格执行_A_原则，回出支护材料及时运出切眼。A、先回后支 B、边支边回 C、先支后回

110、压力的峰值区，根据具体情况，约在距煤壁4～10m处，峰值的大小，可比原岩应力高

生产部——采掘技术员

113、工作面装面顶梁垂直煤壁，支柱要求正规有劲，初撑力不得低于_A_KN。A、70 B、60 C、50 114、应力降低区位于工作面前后方支承压力区之间，_C_正处于该范围内。A、采空区 B、超前巷道 C、工作面

115、固定支承压力的分布形式和移动支承压力相比，其峰值深入煤体内的距离较远，而影响范围则_B_。

A、较大 B、较小 C、不变

116、当直接顶的垮落厚度达到采高的1.5～2倍时，垮落长度达到采煤工作面长度_B_时，称为直接顶初次垮落，A、三分之一 B、一半以上 C、全长

117、初次放顶期间合理确定采高，煤层厚度在_A_m，采高原则上跟顶跟底回采。A、1.2～2.5 B、1.5～2.5 C、1.0～2.0 118、初次放顶期间合理确定采高，煤层厚度在1.2～2.5m，采高原则上_C_回采。A、跟顶丢底 B、跟底丢顶 C、跟顶跟底 A、2.5 B、2.2 C、2 留底 B、跟顶跟底 C、跟底丢顶 A、2 B、2.2 C、2.5 A、25 B、20 C、15 123、回柱拉茬距离：倾角大于25°的工作面，不得小于_A_m。A、40 B、30 C、20 124、回柱拉茬距离：倾角小于_A_°的工作面，不得小于30m。A、25 B、20 C、15 125、回柱拉茬距离：倾角小于25°的工作面，不得小于_B_m。A、40 B、30 C、20 126、回柱拉茬距离：坚硬顶板工作面，拉茬距不得小于_A_m。A、40 B、30 C、20 127、回柱拉茬距离：中等稳定顶板或复合顶板工作面，不得小于_B_m。A、40 B、30 C、20 128、炮采面初放期间采煤工作面最大控顶距不超过_A_m，放顶步距不超过2m。A、6 B、7 C、8 129、初放期间采煤工作面最大控顶距不超过6m，放顶步距不超过_B_m。A、1 B、2 C、3 显现在工作面_C_。

130、直接顶厚度等于或大于采高的2～4倍，直接顶垮落后就能把采空区填满，老顶来压的 119、初次放顶期间煤层厚度在_A_m以上的，原则上跟顶留底回采，采高不大于2.2m。120、初次放顶期间煤层厚度在2.5m以上的，原则上_A_回采，采高不大于2.2m。A、跟顶121、初次放顶期间煤层厚度在2.5m以上的，原则上跟顶留底回采，采高不大于_B_m。122、回柱拉茬距离：倾角大于_A_°的工作面，不得小于40m。

生产部——采掘技术员

A、较大 B、明显 C、不明显

131、初放期间悬顶面积沿走向超过_B_m或倾斜超过20m，总面积超过50m时，必须加强支护。

22A、4 B、5 C、6 132、初放期间悬顶面积沿走向超过5m或倾斜超过_A_m，总面积超过50m时，必须加强支护。

2A、20 B、15 C、10 护。

A、40 B、50 C、100 134、悬顶面积超过_C_m时，必须采取强制放顶措施。A、40 B、50 C、100 135、悬顶面积超过100m时，必须采取_A_措施。

22133、初放期间悬顶面积沿走向超过5m或倾斜超过20m，总面积超过_B_m时，必须加强支A、强制放顶 B、加强支护 C、停面收作

136、初放期间悬顶面积沿走向超过5m或倾斜超过20m，总面积超过50m时，必须_B_。A、强制放顶 B、加强支护 C、停面收作

137、矿压监测的主要目的和任务是根据回采工作面顶板来压的特点提出合理的_B_措施。A、回采技术 B、顶板控制 C、支架管理

138矿压监测的主要目的和任务是划分回采工作面煤层直接顶的类别和基本顶的级别，为_C_和确定其合理技术参数提供依据。

A、顶板控制 B、支架管理 C、支架选型 139、支架架设牢固，正规有劲，迎山角控制在_B_°范围内。A、2～4 B、3～5 C、4～6 140、“三软”煤层、破碎顶板工作面初撑力不小于_B_KN。A、40 B、50 C、60 141、中等稳定顶板工作面初撑力不小于_A_KN。A、70 B、60 C、50 142、研究分析回采工作面底板破坏规律。对工作面底板进行分类，并提出松软底板控制技术措施，达到_C_的目的。

A、控制底板 B、控制顶板 C、提高支护质量 143监测准备工作一般包括：收集监测工作面内的地质、_B_资料。A、瓦斯 B、生产技术 C、通风

144下列选项中不属于矿压监测中地质资料收集范围的是_C_。

A、围岩性质及柱状 B、围岩节理、裂隙发育情况 C、水文地质情况 145下列选项中不属于矿压监测中地质资料收集范围的是_A_。A、工作面瓦斯治理措施 B、开采方式、支护形式及参数 C、工作面或巷道技术参数

146、顶梁铰接完整，铰接率大于90％，连续不铰接不得超过_A_棚。

2生产部——采掘技术员

A、两 B、三 C、四 147、_C_是现场矿压监测研究工作的准侧。

A、矿压监测方法 B、矿压监测措施 C、矿压监测计划 148、现场矿压监测工作要确保数据的_B_。C、可靠性、准确性、科学性和及时性 连续性和准确性。

A、安装、测读 B、安装、拆卸 C、维修、测读 的数据。

A、原始的 B、普遍的 C、最有代表性的 151、正常情况下，每排小棚档不得超过_B_棚。A、2 情况。

A、顶板来压 B、矿压显现 C、周期来压 B、中定位 C、正悬臂

154、单体面常规矿压监测项目主要有_C_。A、顶底板移近量、支柱钻底量和支架载荷 B、顶底板移近量、支柱活柱下缩量和支柱钻底量 C、顶底板移近量、支柱活柱下缩量和支架载荷

155、综采工作面矿山压力监测研究，是综采支架选型、_A_的前提。A、支护参数确定和回采工艺优化B、支护参数确定和回采工序优化 C、采空区处理和回采工艺优化

156、初始阻力的大小取决于_C_，并受管路损失和操作等因素的影响。A、顶板压力 B、顶板岩性 C、泵站的工作压力 157、采煤工作面顶板的支护形式按工作原理分有_C_。A、单体支柱和由柱及梁组成的支架 B、金属支架和木支架 C、摩擦式金属支柱、单体液压支柱及液压支架 158、采煤工作面顶板的支护形式按结构分有_A_。C、摩擦式金属支柱、单体液压支柱及液压支架 159、采煤工作面顶板的支护形式按材料分有_B_。

A、单体支柱和由柱及梁组成的支架 B、金属支架和木支架 C、摩擦式金属支柱、单体液压支柱及液压支架 160、回柱放顶其分段拉茬间距不得少于_A_m。

A、单体支柱和由柱及梁组成的支架 B、金属支架和木支架

153、悬臂支架支护按照顶梁与支柱的相对位置关系，悬臂伸向工作面的称_C_。A、倒悬臂

B、3 C、4 152、正常的矿压监测阶段，可以及时掌握监测过程中的矿压显现和岩层运动规律，预报_B_

150、监测人员应明确所监测数据的用途，测取_C_观测数据，即最能为观测目的和任务服务

A、可靠性、准确性、连续性和科学性 B、可靠性、准确性、连续性和及时性

149、监测工作人员应正确使用矿压仪器仪表，仪器仪表_A_必须符合要求，保持监测资料的

生产部——采掘技术员

A、15 B、20 C、25 161、分段拉茬处应选择在控顶区内支架正规_C_处。A、破碎带 B、断层 C、顶板完整

162、采煤工作面向前推进，顶板悬露面积不断增加，工作面压力也逐渐_A_。A、加大 B、减小 C、保持不变 163、采空区的顶板处理方法，主要根据_C_等因素选择。A、顶板岩层性质、岩层厚度和开采煤层的硬度 B、底板岩层性质、岩层厚度和开采煤层的厚度 C、顶板岩层性质、岩层厚度和开采煤层的厚度 164、松软、容易垮落的顶板采空区处理通常采用_B_。A、缓慢下沉法 B、全部垮落法 C、煤柱支撑法 165、大冒顶有以下易发地点不包括_C_。

A、地质构造带附近B、顶板淋水附近C、个别单体卸载点 A、大冒顶事故 B、局部冒顶事故 C、推垮支柱事故 167、回柱与打眼、装药严禁与_A_平行作业。

A、放炮 B、采煤 C、移车 168、回柱时每茬必须备用不少于_C_块水平销。A、2～3 B、4～5 C、3～4 169、回柱顺序应_B_由里及外。

A、由上而下 B、由下而上 C、任意方向 170、回掉的支柱必须带压支设在放顶线位置，做到支柱_A_。A、全承载 B、成直线 C、放倒 171复合顶板推垮型冒顶的预防措施不正确的是_C_。

A、尽可能控制采高，使软岩层冒落后接近硬顶 B、采掘工作不要破坏复合顶板 C、架设戗柱、戗栅应顺着岩体的可能移动方向支设

172、当煤层上部为坚硬岩层，且不易垮落时，要采用强制放顶，或向顶板_A_，使其强度降低而自然垮落。

A、高压注水 B、低压注水 C、注射凝固剂 173在老顶初次来压期间，_C_工作面控顶距用来防治压垮型冒顶事故。A、减小 B、保持不变 C、加大 A、0.5 B、1 C、1.5 A、15 B、20 C、30 176、采煤工作面安全出口加强支护，其中抹帽长度_B_m。A、2～5 B、5～8 C、5～10 177、采煤工作面安全出口加强支护，其中套棚长度_B_m。

174、机风巷支架与工作面基本支架的间距不大于_A_m，并接实背严。175、采煤工作面所有安全出口必须加强支护，长度不得小于_B_m。

166、由于顶板破碎断裂（垮塌）而导致支护失效或没有支护（空顶）易引起_B_。

生产部——采掘技术员

A、5～10 B、8～12 C、12～20 178、炮采工作面安全出口巷道高度不低于_A_m。A、1.6 B、1.8 C、2 179、炮采工作面安全出口人行道宽度不小于_B_m。A、0.5 B、0.7 C、1 180、炮采工作面超前管理以外的巷道净高不低于_B_m。A、1.6 B、1.8 C、2 181、两巷及超前管理段通风断面不小于设计断面的_B_％。A、60 B、70 C、80 182、两巷及超前管理段通风断面不得小于_A_m。A、3.5 B、4 C、4.5 183、综采工作面工作面泵站压力≥_C_MPa。

A、18 B、24 C、30 184、炮采工作面乳化液浓度_A_％。

A、2～3 B、3～5 C、5～7 185、液压支架的_A_与支架的_A_的比值称为支架的支护强度。

A、工作阻力、支护面积 B、初撑力、支护面积 C、工作阻力、底座面积 186、液压支架具有“让压”特征是由_B_来实现的。

A、支架的弹性可缩性 B、安全阀溢流 C、立柱的缩短 187、采煤工作面的再生顶板一般需_C_的时间压实、胶结而形成。A、3年

B、2年 C、4～6个月 188、乳化液泵站的工作压力靠_B_保证。

A、安全阀 B、卸载阀 C、蓄能器 189、回采结束后_A_个月内封闭，并挂牌留名。A、1.5 B、1 C、2 A、20 B、30 C、40 191、炮采工作面泵站压力≥_A_MPa。

A、18 B、20 C、30 192、炮采工作面乳化液浓度_B_％。

A、1～3 B、2～3 C、2～5 A、2 B、3 C、4

193、泵站工必须携带浓度测试仪，每班检查乳化液浓度不少于_A_次。194、紧贴煤层之上，极易随煤炭的采出而同时垮落的较薄岩层是_A_。A、伪顶 B、基本顶 C、直接顶

195、位于直接底下面比较坚硬的岩层叫做_B_。

A、伪底 B、基本底 C、直接底

190、工作面必须保持一定数量的应急用料其中单体支柱不少于_B_根，2生产部——采掘技术员

196、岩层受地壳运动水平力的作用发生变形，呈波状弯曲，但仍保持连续性和完整性的构造叫做_A_。

A、褶皱 B、断层 C、单斜 A、褶皱 B、断层 C、单斜 198、型号为DZ22—30/100单体液压支柱的额定工作阻力是_C_。A、22吨 B、25吨 C、30吨 A、35 B、3.5 C、56 200、复合顶板工作面容易发生_A_冒顶。

A、推垮型 B、压垮型 C、漏垮型 201、下面不属于开拓巷道的是 A。

A、上山 B、运输大巷 C、中央变电所 D、回风大巷 202、下面是回采巷道的是 C。

A、水平轨道大巷 B、采区煤仓 C、回风平巷 D、上山

203、在穿过有瓦斯的地层施工使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，不同段别的毫秒延期电雷管的总延期时间不得超过 C。

A、100ms B、120ms C、130ms Ｄ、140ms 204、煤尘爆炸的产物 B。

A、产生高温 B、产生大量高温高压气体 C、产生大量氧气 Ｄ、产生高压 205、钻眼机具按破岩原理可分为 C 和旋转式。

A、气动 B、液压 C、冲击式 Ｄ、机械 206、锚杆支护的原理主要有 C、悬吊理论、组合梁作用。

A、加固作用 B、防止风化 C、组合挤压拱 Ｄ、改善围岩应力 207、殉爆反映了炸药对_B 的敏感度。

A、应力波 B、爆轰冲击波 C、地震波 Ｄ、水平波

208、在爆破地点20米内，如有矿车、煤、矸或其它物体堵塞巷道断面达到下列情况时严禁装药放炮 A。

A、1/3 B、1/4 C、1/2 D、100% 209、硅酸盐水泥与普通水泥的主要区别在于硅酸盐水泥 C 强度大。A、早期抗折 B、后期抗折 C、早期抗压 D、后期抗压

210、关于水灰比对混凝土拌合物特性的影响，说法不正确的是 Ｄ。

A、水灰比越大，粘聚性越差 B、水灰比越小，保水性越好

C、水灰比过大会产生离析现象 D、水灰比越大，坍落度越小

211、关于凿岩机性能参数下列说法不正确的是 A。

A、活塞直径越大，冲击功越小 B、活塞直径越大，扭距越大

C、冲击频率越大，行程越小 Ｄ、活塞直径越小，冲击力越小

212、炸药氧化以后，能产生氢气的是那种情况 B。

199、测得缸径为100mm的支柱表头该数为7MPa，该支柱的初撑力为_C_KN。

197、岩层受力后遭到破坏，形成断裂，失去了连续性和完整性的构造形态叫做_B_。

生产部——采掘技术员

A、正氧平衡 B、负氧平衡 C、零氧平衡 D、氧平衡

213、某道岔可表示为DX615—4—12，其中15代表 C。

A、道岔号码 B、道岔轨距 C、道岔轨型 D、道岔的曲线半径

214、掘进工作面炮眼爆破顺序为 A。

A、掏槽眼，辅助眼，周边眼 B、掏槽眼，周边眼，辅助眼

C、辅助眼，掏槽眼，周边眼 D、周边眼，辅助眼，掏槽眼

215、岩石在不同应力状态下的强度值的关系 A。

A、单向抗压强度>单向抗剪强度>单向抗拉强度

B、单向抗压强度>单向抗拉强度>单向抗剪强度

C、单向抗拉强度>单向抗剪强度>单向抗压强度

D、单向抗剪强度>单向抗拉强度>单向抗压强度

216、在道岔的类型中，DK代表 C。

A、对称道岔 B、渡线道岔 C、单开道岔 D、单线道岔

217 炸药爆炸瞬间爆轰波和爆轰产物对邻近的局部固体介质的破碎能力叫做 B。A、炸药的感度 B、炸药的猛度 C、炸药的做功能力 Ｄ、炸药的爆力

218、巷道形状的选择与下列哪项因素无关 D。A、服务年限 B、掘进方式 C、支护方式 D、通风方式

219、巷道设计掘进断面比计算掘进断面 B。A、大 B、小 C、相等 D、不一定

220、下列哪项不属于喷射混凝土支护作用原理 A。

A、组合梁作用 B、封闭围岩防止风化作用 C、共同承载作用 D、改善围岩应力状态 221、选择道岔时应遵循的原则不包括 C。

A、与基本轨的轨型相适应 B、与基本轨的轨距相适应

C、与行驶车辆的类别相适应 D、与车辆的载重量相适应 222、锚喷支护效果监测内容不包括 D。

A、位移监测 B、围岩松动圈监测 C、顶板离层监测 D、支护时间监测 223、采用不同的调车和转载方式，装载机的工时利用率最小的是 A。A、固定错车场 B、长转载输送机 C、梭式矿车 D、仓式列车 224、在煤层中钻眼，主要采用 B 钻眼设备。

A、冲击式 B、旋转式 C、液压式 D、风动式 225、常用的抗水炸药有 A。

A、乳化炸药 B、铵油炸药 C、铵梯炸药 D、硝酸铵类炸药 226、从围岩稳定性角度说，泥岩应属哪类岩石 C。

A、稳定岩 B、中等稳定 C、稳定性较差的岩层 227、支承压力是由于 A。

A、开掘巷道后自然形成的 B、支护引起的 C、岩体内固有的 228、从保持巷道围岩稳定性考虑，不同的巷道断面形状的优劣顺序为 A。A、梯形→半园拱形→园形 B、园形→半园拱形→梯形 C、半园拱形→园形→梯形 229、当断层处的顶板特别破碎用锚杆锚固效果不佳时可采用 B。

生产部——采掘技术员

A、架棚法 B、注浆法 C、打木柱 230、预应力锚杆是按锚杆的 A 分类的。

A、受力状态 B、锚固范围 C、材质 D、强度

231、根据松动圈理论确定锚杆长度，当松动圈在0、4～0、7 m 时，一般可选用 A m的锚杆。

A、1.5～1.8 B、0.9～1.0 C、1.2～1.4 D、1.9～2 232、喷射混凝土时，倾斜向下输料时，每增加100 m，工作风压应提高 A MPa。A、0.05～0.07 B、0.08～0.1 C、0.2～0.3 D、0.3～0.5 233、锚杆的布置方式和排列密度，根据围岩的性质、巷道的 A 而定。A、断面 B、高度 C、宽度 D、跨度

234、锚杆支护巷道岩体内和煤体内锚杆初锚力分别应不小于 A。A、300N.m，200N.m B、300N.m，150N.m C、150N.m，100N.m m 235、梯形巷道断面顶板暴露面积较矩形小，可以 B。

A、减少掘凿工作量 B、减少顶压 C、提高工效 D、提高经济效益

236、C 是连接支架的构件，其作用是传递支架间的压力和保持支架的稳定性，使支架由单体受力变为整体支架受力，能抵抗局部来压、斜向来压和爆破冲击波的冲击。A、防倒链 B、卡缆 C、撑木或拉杆 D、背板 237、下列井下巷道断面形状中抗压力最强的是 B。A、三心拱 B、直墙半圆拱 C、椭圆形 D、矩形 238、锚杆型号正确的是 C。

A、M20 B、φ20 C、QM20/2000 D、φ20-2200 239、最佳的巷道支护是_A_。

A、允许巷道围岩在一定范围内变形 B、不允许围岩变形 C、允许围岩有较大的变形 D、允许巷道围岩变形，越大越好

240、树脂锚固剂凝固_A_小时后方可进行涨拉和顶紧上托盘工作。A、1 B、2 C、3 D、5 241、树脂药卷直径和钻孔直径之差应为 B mm。A、3 B、5 C、7 242、破碎顶板容易发生局部漏顶现象如果得不到及时支护易发生工作面 C 冒顶事故。A、压垮型 B、推垮型 C、漏冒型 243、混凝土在未凝固前，具有良好的_B_。

A、弹性 B、塑性 C、粘接性 D、刚性 244、等高线间距大致相等，表明煤岩层的 A。A、走向稳定

B、倾角接近一致

C、单斜构造

245、D 是断层的走向与煤（岩）层的走向平行或近于平行的断层。A、倾向断层

B、逆掩断层

C、斜交断层

D、走向断层 246、断层面与断层的上盘（或下盘）煤层的交线称为 D。A、断层线

B、断盘

C、断距

D、断煤交线

生产部——采掘技术员

247、井田开拓方式有 A 四种。

A、斜井开拓、立井开拓、平硐开拓和综合开拓 B、斜井开拓、盲井开拓、平硐开拓和暗斜开拓C、暗斜井开拓、立井开拓、平硐开拓和综合开拓 D、立井开拓、暗斜井开拓和平硐开拓

248、矿井的开拓方式不包括 B。

A、立井开拓 B、暗井开拓 C、斜井开拓 D、平硐开拓

249、间距小于 C m的平行巷道，其中一个巷道爆破时，两个工作面的人员都必须撤离至安全地点。

A、20 B、25 C、30 D、15 250、放炮警戒时，一般要求通向放炮点的所有巷道都必须设置警戒，且警戒距离要求 Ｃ。A、直巷80m，弯巷100m B、直巷100m，弯巷80m C、直巷120m，弯巷100m 251、工作面出现异常气味，如煤油味，汽油味，松节油或焦油味，表明风流上方存在 C。A、瓦斯突出

B、顶板冒落 C、煤炭自燃

252、在煤矿井下煤岩休内掘进巷道与开切眼后，围岩石的原始应力状态爱到破坏，发生应力重新分布，空间上方岩体重量将由两侧承单，在一定范围内，产生了应力集中现象，称为 B。

A、原始压力 B、支承压力 C、集中压力

253、如果电缆与压风管、供水管在巷道的同一侧敷设时，必须挂在这些管子的 A。A、上方，并保持0.3m以上的距离； B、下方，并保持0.3m以上的距离 C、中部，并保持0.3m以上的距离

254、下列关于煤层结构的说法，不正确的是 D。

A、煤层结构是指煤层中是否含有岩石夹层 B、煤层结构有两种：简单结构煤层，即煤层中不含夹矸层；复杂结构煤层，即煤层中含夹矸层 C、煤层的复杂结构是由于地壳的波状振荡运动形成的 D、煤层中的岩石夹层称为夹矸，常见的夹矸是灰质泥岩、页岩、粉砂岩，它们呈厚层状或透镜状，厚薄基本一致

255、地质作用可分为内力地质作用和外力地质作用，其中外力地质作用不包括 B。A、风化和剥蚀 B、地震作用 C、固结成岩 D、搬运和沉积 256、软岩的特性是 B。

A、岩体强度高 B、岩体强度低 C、不易风化 D、岩体变化慢

257、下列关于矿山压力在掘进工作面中的显现规律的说法，不正确的是 C。

A、从支架形式观察，木支架变形、折断 B、底板底鼓，水沟破坏，铁道倾斜 C、煤壁和岩壁片帮，断面扩大 D、顶板下沉，产生裂隙

258、B 一般在煤田普查时就已探明，它可作为井田边界线，是矿井开拓系统布置的重要依据。

A、小型褶曲 B、大型褶曲 C、一般褶曲 D、中型褶曲 259、盲巷是指长度超过 B m,而又不通风或通风不良的独头巷道。A、3 B、6 C、8 D、10 260、岩石在外力作用下变形以致破碎的特征为 C。

生产部——采掘技术员

A、岩石应力 B、岩石强度 C、岩石力学性质 D、岩石硬度 261、当煤层水平掘进巷道遇断层后，一般的处理方法是 A。

A、改变掘进坡度 B、停止掘进 C、改变掘进方向 D、不改变掘进坡度 262、一个采区内同一煤层不得布置 A 以上回采工作面同时作业。A、3个（含3个）； B、2个（含2个）； C、4个（含4个）263、煤层与水平面相交的方向线叫做 B。

A、倾斜线 B、走向线 C、方向线 D、相交线

264、掘进机切割必须考虑煤岩的层理，切割头应沿 C 方向移动,不应横断层理。A、水平B、垂直 C、层理

265、井下巷道断面形状中承受压力最强的是 C。A、三星拱 B、直墙半圆拱 C、椭圆形 D、矩形 266、直墙半圆拱形巷道的宽为B，墙高为h，则周长为 A。

A、πB/2+2h+B B、π/8B2+Bh C、πB+Bh D、以上答案都不正确 267、掏槽眼应比其他炮眼深 B mm A、100～150 B、200～300 C、400～450 D、500～800 268、深孔爆破时，炮眼封泥深度应 B。

A、小于0.3m B、大于lm C、约为孔深的1／2 D、<2m 269、正向爆破是将引药放在 A 位置上。

A、顶部 B、中间 C、底部 D、以上说法都不正确

270、底板岩石具有遇水膨胀特性(如黏土页岩)，当巷道积水，也会由于岩石膨胀而产生 D。A、顶压 B、帮压 C、侧压 D、底压

271、底压严重时，可使巷道严重变形，为此底压严重的地区，常使用特殊形状断面的巷道，如 C 的巷道。

A、矩形断面 B、梯形断面 C、圆形断面 D、半圆拱形断面

272、D 是指由在地下岩体中进行采掘活动而引起的作用在井巷、硐室等周围岩体中或支撑物上的压力。

A、冲击地压 B、深井地压 C、井巷动压 D、井巷地压 273、支撑压力比原岩应力_A_。

A、高 B、低 C、相同 D、高、低均可以 274、井田开拓方式就是_A_在井田内的总体布置方式。A、开拓巷道 B、准备巷道 C、回采巷道 D、倾斜巷道 275、在煤层底板等高线图上，若等高线凸出方向是标高升高方向，则为 B。A、背斜 B、向斜 C、单斜

276、采区布置时，工作面最好与主要裂隙方向 C。A、平行 B、正交 C、斜交

277、井田内某点的地理坐标是由 C 来确定的。A、经度 B、纬度 C、经度和纬度 278、等高线间距大致相等，表明煤岩层的 B。

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A、走向稳定 B、倾角接近一致 C、单斜构造 279、褶曲在煤层底板等高线图上表现为等高线 C。A、水平B、中断 C、弯曲 280、井上下对照图以 A 为底图。A、地形图 B、等高线图 C、平面图 281、生产能力为1.5 Mt／a的矿井是 A。A、大型矿井 B、中型矿井 C、小型矿井

282、C 可以反映煤层空间形态和构造变动的重要地质条件，是煤矿设计、生产、储量计算的基础。

A、采掘工程平面图 B、井上下对照图 C、煤层底板等高线图 D、通风系统图 283、B 是断层的走向与煤(岩)层的走向平行或近于平行的断层。A、倾向断层 B、走向断层 C、斜交断层 D、逆掩断层 284、断层面与假想水平面的交线称为断层的 B。A、倾向线 B、走向线 C、倾角 D、倾向 285、节理在地质上又称为 C。

A、层理 B、断层 C、裂隙 D、褶皱

286、在一定范围内，一系列岩层大致向一方向倾斜，这种构造形态称为 D。A、倾斜岩层 B、倾斜构造 C、倾角 D、单斜构造 287、人们一般认为陷落柱是由于 A 原因而形成的。A、岩溶塌陷 B、地震 C、煤矿开采 D、地壳运动

288、煤系 B 可以说明井田内煤层的层数、厚度、层间距、标志层特征、煤层顶底板岩性，含水性等主要特征。

A、底板等高线图 B、综合柱状图 C、井上下对照图 D、地质地形图

289、煤层底面与一系列等距离的水平面相交，所得到的交线在水平面上的投影就称为煤层的 A。

A、底板等高线图 B、顶板等高线图 C、地形图 D、地质地形图 290、采区巷道矿压显现最强烈的阶段是 B。

A、巷道掘进阶段 B、采动影响阶段 C、无采掘影响阶段

291、对于泥质类软岩，遇水后会出现泥化、崩解、膨胀、碎裂等现象，从而造成围岩产生 A。A、很大的塑性变形 B、破断 C、整体垮落 292、分区式布置多用 A 长壁采煤法开采。A、走向 B、倾斜 C、倾向 293、分带式布置用 A 长壁采煤法开采。A、倾斜 B、走向 C、分层

294、突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用 A 采煤方法。A、前进式 B、后退式 C、平行式

295、薄煤层采区内上、下山和平巷的净高不得低于 A m。A、1.8 B、1.6 C、2.0

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296、煤层群的开采顺序通常采用 A。A、下行式 B、上行式 C、平行式

297、《煤矿安全规程》规定 B 破坏工业场地、矿界、防水和井巷等的安全煤柱。A、不得 B、严禁 C、可以

298、《煤矿安全规程》规定，采掘过程中 A 任意扩大和缩小设计规定的煤柱。A、严禁 B、不得 C、采取措施后允许 299、常用的破岩方法有 B。

A、钻爆法和机械破岩法 B、钻爆法和水力破岩法 C、钻爆法和超声波破岩法 300、由下向上掘进 C 以上的倾斜巷道时，必须将溜煤（矸）道与人行道分开防止煤（矸）滑落伤人。

A、15° B、20° C、25° 301、为一个采区服务的巷道称为 B。A、开拓巷道 B、准备巷道 C、回采巷道

302、《煤矿安全质量标准化标准》规定，在采煤工作面两巷中，管线要吊挂整齐，行人侧宽度不小于 C m。

A、0.5 B、0.6 C、0.7 303、B 即在顶板岩石的裂隙中打人木楔，过一段时间进行一次检查，如发现木楔松动或掉落，说明裂隙在扩大，预示有冒顶危险。

A、观察预兆法 B、木楔探测法 C、锤击判声法 D、震动探测法

304、A 是指一只手扶在顶板下面，另一只手用镐或铁棍敲击顶板，如果手指感到轻微震动，则表明此处顶板已经离层或断裂。

A、震动探测法 B、观察预兆法 C、木楔探测法 D、锤击判声法

305、A 是用镐或铁棍敲击顶板，若发出“当当”的清脆声，则表明围岩完好；若发出“噗噗”的沉闷声，则表明顶板已经发生离层或断裂、A、锤击判声法 B、震动探测法 C、观察预兆法 D、木楔探测法

306、斜井(巷)施工期间兼作行人通道时，必须每隔 B m设置躲避硐并设红灯。A、30 B、40 C、50 D、45 307、由下向上掘进 C 的倾斜巷道时，必须将溜煤(矸)煤道与人行道分开，防止(矸)滑落伤人。

A、8º～10º B、25º～45º C、25º以上 D、45º以上 308、矿井主要运输巷和主要风巷的净高，自轨面起不得低于 A。A、2m B、2.5m C、1.8m D、1.6m 309、生产矿井新掘运输巷一侧，从巷道道碴面起1.6m高度内，必须留有 B mm的人行道。A、1m B、0.8m C、0.7m D、0.5m

310、下列 C 不是矿山压力作用下的力学现象(即矿山压力显现)。A、围岩变形 B、顶板下沉 C、巷道壁滴水 D、片帮、冒顶

312、A 是钢丝绳牵引带式输送机必须装设的。

A、过速、过流、欠压、过载保护、钢丝绳和输送带脱槽保护、钢丝绳张紧车到达终点和张

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紧重锤落地保护 B、防滑、堆煤保护和防跑偏装置 C、温度、烟雾保护和自动洒水装置 D、张紧力下降保护和防撕裂保护

313、掘进面的“三专”指 B。

A、专用电机、专用开关、专用线路 B、专用变压器、专用开关、专用线路 C、专用开关、专用电源、专用线路 D、专用风机、专用开关、专用线路

314、掘进工作面电气设备的“两闭锁”是指 B。

A、通风量与瓦斯的闭锁、掘进机与输送机的闭锁 B、风电闭锁、瓦斯电闭锁 C、风电闭锁、掘进机与输送机的闭锁 D、风电闭锁、开停闭锁

315、人员上下的主要倾斜井巷，垂深超过 B m时，应采用机械运送人员。A、40 B、50 C、80 D、100

316、矿井两回路电源线路的作用为 A。

A、一回路运行，另一回路带电备用 B、两回路同时运行 C、一回路主要运行，另一回路辅助运行 D、两回路备用

317、在拐弯巷道处一般应将轨道外轨 A。A、抬高 B、降低 C、保持水平D、加宽

318、在拐弯巷道处一般应将轨道轨距 B。A、保持不变 B、加宽 C、适当变窄 D、抬高

319、井下供电“三大保护”是 A。

A、过流保护、漏电保护、保护接地 B、短路保护、漏电保护、保护接地 C、短路保护、断相保护、漏电保护 D、过压保护、短路保护、漏电保护 320、煤矿井下隔爆型电气设备的防爆标志为 A。A、ExdⅠ B、ExdⅡ C、ExⅠ D、Exd

321、井下供电的“三无”，即无“鸡爪子”，无“羊尾巴”，“无 D ”。A、老鼠洞 B、破口 C、接线盒 D、明接头

322、下列不属于违章作业现象是 D。

A、带电检修开关 B、井下私自拆卸矿灯 C、使用外壳严重变形的隔爆开关 D、停电检修时，悬挂“有人工作，不准送电”的警示牌

323、巷道内安设带式输送机时，输送机距巷帮支护的距离不得小于 D。A、0.2m B、0.3m C、0.4m D、0.5m

324、下列不属于失爆现象的是 B。

A、外壳严重变形 B、接触器烧坏 C、外壳出现裂纹 D、隔爆接合面严重锈蚀

325、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置降尘。内喷雾装置的使用水压不得小于 C。A、1.5MPa B、2MPa C、3MPa D、4MPa

326、各种车辆的两端必须装碰头，每端突出的长度不得小于 B。A、50mm B、100mm C、80mm D、90mm

327、在井筒或立眼内进行安装的人员，应佩带 C 和隔离式自救器，以防止坠井和窒息事故。A、工具袋 B、防噪声用品 C、安全带

328、减少井巷爆破飞石的措施包括：积极推广 B ；恰当选择毫秒延期；严格控制装药量等。

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A、斜眼掏槽 B、直眼掏槽 C、混合掏槽

329、《煤矿安全规程》第七十一条规定，掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机 A 落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。A、切割头 B、转载桥 C、开关

330、《煤矿安全规程》第九十六条规定，报废的井巷，必须在 B 图上标明。A、避灾路线 B、井上下对照 C、巷道施工

331、《煤矿安全规程》第四十七条规定，由下向上掘进25°以上的倾斜巷道时，必须将溜煤(矸)道与 B 分开。

A、绕道 B、人行道 C、轨道

332、《煤矿安全规程》第四十六条规定，开凿或延伸斜井、下山时，必须在掘进工作面的上方设置坚固的 B。

A、防止跑车装置 B、跑车防护装置 C、防护栅栏

333、《煤矿安全规程》第四十六条规定，斜井(巷)施工期间兼作行人道时，必须每隔 A m设置躲避硐并设红灯。A、40 B、50 C、60 334、各水平及采区内各区段的开采顺序一般采用 B。A、上行式 B、下行式 C、平行式

335、井田开拓方式就是 A 在井田内的总体布置方式。A、开拓巷道 B、准备巷道 C、回采巷道

336、煤巷掘进遇岩时，必须实行_B_，矸石不得流入运煤系统。A、分采分装 B、分掘分装 C、一起混装 D、以上均可以 337、在水文地质条件复杂的掘进工作面，施工前，必须编制_A_措施。A、防探水 B、作业规程 C、安全规程 D、操作规程 338、生产矿井现有运输巷一侧，必须留有宽_B_的人行道。A、0.3米 B、0.7米 C、1.5米 D、2.0米 339、上山架棚时前探梁上不使用防倒绳会造成_B_。

A、棚梁掉落伤人 B、前探梁滑落伤人 C、背板掉落伤人 D、电气事故 340、注液时单体柱不垂直于顶板，会造成_A_。

A、单体歪斜倾倒伤人 B、冒顶伤人

C、片帮掉顶伤人 D、电气事故 341、陷落柱会_A_巷道掘进和顶板管理管理难度。

A、增加 B、减小 C、不影响 D、以上都有可能 342、由于岩浆的侵入，可使煤层遭到破坏、被吞蚀或者使煤发生强烈变质，甚至变成_B_。A、火成岩 B、天然焦 C、砂岩 D、泥岩 343、煤矿企业每年必须至少组织_A_次矿井救灾演习。A、1 B、2 C、3 D、4 344、掘进机由几名司机操作_B_。

A、1 B、2 C、3 D、无要求 345、掘进机截割作业结束后，截割头_A_。

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A、必须落地 B、可以停在原位置 C、必须成水平放置 D、必须抬起

346、破碎顶板容易发生局部漏顶现象，如果不及时支护，易发生工作面_C_冒顶事故。A、压垮型 B、推垮型 C、漏冒型 D、压推型

347、贯通巷道相距20m时，一个掘进头爆破时另一掘进头应_A_通风并设置警戒人警戒。A、正常 B、停止 C、检查 D、加大

348、胶带输送机、刮板输送机转载点要安装_A_，并能覆盖整个落煤范围。A、自动喷雾 B、自动洒水 C、过载保护 D、洒水管 349、倾斜井巷，矿车之间的连接，必须使用_C_，并加装保险绳。

A、刚性硬连接 B、钢丝绳连接 C、不能自行脱落的连接装置 D、柔性连接 350、煤矿窄轨铁路轨距是指_B_。

A、两股轨道中心垂直距离 B、两股轨道轨头内侧垂直距离 C、两股轨道轨头外侧垂直距离 D、以上均属于轨距

351、窄轨铁路道岔号码越大，其道岔曲线半径就_A_，列车允许通过的速度就愈高。A、越大 B、越小 C、不变 D、越窄

352、应力变化区不得设置峒室、放置设备物料或有人员逗留，并_B_防冲监测及治理力度。A、降低 B、加大 C、维持原有 D、无所谓 353、沉积岩最明显的特征是_C_。

A、颜色 B、结核 C、层状结构 D、节理 354、井下探放水时可使用的机具有_C_。

A、煤电钻 B、锚杆机 C、钻机 D、风锤

355、井下电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持 A m以上的距离。

A、0.3 B、0.4 C、0.5 356、电缆同压风管路在巷道同一侧敷设时,设在管子上方,并保持_C_mm以上的距离。A、100 B、200 C、300 D、50 357、使用压紧螺母式的电缆引入装置,在密封圈之间必须要放_A_个金属圈。A、1 B、2 C、3 D、4 358、掘进工作面局部通风机所采用的“三专、三闭锁”的目的是为了保证_C_。A、保证耙装的供电可靠性 B、刮板机的供电可靠性 C、局部通风机供电可靠性,杜绝电气原因引爆或引燃瓦斯 D、局部通风机每班有人检修的强制性措施 359、胶带的_A_性能，必须符合规定，否则不得下井使用。

A、阻燃性和抗静电性能 B、抗弯曲性能 C、抗磨性 D、抗摔性 360、电气设备绝缘是指_C_。

A、对地绝缘 B、相间绝缘 C、对地及相间绝缘 D、对设备外壳绝缘

361、两台刮板输送机搭接运输时，搭接长度不小于500mm；机头最低点与机尾最高点的间距不小于_B_mm。

A、100 B、300 C、500 D、1000 362、提升绞车滚筒上的生根（余）绳不得少于 A 圈。

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A、5圈 B、8圈 C、10圈 D、12圈

363、掘进工作面防尘洒水系统应齐全，岩巷应安设 C 道喷雾。A、1道 B、2道 C、3道 D、4道

364、斜巷长度超过 B 米时，在中部应安设撞击自动脱落式捕车器。A、50米 B、80米 C、100米 D、120米

365、迎头20m以内，有未清除的煤、矸和矿车、机电设备，或其他物体阻塞巷道断面的 B 时，不准装药响炮。

A、1/2 B、1/3 C、1/4 D、1/5 366、下列哪一项不属于局部防突措施 A。

A、开采保护层 B、松动爆破 C、钻孔排放瓦斯 D、水力冲孔 367、井下瓦斯传感器应吊挂在 C。

A、巷道中央 B、巷道中上部 C、顶板下300mm处 368、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯达到_A_时，严禁爆破。A、1% B、1.5% C、0.8% D、2.0% 369、光面爆破关键要控制 D。

A、周边眼间距 B、二圈眼间距 C、装药量 D、周边眼密集系数 370、控制巷道成型的炮眼是 A。

A、周边眼 B、辅助眼 C、掏槽眼 D、底眼

371、B 的作用是进一步扩大自由面，保证周边眼有较好的爆破效果。A、掏槽眼 B、辅助眼 C、顶板眼 D、底板眼

372、炮眼深度为0.6－1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的 A。A、1/2 B、1/3m C、1/4m 373、炮眼深度超过1 m时，封泥长度不得小于 A m。A、0.5 B、0.7 C、0.3 D、0.4 374、掏槽眼的作用是为了 A。

A、增加自由面 B、保证巷道形状

C、增加爆破物的破碎度 D、便于装岩 375、在有沼气或煤尘爆炸危险的煤层中，应采用 B 的装药方式。A、反向装药 B、正向装药 C、混合装药 D、无规定 376、采掘工作面进风流中按体积计算，氧气浓度不低于 A。A、20% B、30% C、12% 377、采掘工作面风流中C02浓度达到 C 时，必须停止工作，撤出人员。A、0.5％ B、1.0％ C、1.5％ D、0.1％

378、采掘工作面风流中瓦斯浓度达到 B 时，必须停止电钻打眼；达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。A、1.5％ B、1％ C、2％ D、2.5％

379、某矿井平均日产1t煤涌出瓦斯量为10m3以上，则该矿瓦斯等级为 B。

A、低瓦斯矿井 B、高瓦斯矿井 C、煤与瓦斯突出矿井 D、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井

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380、瓦斯爆炸的三个条件是瓦斯的浓度、高温火源及足够的氧气含量，其中瓦斯浓度为 A。A、5％～16％ B、6％～11％ C、11％～16％ D、4％～7％

381、《煤矿安全规程》规定，采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷容许最低风速为 B m/s。A、0.3 B、0.25 C、0.4 D、0.45 382、采掘工作面的进风流中，O2浓度不低于 A，C02浓度不超过 A。A、20％ 0.5％ B、21％ 1.0％ C、20％ 1.0％ D、2l％ 0.5％

383、局部通风机因故停风，恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近B m以内风流中的瓦斯浓度都不超过 B 时，才可以开启局部通风机。A、10 1％ B、10 0.5％ C、20 1％ D、20 0.5％

384、掘进中的岩巷工作面，最低允许风速为 B m/s，最高允许风速为 B m/s。A、0.25 4 B、0.15 4 C、0.25 6 D、0.15 6 385、采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到_A_时，必须停止用电钻打眼。A、1% B、1.5% C、0.8% D、2.0% 386、一般来说，有煤与瓦斯突出的矿井中，采用_B_自救器。A、过滤式 B、隔离式 C、不携 D、以上都可以 387、对威胁人身安全和有毒有害的工作地点，_B A、工人有权向领导汇报，听从领导安排 B、工人有权立即停止作业，撤到安全地点心 C、工人有权立即采取措施，处理隐患。

388、国家对严重危及施工安全的工艺、设备、材料实行_A_制度。A、淘汰 B、报废 C、监控 D、定期检查

389、当围岩表面和深部变形剧烈，工作锚固力丧失后。锚杆对围岩仍具有的约束力，称为 A A、粘锚力 B、初锚力 C、残余锚固力 D、拉拔力

390、安装锚杆时通过拧紧螺母产生的锚杆托板对围岩的预紧力，以及锚杆托板阻止围岩向 巷道内位移对围岩施加的径向支护力称为 B。

A、预紧力 B、切向锚固力 C、残余锚固力 D、锚固力

391、由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆通过粘结剂对围岩施加 C 来抑制围岩变形。A、粘锚力 B、切向锚固力 C、初锚力 D、托锚力 392、巷道轴向与构造应力方向A 时，构造应力对巷道的稳定性影响最小。A、平行 B、等于 C、斜交 D、垂直

393、巷道轴向与构造应力方向 D 时，构造应力对巷道的稳定性影响最大。A、斜交 B、小于 C、大于 D、垂直

394、在比例为1：2000的平面图上，量得某水平巷道的长度为126mm，该巷道实际长度是 B。A、126m B、252m C、53m D、504m 395、掘进机切割头截齿短缺数不得超过总数的 C。A、3% B、4% C、5% D、6% 396、液压传动最基本的技术参数是工作液的压力和 C。A、压强 B、体积 C、流量 D、高度

397、切割头可以伸缩的掘进机，前进切割和横向切割，都必须是切割头在 C 的位置进行。

生产部——采掘技术员

A、伸出 B、旋转 C、缩回 D、前进 398、掘进机工作中如发现即将发生意外事故，应立即 B。

A、停止切割； B、按动急停开关； C、通知人离开 D、停机检查

399、履带松紧程度的测量方法是：将掘进机架起，转动链轮，张紧上链，测量下链的悬垂度，一般应为 C。

A、40～50 B、50～60 C、50～70 D、60～80 400、掘进机液压系统做耐压试验时，当系统压力小于16 MPa时，试验压力为额定压力的 B 倍。

A、1.2 B、1.5 C、2 D、3 401、位于采煤机_B_的滑靴为导向滑靴。

A、煤壁侧 B、采空侧 C、煤壁侧和采空侧

402、当工作面煤层厚度比采煤机的采高范围小时，通常采用_B_。A、正切进刀法 B、端部斜切进刀法 C、推人式进刀法

403、采煤机滚筒螺旋叶片升角过小，会造成煤重复破碎，使能量消耗_A_。A、增大 B、变小 C、不发生变化

404、一般采煤机滚筒转速定在30-50 r/min，相应的截割速度为_B_。A、2～4m/s B、3～5m/s C、4～6m/s 405、采煤机液压油主要用于牵引部的_A_。A、液压系统 B、润滑系统 C、传动齿轮箱

406、采煤机上的控制按钮必须设在靠_A_一侧，并加保护罩。A、采空区 B、煤壁 C、上巷

407、滚筒采煤机的电动机为矿用_C_电气设备。

A、一般型 B、增安型 C、隔爆型 D、正压型

408、滚筒采煤机在分层假顶工作面使用中，在金属网下割煤时，采煤机滚筒不应靠近顶板截割，以免割破顶网，一般要求留_B_左右厚度的顶煤。A、100mm B、300mm C、400mm D、500mm 409、为了人员安全，滚筒采煤机在电动机与滚筒之间的传动系统中设有_B_。A、调速把手 B、离合器 C、隔离开关 D、信号装置

410、照明、信号、电话和手持式电气设备的供电额定电压不超过_A_。A、127V B、220V C、380V

411、在井下对滚筒采煤机的维修、保养应实行_A_，这是一项强制检修的措施。A、班检、日检、周检、月检 B、日检、周检、月检、季检 C、周检、月检、季检、半年检 D、日检、周检、月检、年检

412、链牵引采煤机的牵引链若伸长量不大于设计长度的_A_，可继续使用，否则必须更换。A、3％ B、4％ C、5％ D、7％

413、防爆电气设备的防爆标志为_A_。

A、Ex B、MA C、ⅡA

414、滚筒采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机还行的_A_。

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A、闭锁装置 B、信号装置 C、开关 D、把手

415、液压牵引采煤机在工作中当发现时牵引、时不牵引时，主要故障原因是_B_。A、系统严重缺油 B、液压油严重污染 C、压力太低 D、压力太高

416、液压牵引采煤机液压系统中使用的N100抗磨液压油，黏度指数应大于_D_。A、30 B、50 C、70 D、90

417、《煤矿安全规程》规定，当工作面倾角在_A_度以上时，滚筒式采煤机必须有可靠的防滑装置。

A、15 B、18 C、20 D、25

418、按规定，滚筒采煤机截齿缺少或截齿无合金的数量不超过总截齿数目的_B_。A、15％ B、10％ C、12％ D、20％

419、滚筒采煤机在更换截齿和滚筒上下_C_以内有人工作时，必须护帮护顶切断电源，并打开离合器等措施。

A、5m B、8m C、3m D、10m 420、滚筒采煤机液压牵引速度的大小由_A_来决定的。

A、主油泵的输出流量和油马达的排量大小 B、系统工作压力的大小 C、采煤机功率的大小 D、采高范围

421、滚筒采煤机滚筒转速的改变一般通过_A_来实现。

A、成对更换变速齿轮 B、主泵 C、马达 D、换向阀

422、滚筒采煤机在地面试运行一般不少于_B_的整机运行。A、20min B、30min C、10min D、5min

423、滚筒采煤机使用的抗磨液压油，当机械杂质超过_D_时，应进行更换。A、0.01％ B、0.02％ C、0.03％ D、0.05％

424、要求采煤机滚筒的装煤能力_A_落煤能力。A、大于 B、小于 C、等于

425、滚筒采煤机按截割机构的数量分，可分为_B_采煤机。

A、可调高式和不可调高式 B、单滚筒和双滚筒 C、内牵引和外牵引 D、链牵引和无链牵引

426、滚筒采煤机在传动系统中设有机械过载保护装置，如在机械传动中安装安全销，通常安全销的剪切强度为电动机额定转矩的_D_倍。

A、3～5 B、1～2 C、2.5～3.5 D、2.0～2.5

427、滚筒采煤机的滚筒螺旋叶片升角的大小直接影响装煤的效果，螺旋叶片的升角在_B_范围内装煤效果好。

A、5度～15度 B、8度～24度 C、15度～30度 D、25度～30度

428、液压牵引采煤机中牵引部液压系统的高压保护是由_B_实现的 A、调速机构 B、高压安全阀 C、换向阀 D、节流阀

429、采煤机截割机构在正常工作时，大约消耗整机功率的_C_以上。A、50％ B、60％ C、80％

430、采煤机截割部减速箱_A_承受较大的冲击动载荷，结构紧凑。

生产部——采掘技术员

A、能 B、不能 C、有时能

431、采煤机截割部滚筒_B_变速。

A、不可能 B、可以 C、有时可以

432、采煤机截割部传动系统中_A_机械过载保护装置。A、有 B、没有 C、有的没有

433、薄煤层采煤机滚筒直径应为煤层的最小厚度减去_B_。A、0.05～0.2m B、0.1～O.3m C、0.2～0.4m

434、采煤机滚筒转速越高，煤的块度就越_A_。A、小 B、大 C、平均

435、采煤机滚筒转速越高，产生的煤粉量增大，单位能耗_A_。A、增加 B、减少 C、不变

436、采煤机滚筒螺旋叶片磨损量不超过内喷雾的螺纹，无内喷雾的螺旋叶片磨损量不超过原厚的_B_。

A、1／2 B、1／3 C、1／4

437、采煤机截割部滚筒齿座损坏或短缺的数量不超过_B_。A、1个 B、2个 C、3个

438、有链牵引采煤机在倾斜_B_以上的工作面使用时，应配用液压安全绞车。A、10度 B、15度 C、20度

439、对采煤机冷却喷雾系统，要求每_B_检查1次水过滤器，必要时清洗并清除堵塞物。A、日 B、周 C、月

440、在采煤机上应安设机载式甲烷断电仪，当其附近瓦斯浓度达到1％时报警，达到_B_时必须停止作业，切断采煤机的电源，撤出人员。A、1.2％ B、1.5％ C、2.0％

441、采煤机开机检查工作结束后，发出信号通知运输系统_B_按顺序逐台启动输送机。A、同时 B、由外向里 C、由里向外

442、对采煤机工作油液，要求每周用_B_的方法检查油质。A、化验 B、现场观察 C、拆卸

443、对采煤机工作油液，要求每月用_A_的方法检查油质。A、化验 B、现场观察 C、拆卸

444、采煤机的日检由维修班长负责，有关维修工和司机参加，检查处理时间不少于_B_。A、6h B、4h C、2h D、1h 445、采煤机完好标准规定，牵引部导链装置齐全，磨损不大于_D_。A、2mm B、5mm C、8mm D、10mm 446、在倾角较大的煤层上开采时，使用_B_是防止采煤机下滑最有效的措施。A、防滑链 B、安全液压绞车 C、防滑杆

447、使用有链牵引采煤机，在开机前，必须先喊话或发出_A_，防止因牵引链跳动伤人。A、信号 B、命令 C、指令

448、采煤机在割煤过程中要割直、割平，并严格控制_C_，防止出现工作面弯曲和台阶式的

生产部——采掘技术员

顶板和底板。

A、截深 B、速度 C、采高

449、机械设备传动部位应按规定设置保护罩或保护_C_。A、断电保护装置 B、警戒 C、栏杆

450、采煤机班检由当班司机负责进行，检查时间不少于_C_。A、20min B、25min C、30min D、15min 451、对倾角大、煤质硬的煤层，采煤机应采用单向割煤，即沿工作面_B_。

A、上行割煤、下行跑空刀 B、下行割煤、上行跑空刀 C、上行割煤、下行装煤

452、采煤机截割部是采煤机的_B_。

A、动力机械 B、工作机械 C、控制机械

453、单滚筒采煤机主要适用于煤层厚度为_B_，工作面长度为100～200 m的普采工作面或急倾斜煤层的开采。

A、0.5～1.0m B、1.O～2.0m C、1.5～2.5m 454、每班开始工作前，应脱开滚筒和牵引链轮，在停止供水的情况下空运转_A_，使油温升至40℃左右再正常开机。

A、10～15min B、15～20min C、25～30min D、5～10min 455、采煤机电动机为偏心出轴，一般可绕纵轴翻转_B_使用。A、90度 B、180度 C、360度 456、电器设备未经验电，一律视为_A_。

A、有电，不准用手触及 B、无电，可以用手触及 C、无危险电压 D、以上都不对

457、滚筒采煤机滑靴磨损量小于_B_时，可继续使用不必更换。A、15mm B、10mm C、20mm D、25mm 458、割煤时发生瓦斯突出恰遇采煤机截割坚硬夹石、产生火花，引起瓦斯爆炸，导致4人死亡，这是因为_B_。

A、误操作 B、违反规程 C、偶然事故

459、采煤机工作时，电动机输出的功率主要消耗在_A_上。A、截煤 B、牵引 C、装煤 460、综采工作面“三机”是指_A_。

A、采煤机、刮板机、液压支架 B、采煤机、刮板机、转载机 C、液压支架、刮板机、胶带机

461、我国已将_C_采煤机作为今后的发展方向。A、机械牵引 B、液压牵引 C、电牵引 462、采煤机停止时应先停_B_。A、水 B、牵引 C、电动机 463、适用于割脆性煤的截齿排列方式为_B_。A、顺序排列 B、交错排列 C、混合排列

生产部——采掘技术员

464、采煤机牵引部的液压系统采用_C_。

A、机械油 B、普通液压油 C、抗磨液压油 465、采煤机滑靴磨损要均匀，磨损量不大于_C_。A、12 mm B、15 mm C、10 mm 466、《煤矿安全规程》规定，滚筒式采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于_A_。

A、2.0MPa B、1.5MPa C、1.8MPa 467、液压支架工作面，乳化液浓度为_A_。A、3％～5％ B、3％～4％ C、4％～5％

468、采掘机械工作机构每次切入煤体或岩体内的深度是指_B_。A、可采量 B、截深 C、采高

469、立井提升中，升降人员或升降人员和物料用的钢丝绳在1个捻距内，断丝断面积与钢丝总断面积之比达到_A_％时，必须更换。A、5 B、6 C、10 470、液压油主要用于牵引部_A_。

A、液压系统 B、润滑系统 C、传动齿轮箱

471、检修结束后，按操作规程进行_C_，试验合格后再结束检修工作。A、带负荷运转 B、直接割煤 C、空运转

472、采煤机牵引一般根据电机负荷和液压变化进行_C_，以充分发挥采煤机的最大效能。A、手动调速 B、手动和自动 C、自动调速 473、每_B_检查1次水过滤器，必要时清洗并清除堵塞物。A、日 B、周 C、月

474、采煤机截割部传动装置润滑十分重要，最常用的方法是_C_。A、人工润滑 B、定期润滑 C、飞溅润滑

475、牵引部传动装置是用来驱动牵引机构，并实现_B_的调节。A、截割速度 B、牵引速度 C、变速 476、采煤机_A_和喷雾系统是结合在一起的。A、冷却系统 B、传动系统 C、润滑系统 477、乳化液箱容积必须大于乳化液泵排量的_A_。A、3倍

B、2倍 C、1倍

478、滚筒采煤机按煤层厚度分为厚煤层采煤机、中厚煤层采煤机和_A_。A、薄煤层采煤机 B、链牵引采机 C、无链牵引采机

479、采煤机截割部的两个滚筒在工作时转向_C_。A、不能确定 B、相同 C、相反

480、压力水经滚筒轴中心孔及叶片上的供水通道，从安装在滚筒叶片上和端盘上的喷嘴喷出，这种方式称_A_。

A、内喷雾 B、外喷雾 C、压力水

生产部——采掘技术员

481、进刀采掘机械向_A_于煤壁或岩壁的方向推进，进入下一截深切割的作业。A、垂直 B、倾斜 C、平行 482、厚煤层采煤机采高大于_B_m。

A、2～３ B、3～5 C、1 D、1～２ 483、中厚煤层采煤机采高在_C_。

A、2～３ B、1～2 C、1.3～3.5 D、2.3～3.5 484、薄煤层采煤机采高小于_A_。

A、1.3m B、2m C、2.5m D、3m 485、滚筒的直径主要决定于所采煤层的_B_和采煤机的形式。A、长度 B、厚度 C、走向 D、硬度 486、不是国家标准规定三视图的名称是_B_。

A、主视图 B、右视图 C、俯视图 D、左视图 487、配合是指_A_尺寸相同的，相互结合的孔，轴公差带之间的关系。A、基本 B、极限 C、实际 D、公差 488、尺寸φ30+0.1+0.2中最小极限尺寸为_B_。

A、φ30mm B、φ30.1mm C、φ30.2mm D、φ29.9mm 489、最大极限尺寸减去其基本尺寸所得的代数差称_B_。A、下偏差 B、上偏差 C、公差 D、公差带 490、零件设计时给定的尺寸称_A_。

A、基本尺寸 B、实际尺寸 C、最大尺寸 D、最小尺寸 491、我们常说的“20的螺丝”中的“20”是指_C_。A、长度 B、光杆直径 C、螺纹公称直径 D、牙底径 492、完好标准规定，刮板输送机不得连续短缺_B_块刮板。A、1 B、2 C、3 D、4 493、盲轴的主要作用就是_D_。

A、传动链 B、使电机功率平衡 C、将链从机头、机尾分开 D、支撑链轮 494、顺槽可伸缩胶带输送机有_B_个主动滚筒。A、1 B、2 C、3 D、4 495、煤的_B_是不在层间的裂隙。

A、层理 B、节理 C、脆性 D、构造 496、倾角在25至_B_的煤层为倾斜煤层。A、400 B、450 C、500 D、550 497、刮板输送机与带式输送机搭接运输时，搭接长度和机头、机尾高度差均不大于_D_。A、800毫米 B、700毫米 C、600毫米 D、500毫米

498、井下照明、信号、电话和手持式电气设备的供电额定电压不超过_B_。A、36伏 B、127伏 C、380伏 D、660伏

499、综采工作面刮板输送机，应沿刮板输送机机身安设有发出停止或开动信号的装置，信号点设置间距不超过_C_。0

生产部——采掘技术员

A、20米 B、10米 C、15米 D、25米

500、人员_A_进入转载机溜槽检查，确需进入时必须停电、闭锁开关，并设专人监护。A、严禁 B、可以 C、特殊情况下可以 501、保证零部互换性，允许加工的误差称为_B_。A、配合 B、公差 C、形位公差 D、间隙 502、轴承与轴的配合应为_B_。

A、间隙 B、过盈 C、过渡 D、无要求 503、推移刮板运输机必须滞后采煤机后滚筒_B_米。A、10-20 B、15-20 C、15-25 D、10-25 504、刮板输送机在正常情况下应_D_启动。

A、大负荷 B、小负荷 C、中负荷 D、空载 505、推移刮板运输机弯曲段必须保持在_D_米以上。A、25 B、20 C、10 D、15 506、防爆开关大盖的接合面允许的最大间隙为_C_mm。A、0.3 B、0.4 C、0.5 D、0.6 507、防爆外壳的不透螺孔，其周围及府部的厚度不小于螺栓直径的1/3，为_D_mm。A、1 B、2 C、3 D、4 508、螺栓的螺纹应露出螺母_A_螺距。A、1-3 B、2-4 C、3-6 509、输送机机头应有：_B_。

A、过桥 B、防护栏 C、张紧装置 D、防倒装置

510、胶带输送机行人跨越处设：_A_。

A、过桥 B、张紧装置 C、防倒装置 D、清带器

511、胶带输送机两侧应设人行道，经常行人用的人行道宽度不小于_B_，另一侧不小于0.6米。

A、5米 B、1米 C、0．2米

512、我们所说的800皮带，“800”的单位是_A_。A、毫米 B、厘米 C、分米 D、微米

513、转载机与可伸缩带式输送机的有效接触长度_A_。A、12m B、10m C、8m

514、槽型托辊一般由3个短托辊组成，槽角一般为_A_主要用于上托辊。A、30 B、35 C、40

515、输送机打滑的原因之一是_B_。

A、接头质量差 B、拉紧力小 C、轴承欠油

516、输送带跑偏应在_A_运转时进行调整。A、空载 B、轻载 C、重载

517、完好标准规定，输送带破裂，保护层脱皮不得超过_B_。A、0.2m B、0.3m C、0.5m

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采掘技术员考试题库 篇2

1 煤炭采掘技术

1.1 炮采技术

炮采技术主要是指通过爆破的形式来进行采煤的工艺,大体的流程是在爆破落煤之后,进行人工装煤,然后机械化的运煤,使用单体支柱来作空间顶板。采煤过程的施工工艺有打眼、放炮、人工装煤、输送机运煤、做好支护工作以及回柱放顶等。

(1)打眼、放炮。在进行爆破落煤的时候,施工人员应该尽量保证循环进度,令工作面处于平直的状态,不留顶煤和底煤以避免破坏顶板,减少雷管与炸药的耗损。根据实际的煤层节理、顶板条件、厚度、硬度以及裂脱发育情况等,确定具体的爆破参数,其中包括打眼的眼深、爆破次序、装药量、炮眼排列、一次起爆炮眼数量和角度等[1]。

(2)装煤和运煤。对于煤炭的运输多是使用150(SGW-40)型号的可弯曲刮板运输机来进行,然后在悬臂支架(铰接顶梁和支柱构成)的掩护下,将运输机移到煤壁旁,以便于人工装煤和运煤。

(3)支护工作和回柱放顶。许多施工企业的支护工作多是使用单体液压支柱支护以及金属摩擦支柱支柱的形式,而布置的方式分为密集支柱、单柱和双柱。

1.2 普通机械化的采煤技术

普通机械化的采煤技术主要是指利用采煤机械同时进行落煤和装煤,至于装煤、运煤、支护工作和回柱放顶皆与炮采技术相同。普通机械化的采煤技术在应用时,采煤机的工作方式主要有单滚筒与双滚筒,其中单滚筒的采煤机,其滚筒通常在工作面的下端头,以减短工作面下方缺口长度,令煤炭不需经过采煤机机体的下方,其装煤效果较好,而双滚筒的采煤机可以有效解决工作面两头的做缺口工作,提高工作面的管理以及工作效率。

1.2.1 走向长壁采煤法

走向长壁采煤法主要是指在进行采煤时,将采煤工作面沿着煤层的倾斜方向布置,推进方式有后退式和前进式,然后在回采的工作面上下放沿着煤层侵斜方向不止运输平巷以及回风平巷,形成运输、行人以及通风的通道,最后从采煤区边界一直朝着采煤区上山或下山的方向回采。

1.2.2 倾斜的长壁采煤法

倾斜的长壁采煤法和走向长壁采煤法的方式相似,不同之处主要是两巷和工作面的布置不一致,工作面的布置主要是沿着采煤区的走向布置,推进方式主要是沿着倾斜向进行,且不需要建立上下山的通行巷道。由于倾斜的长壁采煤法的巷道布置较为简单,因此倾斜的长壁采煤法多用于单一薄煤层以及中厚煤层的开采中。

1.2.3 放顶煤的采煤法

放顶煤的采煤法主要是指在厚煤层的开采中,沿着煤层的底部设置长臂工作面(约2～3m),然后使用常规的方式回采,通过矿山自身的压力加上人工松动来令支架上方的顶煤破裂,并在支架的后方放出,这种放顶煤的采煤方式能有效降低采煤成本,提高施工效率,且能在6m以上厚度的煤层中发挥较大的经济效益,也能应用于倾斜角度较小的煤层中,但是这种方式的资源回收能力低[2]。

1.3 综采技术

综采技术主要是指将爆破落煤、人工装煤、机械化运煤,支护工作和回柱放顶五个工序全部都实现机械化。综采技术是我国目前7m以下,且偏单一性煤层开采的主要方式之一。

(1)薄煤层的开采技术。薄煤层主要是指厚度1.3m以下的煤层,开采难度较大,目前主要应用刨煤机和滚筒式采煤机共同进行开采能有效避免在薄煤层开采中出现的坍塌等情况,有利于提高开采质量。

(2)中煤层的开采技术。中煤层主要指厚度1.3～1.5m左右的煤层,开采难度中等,但是目前开采技术已经趋于成熟,普遍应用液压支架进行开采,该开采设备可以令中煤层的开采日产量在15kt左右。

(3)厚煤层的开采技术。厚煤层主要是指厚度3.5～7m左右的煤层,开采技术关系着我国的煤矿业发展,目前开采方式主要是应用系列化的电牵引采煤机、液压支架、大型刮板输送机以及带式输送机(能长运输距离,且功率大)等。

2 采掘方法

采掘方法的选择原则主要遵循安全性、经济性以及回采效率高。在保证煤炭开采的安全性前提下,尽可能的提高开采的经济性以及回采效率,提高资源的利用率。采掘方法有:

(1)房柱式的采掘方法。房柱式的采掘方法能对地面建筑进行有效的保护,在施工时其引起的地表变形移动比长壁工作面的采煤方式减少了1/6～1/4,地表出现移动的持续时间也比长壁工作面缩短至少一半,因此对于需要对地面建筑进行保护的采煤开展时,可以选择房柱式的采掘方法。

(2)条带开采。条带开采主要是指将开采煤层根据实际情况划分为多个条带,然后采一条留一条,施工方式和房柱式的采掘方法相近,皆是开采部分地下煤炭,而保留的部分煤炭则通过煤柱的方式用以支撑煤炭的上覆岩层,避免因开采而使得地表塌陷。条带开采虽然能有效保护地面建筑,但是开采的资源浪费情况较为严重,因此其可以应用于局部的地下煤炭开采。

(3)分层的间歇开采。分层的间歇开采主要是指施工人员根据开采世纪选择水平分层或者倾斜分层进行开采时,分层的层与层之间开采的间隔时间较长,以减少对上覆岩层的影响,令破坏状态处于均衡,以避免对地下水体或者地表建筑的破坏,因此分层的间歇开采可以应用于基岩厚度小或者厚松散层的下浅部分煤炭开采中。

3 结语

科学合理的煤炭采掘技术与采掘方法有利于提高煤炭开采的工作效率,保证施工安全,避免采煤区因为不当的采掘技术和采取方法而导致塌陷、污染环境等的情况出现,因此,煤炭企业应该重视煤炭采掘技术与采掘方法的选择,根据工程实际情况考虑炮采技术、普通机械化采煤技术以及综采技术应用的可行性,选择适当的采掘方法,以保证煤炭开采的高效,以推动煤炭企业的发展。

摘要：社会经济建设的不断发展与进步为煤炭工业提供了良好的发展空间,由于煤炭是我国的重要能源之一,在国民经济中占据着举足轻重的位置,科学合理的煤炭采掘技术以及采掘方法不仅能有效提高煤炭的产量,促进经济效益的提升,而且还能有效保障产煤地区的施工安全,避免地表塌陷以及生态平衡遭到破坏等情况出现,因此,煤炭工业应该重视采掘技术以及采掘方法的选择和应用,保证采煤作业的顺利进行。该文通过研究煤炭采掘技术与采掘方法的选择,以期提高煤炭采掘效率,保证采掘质量,推动煤矿工业的发展。

关键词：煤炭,采掘技术,采掘方法,选择,研究

参考文献

[1]盛桂元.煤矿矿井开拓延伸与技术改造[J],科技创新与应用,2014(1):121.

井工煤矿采掘技术研究 篇3

关键词：井工煤矿;采掘技术;分析

煤矿采掘生产现场施工的特点是工作面和工作对象处在经常的变动状态，不管是井巷掘进工作面，或是采场的工作面，都处于推进过程中。工作面的推进，又不断发生新的地质变化，随时可能出现新清况，在生产勘探中没有发现和采掘设计中没有规划到的问题可能发生，在这种情况下，地质技术人员要密切配合，搞好生产作业的技术和管理工作，根据实际情况科学修改原有设计。矿井地质工作要起到施工生产中眼睛的作用。

1.井工煤矿采煤技术要求

在对井工煤矿进行开采的时候，对采煤的技术要进行选择，在选择的时候，一定要遵循两个技术准则。第一个技术准则就是在进行开采的时候一定要考虑到采动所产生的影响以及影响的程度，在进行煤矿开采的时候，经常会出现地表移动的情况，而且在地表发生移动的时候，经常会出现地表变形的情况，这些都是采动表现出来的特征。在对地下煤矿进行开采方法的选择时，一定要对地表的移动和变形情况进行充分的考虑，对于一些埋藏比较浅的煤层，更加要进行考虑。第二个原则是一定要对资源的回收率进行计算，在进行煤矿开采以前一定要对影响开采顺利进行的影响因素进行降低，同时为了更好的获得经济效益，一定要对煤矿的回收率进行计算，在进行煤矿开采的时候，不但要保证开采的安全性，对开采中要投入的人力、物力和财力要进行很好的计算，同时对开采之后的矿产可能给企业带来的经济效益也要进行计算，如果支出大于收入，那么企业就没有必要进行这个煤矿的开采了。因此，在进行井工煤矿开采方法的选择时，一定要遵循这两个原则。只有这样，企业在生产过程中，才能既保证安全施工，又保证可以获得经济效益。

2.合理优化煤矿开采技术的分析

2.1 离层注浆

在进行煤矿开采过程中，经常会出现地面塌陷的情况，为了更好的进行煤矿的开采，在很多的矿务局都在使用一种新的方法进行煤矿的开采，就是离层注浆的方法。这种方法在使用的时候，可以对地面沉陷的情况进行控制或者是进行减缓。在使用这种方法进行煤矿开采的时候，一定要将覆岩的结构进行分析，同时对离层带的位置进行选择的时候也要做到非常的准确，然后对离层的发展规律进行掌握，使用离层注浆的方法就能达到很好的效果。在采用离层注浆技术进行操作以后，不管地表的沉降速度多快，都能起到很好的效果，而且对地面建筑设施也可以进行很好的保护。在使用离层技术进行充填的时候，主要是要将覆岩下降的速度进行有效的控制，进而对地表的沉降速度进行控制，在进行操作的时候，先要从地面对离层带进行打孔，然后从这个孔将填充的材料进行高压注入。对离层带进行填充主要是为了将覆岩下沉的情况进行有效的控制，并且用填充物对覆岩岩体进行支撑。对离层带进行注浆施工，是有很多的优点的，在进行离层带注浆施工的时候，是在地面进行施工的，这样对于煤矿的地下开采就是没有影响的，而且，在进行注浆的时候，投资非常的少，施工中也是非常容易操作的。

2.2 条带开采

条带开采技术是一种非常特殊的技术，在进行开采的时候要将煤层进行划分，将煤层进行条带状的划分，然后在这个基础上进行一定宽度的煤层开采，然后相应的要留下一个宽度的煤层不进行开采。在进行煤层开采的时候，预留的煤层宽度在开采的时候起到的作用就是对整个煤层进行支撑，避免地表出现移动的情况，同时也是为了避免出现变形的情况，这种施工方法对地表的影响是非常小的。在进行开采方法的选择时，一定要确保煤层具有足够的稳定性和强度，煤层在开采的时候不仅仅要保证对覆岩层进行长时间的支撑，同时要保证支撑的效果是非常好，只有满足了这样的条件，在开采的时候，预留的煤层才有意义。在对煤层的开采宽度和预留宽度进行确定的时候，一定要进行事先的试验，在进行试验的时候，要借鉴相关的经验，对于开采的宽度一定要计算准确，不但要保证生产的效益，同时还要保证生产的安全性。

2.3 优化巷道布置

减少矸石排放的开采技术对于井工煤矿的开采而言，优化矿井开拓和巷道布置的方式，要从野多做煤巷，少做岩巷冶的原则入手，从总体上消除或者减少矿井矸石的排放量。全煤巷开拓开采方式是指除了个别井底车场峒室开挖在稳定的岩层中外，所有的开拓巷道全部布置在煤层中。这种开拓方式，不仅有利于煤炭的清洁生产，而且建设投资少，矿井投产快，但是对煤巷的支护技术要求高。在多煤层、多煤种的条件下，开拓部署要考虑煤层能源研究的开采程序和开采煤层的搭配关系，控制高灰高硫煤层的开采比例，以减少全矿井生产原煤的总灰分和总排矸量。

2.4 清洁开采技术

粉尘污染处理技术煤矿在开采中，产生瓦斯是不可避免的。煤矿生产过程中预先抽放煤层中的瓦斯，可以有效地减少生产中的瓦斯涌出量，不仅确保了安全生产，同时也减轻了矿井排放废气对环境造成的污染。在粉尘处理方面，主要采用高压喷雾或者高压水辅助切割降尘技术，有效控制采煤机切割时产生的粉尘，同时也减少煤尘爆炸的危险。在掘进工作面，采用内外喷雾相结合的方法降低悬浮粉尘。此外，还通过通风除尘、泡沫除尘、声波雾化除尘等措施，进行综合处理。利用松散地层的过滤作用处理煤矿生产过程中的较高污染物水，使之达到井下工业生产用水标准，采用浮选尾煤处理工艺流程，实现煤泥回收，洗水闭路循环，显著地提高经济效益。

3.结束语

在进行地下煤矿开采的时候，要经过很多的生产环节，才能最终将矿产从地下运输到地面。在进行煤矿开采的时候，一定要对采煤的方法进行优化，将新的采煤方法引进到地下煤矿的开采中，同时也可以将新的采煤设备在煤矿开采中进行应用。在煤矿的开采中不断应用新的方法和设备对煤矿的生产效率和经济效益都是有很大的影响，同时在生产过程中生产的安全水平也能得到提高。

参考文献：

[1]吴秀萍.影响综合机械化采煤的因素分析[J].焦炭科技， 2012

煤矿采掘机电技术员培训讲义 篇4

第二章 运输机械

第三章 矿井提升设备

第四章 流体机械

第一章 采掘机械

采掘机械包括：采煤机械、回采工作面支护设备、掘进机械。

第一节 采煤机械

一、采煤机械的种类

煤矿井下广泛使用的采煤机械有两类：滚筒式采煤机和刨煤机。

由于滚筒式采煤机的采高范围大，对各煤层适应性强，能截割硬煤，并能适应较复杂的顶底板条件，因而得到了广泛应用。刨煤机要求的煤层地质条件教严，一般适用于煤质较软不粘顶板、顶底板较稳定的薄煤层或中厚煤层，故应用范围较窄。但是刨煤机机构简单，尤其在薄煤层条件下劳动生产率较高。

采煤机的分类方法：主要有按牵引方式分链牵引和无链牵引；按牵引部位分內牵引和外牵引；按牵引传动方式分机械牵引、液压牵引和电牵引。

采煤机电牵引的实现方式，目前主要有三种:

1、变频器调速；

2、开关磁阻调速；

3、（电磁）滑差调速。

变频器调速：简单说就是改变电动机定子供电频率，而达到调速的目的。优点：变频调速技术成熟可靠；调速范围宽；适合多电机拖动系统；控制精度高、系统保护全；交流异步电动机结构简单、运行可靠；效率高节能。开关磁阻调速：通过控制器的逻辑电路及功率开关器件，改变施加在磁阻电动机定子绕组上的电压和电流，实现调速和稳速的目的。

改变绕组的通电相序，既可改变电动机的转向，控制激磁电流的大小和通断时间，可以改变转距和转速。优点：控制精度高；控制技术新；调速范围宽、较稳定；开关磁阻电动机专用；效率高、节能。

（电磁）滑差调速：滑差离合器调速系统，国外称VS电机或HC电机，它是由异步电动机、电磁转差离合器、控制装置，并且有松动反馈系统。异步电动机为原动机以恒速带动电磁离合器电枢转动，通过对电磁离合器励磁电流的控制，来实现对磁极的速度调节的目的。优点：控制系统简单；调速器件、滑差离合器结构简单；调速范围略窄；效率低。我们目前采用的都是变频器调速方式。

二、对采煤机械的一般要求 对采煤机械的要求，是根据工作面的条件和采煤工艺的需求而提出的。现代采煤机必须满足下列要求：

（1）生产率满足要求。

（2）采煤机工作机构能适应煤层厚度变化；牵引机构能在工作过程中随时根据需要改变牵引速度，应能实现无级调速，以适应煤质硬度的变化，发挥机器的效能。（3）机身所占空间较小，对薄煤层采煤机尤为重要。

（4）采煤机可拆成几个独立的部件，以便下井和运输，也便于拆装和检修。（5）所有电气设备都应具有防爆性能，采煤机能在有煤尘瓦斯爆炸危险的工作面安全工作。

（6）电动机、传动装置和牵引部应具有超负荷安全保护装置。（7）具有防滑装置，以防机器沿斜坡自动下滑。（8）具有内外喷雾灭尘装置。

（9）工作稳定可靠，操作简单方便，操作手把或按钮尽量集中，维护方便。

三、采煤机选型原则

（1）适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数合理，有较大的适用范围。

（2）满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。（3）采煤机技术性能良好，工作可靠性高，各功能完善。（4）采煤机使用、检修、维护方便。

四、采煤机的参数

1、采煤机的生产率

（1）理论生产率 它是采煤机的最大生产率，是在所给工作面条件下，以最大参数运行时的生产率，其计算公式为

Qt=60B×H× Vq×ρ（t/h）Qt---采煤机理论生产能力 t/h B---滚筒的有效截深 m Vq---给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度 m/min H---工作面的平均采高 m ρ---煤的实体密度，一般为1.3～1.4 t/m3

采煤机的理论生产率是选择采煤机配套的工作面输送机、转载机、皮带输送机生产能力的依据。一般，工作面输送机的生产率应略大于采煤机的理论生产率。

（2）技术生产率 它是指除去采煤机必要的辅助工作（如调动机器、检查机器、更换截齿、自开缺口等）和排除故障所占用的时间外的生产率。Q= Qt×k1（t/h）

K1----与采煤机技术上的可靠性和完备性有关的系数，一 般为0.5—0.7.（3）实际生产率 它是采煤机工作面每小时的实际产量，其计算公 式为 Qm= Q×K2（t/h）

Qm---采煤机实际生产能力 t/h K2----工作面其他配套设备影响、处理顶底板、劳动组织等被迫停机所占用的时间系数，一般为0.6～0.65

采煤机的实际生产率应当满足工作面的日产能力的要求。

也可用工作时间利用系数直接计算采煤机的实际生产能力： Qt=60B×H×Vq×ρ×K（t/h）

K---工作时间利用系数（要实测）统计资料 K=0.3～0.45

2、滚筒直径和截深

滚筒直径是指截齿齿尖的直径。滚筒直径大小应按煤层厚度来选择。

薄煤层双滚筒采煤机或一次采全高的单滚筒采煤机，滚筒直径按下式选取：

D=Hmin-(0.1～0.3)(m)Hmin---煤层最小厚度，m；

(0.1～0.3)---考虑到割煤后的顶板下沉量，防止滚筒割支架顶梁。

中厚煤层单滚筒采煤机，如果上行割顶部煤，下行割底煤并清理余煤，即往返进一刀，完成一个循环，其滚筒直径为：

D＝（0.55～0.6）Hmax(m)Hmax----煤层最大厚度。

双滚筒采煤机一般都是一次采全高，滚筒直径应稍大于最大采高的一半。

滚筒直径已系列化：0.6，0.65，0.7，0.8，0.9，1.0，1.1，1.25，1.4，1.6，1.8，2.0，2.3，2.6 m。

滚筒宽度即截深，是指滚筒外缘到端盘外侧截齿齿尖的距离。中厚和厚煤层采煤机常用0.6（或0.63）m；薄煤层采煤机为了提高生产率，截深较大，一般为0.75～1.0 m。采煤机的截深应当与液压支架的推移步距相同，与金属铰接顶梁的长度成整倍数。

3、牵引速度、牵引力

4、滚筒转速和转向

滚筒转速高，则切削厚度小，截割能耗大，粉煤量大，煤尘飞扬严重；转速过低则切削厚度增大，受到截齿伸出长度的限制。一般认为滚筒转速以30～50 r/min为宜。薄煤层采煤机，由于滚筒支架小，装煤效果差，为加快每的排运，滚筒转速较高，一般为60～100 r/min。薄煤层双滚筒采煤机应采用两滚筒正向对滚的旋转方向；中厚和厚煤层双滚筒采煤机两滚筒转向都采用反向对滚的旋转方向。

5、装机功率

采煤机装机功率的大约85％用于截煤和装煤，用在牵引的功率只有一小部分。为了防止电动机经常处于过载状态，一般电动机都有一定的富余量。

6、采煤机的质量

采煤机的质量太小，会影响机器的稳定性；太大又要增大牵引力。常用采煤机的质量M（t）与电动机功率N(kw)之间有如下关系: M=(0.07～0.1)N(t)

MG250/600-WD1型电牵引采煤机 第一章 整 机 1.概述

MG250/600-WD1型电牵引采煤机如图1-

1、图1-2所示，是一种多电机驱动，电机横向布置，交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。总装机功率587.5，机面高度1422.5mm，适用于采高1.30～3.20m，煤层倾角≤40°的中厚煤层综采工作面，要求煤层顶板中等稳定，底板起伏不大，不过于松软，煤质硬或中硬，也能截割一定的矸石夹层。工作面长度以150～200m为宜。

该采煤机的电气设备符合矿用防爆规程的要求，可在有瓦斯或煤尘爆炸危险的矿井中使用，并可在海拔不超过2000m、周围介质温度不超过40℃，空气湿度不大于95%(在+25℃时)的情况下可靠地工作。

该采煤机适用于与相应的液压支架，各种型号工作面运输机配套，实现综合机械化采煤或放顶煤综采。

采煤机机械传动、液压、冷却喷雾、润滑各系统图见图1-3至图1-6。

2.主要技术特征

(1)适用煤层

采高范围 1.30～3.20m 煤层倾角 ≤40°

煤质硬度 硬或中硬

(2)整机主要参数

机面高度 1422.5mm 滚筒直径 Φ1800mm Φ2000mm 最大采高 3200mm 3400mm 卧 底 量 300mm 400mm 过煤高度 688mm 装机功率 2×250＋2×40＋7.5 kW 摇臂摆动中心距 6046mm 截 深 630mm 800mm

(3)电动机: 截割电机 牵引电机 调高电机

型 号 YBC－250D2 YBQYS-40(B)YBC-7.5 功 率 200kW 40kW 7.5kW 电 压 1140V 380V 1140V 转 速 1470r/min 0-2470r/min 1470r/min 冷却水量 25L/min 18L/min 7L/m

冷却水压 1.5Mpa 1.5Mpa 1.5Mpa(4)牵引: 型 式 交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引

牵引力 500～300kN 牵引速度 0～8.3～13.9m/min 牵引部总减速比 198.94

(5)截割: 摇臂长度 1950mm 摇臂摆角-20.7°～＋31.4°

总减速比 40.92 滚筒直径 Φ1800 Φ2000 滚筒线速度 3.38m/s 3.76m/s 滚筒转速 35.92r/min(6)调高泵箱

调高泵型号： 26005-RZA(美国伊顿公司)工作压力： 20MPa(最高压力23Mpa)控制油压力： 2MPa 理论排量： 13.8ml/r 工作转速： 1470r/min 滚筒全行程升起时间： 56s 滚筒全行程下降时间 34s

(7)操纵方式: 中部手控(开停机、停运输机、调速换向)两端电控(停机、调速换向、调高)无线摇控(停机、调速换向、调高)(8)主电缆: 拖缆方式 自动拖缆

主电缆规格 二根 UCPQ3×95＋1×25＋4×10(9)冷却和喷雾: 冷 却 各电机、变压器箱、变频器箱、摇臂分别冷却。

喷 雾 内外喷雾

供水压力 3.0MPa 供水流量 250l/min 供水管直径 Φ32mm(10)机器重量: 45t

3.主要组成部分及工作原理：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机主要由以下部件组成：(1)左牵引部(2)右牵引部(3)左摇臂(4)右摇臂(5)调高泵箱(6)联接框架(7)高压开关箱(8)变频器箱(9)变压器箱(10)行走箱(两件)(11)机身联接件(12)冷却喷雾系统(13)电气外部连接件(14)拖缆装置(15)左、右滚筒(16)各部件电动机

工作原理及主要结构：

采煤机由老塘侧的两个导向滑靴和煤壁侧的两个平滑靴分别支承在工作面刮板运输机销轨和铲煤板上。当行走机构的驱动轮转动时，驱动齿轨轮转动，齿轨轮与销轨啮合，采煤机便沿运输机正向或反向牵引移动，滚筒旋转进行落煤和装煤，沿工作面长截割一刀即进尺一个截深，见图1-1,1-2所示。

采煤机由左、右牵引部, 电控箱三段组成主机身，该三段主要采用液压拉杠联结，无底托架，机身两端铰接左右摇臂，左、右摇臂的小支臂与调高油缸铰接。两个行走箱左右对称布置在牵引部的老塘侧，由两台40KW电机分别经左右牵引部减速箱驱动实现双向牵引。采用销轨式牵引系统，导向滑靴和齿轨轮中心重合骑在运输机销轨上，可保证采煤机不掉道，同时保证齿轨轮和销轨柱销有良好的啮合性能。

机身中段为一整体联接框架，高压开关箱、变频器箱两个独立的电气部件分别从老塘侧装入联接框架。

调高泵箱、变压器箱两个独立的部件分别自老塘侧装入左右牵引部的一段 框架内。

摇臂采用弯摇臂结构形式，左右摇臂输出端采用410x410mm的方形出轴与滚筒联结。滚筒直径规格可根据煤层厚度选取，建议选用1800mm直径的滚筒。滚筒叶片和端盘上装有截齿，滚筒旋转时靠截齿落煤，再通过螺旋叶片将煤输送到工作面刮板运输机上。

机器的操作可以在采煤机中部电控箱上或两端左右牵引部上的按钮箱进行，也可以用无线遥控器控制。采煤机中部可进行开停机、停运输机、牵引调速换向和调高操作，采煤机两端和无线遥控均可进行停机、牵引调速换向和滚筒的调高操作。

4.结构特点：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机采用多电机传动，电机横向布置的总体设计，其结构简单可靠，各大部件之间只有联接关系，没有传动环节，其主要特点如下:(1)所有电机横向装入每个独立的机箱内，为抽屉式型式，各部件均有独立的动力源，省略了复杂的螺旋伞齿轮传动及过轴系统，各大部件之间无力的传递，故障点、漏油点减少，维护、维修方便。

(2)三个独立的电气箱部件和一个独立的调高泵箱部件分别从老塘侧装入中间联接框架内和左右牵引部的一段框架内，均为抽屉式结构型式，该四个独立部件不受力，拆装运、维修方便。

(3)机身由三段组成，采用液压拉杠和高强度螺栓联结为一个刚性整体，无底托架，增加了过煤空间高度。摇臂支承座受到的截割阻力、调高油缸支承座受到的支反力、行走机构的牵引反力均由牵引部箱体承受，省略了传统底托架结构复杂的对接螺栓和地脚螺栓，联结简单可靠、拆装方便。机身短，对工作面适应性好，通过工作面三机配套，可以方便地调整采煤机总宽度，能适应与各种工作面运输机配套和不同综采工作面的需要。

(4)采用弯摇臂，加大了装煤空间，摇臂行星头采用四组行星轮结构，齿轮强度和轴承寿命高，行星头外径尺寸小，可配套的滚筒直径范围大。摇臂设有齿式离合器及扭矩轴机械保护装置，以实现离合滚筒及电机、机械传动系统过载保护。摇臂行星头油池和摇臂身油池隔离，为两个独立的润滑油池，可以保证滚筒位于任何位置时，行星机构部分都能得到良好的润滑。同时，在摇臂身中部设置了强迫润滑装置，保证摇臂身中部的齿轮也都能得到良好的润滑。

(5)调高系统控制液压元部件均集成安装于调高泵箱上平面，液压元件均采用成熟定型的产品，系统简单、管路少、可靠性高。

(6)采用销轨式无链牵引系统，牵引部与行走箱为两个独立的箱体，煤壁侧的平滑靴采用一支撑板与牵引部机壳联结，与工作面运输机配套性能好，适用范围广。

(7)牵引电气拖动采用一拖一，即由二台变频器分别拖动二台牵引电机，技术领先。

(8)电气拖动系统具有四象限运行的能力，采煤机可用于大倾角工作面，并采用电阻能耗制动，简单而可靠。

(9)采用的水冷式变频器，技术领先、可靠性高、占用空间小。

(10)采用PLC控制,全中文液晶显示系统，易于熟悉掌握；具有简易智能监测系统，保护齐全、查找故障方便。

(11)控制系统完备，具有手控、电控、无线遥控多种操作方式，可以在采煤机中部或两端操作，可单人操作或双人同时操作。

第二章 牵引机构 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机牵引机构由左、右牵引部和左、右行走箱组成，位于机身的左右两端，是采煤机行走的动力传动机构。左、右两个牵引部内各有一台用于采煤机牵引的40kW交流电机，其动力通过二级直齿轮传动和二级行星齿轮传动减速传至驱动轮，驱动轮驱动齿轨轮，使采煤机沿工作面移动。

左右两个牵引部内部传动元、组件完全相同。两个行走箱内部传动元、组 件完全相同，可互换。

2.牵引机构的机械传动

2.1 牵引机构的传动系统（见图1-3）

牵引电机出轴外花键与电机齿轮轴内花键相联，将电机输出转矩通过齿轮

Z1、Z2、Z3、Z4、Z5两级齿轮减速传给双级行星机构，经双级行星减速后由行星架输出，传给驱动轮至齿轨轮与销轨啮合，使采煤机来回行走。一轴同时与液压制动器联接，以实现采煤机的制动。

(1)牵引机构的总传动比

i=(Z3÷Z1)×(Z5÷Z4)×(1+Z8÷Z6)×(1+Z11÷Z9)=(47÷36)×(80÷18)×(1+66÷14)×(1+70÷14)=198.94 牵引机构的传动齿轮及支撑轴承参数及规格见图1-3

(2)采煤机的最大牵引速度

驱动轮转速：n驱=2470÷198.94=12.41r/min 最大牵引速度：v=Z驱×n驱×t=9×12.41×0.125=13.96m/min(3)采煤机的最大牵引力

驱动轮输出扭矩：M驱=Mo×i×η机=259.86×198.94×0.9=46526.9Nm 最大牵引力：F=2×(M驱÷R驱)= 2×(46526.9÷0.179055)≈519kN 2.2主要结构

牵引部由机壳、牵引电机、液压制动器、电机齿轮轴、惰轮组、牵引轴、中心齿轮组、行星减速器及油位标尺等主要零部件组成(见图形2-1a、2-1b)。左右行走机构由底壳、面板、驱动轮、联结花键轴、齿轨轮组、导向滑靴等组成(见图2-2)。

牵引部有如下特点：

(1)牵引力大，是机器重量的1.2倍。

(2)制动采用液压制动器,制动力大，使采煤机在较大倾角条件下采煤，有可靠的防滑能力。

(3)采用双级行星减速机构，减速比大，结构简单。行星减速器采用四行星轮结构使轴承寿命和齿轮强度裕度大、可靠性高。行星减速机构为双浮动

结构，即第一级太阳轮、行星架浮动，第二级太阳轮、内齿圈浮动，以补偿制 造和安装误差，使各行星轮均匀承担载荷。

(4)平滑靴通过一更换方便的支撑板与牵引部机壳联接，易于与工作面运 输机配套。

(5)导向滑靴回转中心与齿轨轮中心同轴，保证齿轨轮与销轨的正常啮合。

(6)机壳采用铸、焊结构，强度高。左牵引部机壳的右端和右牵引部机壳 的左端为一箱体框架，独立的调高泵箱部件和变压器箱部件分别装入左右牵引部的箱体框架内。

（7）左、右两个牵引部采用对称设计。2.2.1电机齿轮轴(见图2-3)电机齿轮轴为轴齿轮，一端为内花键，与牵引电机出轴外花键联接，将牵引电机的动力传至轴齿轮，另一端通过平键、轴齿轮与液压制动器相联，以实现采煤机制动。轴两端用两个42217E轴承支承，两端分别用油封座、油封将电机和液压制动器与牵引部油池隔离。

2.2.2惰轮组(见图2-4)惰轮组由轴、齿轮(m4、z39)及两个42509E轴承组成，是根据结构需要传递动力而设置 的。

2.2.3牵引轴(见图2-5)牵引轴由轴齿轮(m5、z18)、齿轮(m4、z47)、轴承(42219E、53520)、距离套、端盖等组成。齿轮轴与齿轮通过渐开线花键联接，安装时可成组或分步从机壳后端装入。2.2.4中心齿轮组(见图2-6)中心齿轮组由大齿轮(m5、z80)、太阳轮和两个42128轴承等组成，大齿轮两端由两个42128轴承支撑，太阳轮通过花键与大齿轮相连，将动力传递给行星减速器，在安装时应先成组安装好后再装入机壳。

2.2.5行星减速器(见图2-1a)牵引行星减速器采用双级行星减速机构，两级均为四个行星轮，这样使整个减速机构齿轮和轴承的寿命大为提高，两级行星减速机构各有一段内齿圈，第一级行星架和太阳轮采用浮动结构，行星架两端无轴承支承，第二级太阳轮和内齿圈采用浮动结构，这种双浮动结构具有良好的均载特性，运动受力时可自动补偿偏载，使各齿轮受力均恒，有利于提高零部件寿命。

结构上由行星齿轮组Ⅰ(图2-7)、行星齿轮组Ⅱ(图2-8)、联接套、轴承座、挡环等组成。第一级行星机构速比为1+（66÷14)=5.71。第二级行星机构速比为 1+（70÷14)=6.0

行星齿轮组Ⅰ(图2-7)主要由行星架、行星齿轮、行星轮轴和轴承、内齿圈、联接第二级行星机构的太阳轮等组成。行星齿轮组Ⅱ(图2-8)主要由行星架、行星齿轮、行星轮轴和轴承、支承行星架的两个轴承、内齿圈、行星架出轴端轴承座、油封等组成。行星架出轴端是内花键，通过行走机构的花键轴将动力传递给驱动轮。

安装时，行星齿轮组Ⅰ、Ⅱ成组依次装入机箱内。2.2.6 行走机构(图2-2)：

如图2-2所示，主要由行走箱壳、驱动轮、齿轨轮组、齿轨轮轴、导向滑靴、与牵引部行星机构出轴联接的花键轴、支承驱动轮和齿轨轮的轴承及密封件等组成。驱动轮为轴齿轮，通过轴承支承在箱壳上，驱动轮通过内花键与花键轴一端相联，花键轴另一端与牵引行星减速器行星架内花键相联，将行星架输出动力传给驱动轮。花键轴上设有扭矩槽，当实际载荷大于额定载荷的2.8倍时，花键轴从扭矩槽处断裂，对采煤机机械传动件起到保护作用。齿轨轮内装轴承，并通过轴套装在齿轨轮轴上，可相对齿轨轮轴转动。

齿轨轮轴装在机壳上，且挂有导向滑靴。导向滑靴套在销轨上，它是支承采煤机重量的一个支承点，并对采煤机行走起导向作用，它同时承受采煤机的部分重量及采煤机的侧向力，行走箱内的支承轴承用ZL-3H锂基润滑脂润滑，需要定期加油。

行走机构左、右各一组，行走箱箱体牢固地固定在左、右牵引部箱体上，通过止口与牵引部箱体定位联接，承受剪力，同时用10条高强度螺栓和液压螺母，将行走机构箱体与牵引部箱体紧固成一刚性整体。

3.牵引电机(图2-10)牵引电机为YBQYS-40(B)型矿用隔爆型三相交流异步电动机，电压等级380V，功率40kW，可用于环境温度≤40℃，有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面。

牵引电机的供电拖动由交流变频调速电控装置提供，通过变频器改变供电频率，从而改变牵引电机的转速，即改变采煤机的牵引速度。变频器调控供电频率的范围0～84Hz，对

应电机转速为0～2470r/min，电机转速在0～1470r/min范围内为恒扭矩输出，1470～2470r/min为恒功率输出。电控装置及其工作原理详见第五章（采煤机电气）。

该电机卧式安装在左、右牵引部上，电机外花键出轴与电机齿轮轴（图2-3）内花键联接。电机外壳水套冷却。

使用时注意： 开机前应先检查冷却水的水压、水量，先通水后启动电机，严禁断水使用，断水或有其它异常响声时必须立即停机检查。

4.液压制动器(图2-9)4.1 工作原理：

液压制动器是采煤机的安全防滑装置，是一种弹簧加载液压释放式制动器，主要由缸体、活塞、内齿圈、前盖、后盖、摩擦片组件、片齿轮、加载弹簧及密封件等组成。

由调高液压系统控制油路自进油口13供油松闸，切断控制油时，在加载弹簧9弹簧力作用下进入抱闸状态，此时加载弹簧力通过活塞10压向片齿轮5, 使两组摩擦片组件1与片齿轮4、5紧密压靠，产生磨擦力矩，采煤机被制动。松闸时，两组小弹簧8的弹簧力使两组摩擦片组与片齿轮脱离接触。

缸体

6、后盖7和前盖2分别与内齿圈3用两组螺栓联接为一体。液压制动器通过前盖2的止口与牵引部机壳联接，通过前盖2的法兰盘用4个螺栓与牵引部机壳紧固在一起。电机齿轮轴的轴齿轮一端与制动器两组摩擦片组1的内齿轮联接。

液压控制油受一个制动电磁阀控制，当采煤机牵引速度为零或电气控制发出制动信号时，制动电磁阀断电复位，制动器内的压力油经电磁阀回油池，制动器处于制动状态，采煤机刹车。

技术特征：

最小松闸压力 1.2~1.6MPa 动制动力矩 450Nm 静制动力矩 850Nm 4.2 机械释放(松闸)若液压系统发生故障或检修拆卸时，液压制动器可用机械方式释放：即把两个螺钉15卸下，把两个对称的螺塞16拆下，用螺钉15旋进活塞16的螺孔中，完全旋紧后，活塞10被提起，制动器即被释放。

使用时注意：当工作面倾角＜15°时，厂家建议在使用时最好用螺钉将制动器用机械方式释放(松闸)，使制动器处于松闸状态，以消除采煤机换向时经常制动发热及磨擦片磨损消耗。4.3 拆卸：

拆卸时应均匀松开联接后盖9的16个螺栓，缓慢均匀地释放弹簧的预压力，注意防止弹力伤人事故。更换摩擦片或密封圈11、12时才需拆卸，摩擦片组件1一般成组更换，也可以只更换摩擦片与钢质园盘的铆焊件。4.4 维护：

经过常期或频繁操作后活塞及缸体的密封12、11处可能发生少量漏油现象，使用过程中每周检查一次漏油情况，拆下螺塞14检查，若漏损严重，需更换O形密封圈11、12。

每月检查一次磨擦片的磨损情况，新制动器活塞释放行程为2mm，对应图中h尺寸为15mm，测量无油压状态下h尺寸即可知磨擦片磨损程度。检查方法：拆去后盖7上与活塞10上M8螺孔不对应的一个M10×1螺塞，用深浅尺测量h尺寸值，若磨损程度达到4mm以上(即h≥19mm)，即应换磨擦片。

4.6 磨损检测

摩擦片的磨损检测为四周一次。新液压制动器的间隙为2.65mm，使用一段时间后，其极限间隙达到6mm时，应及时更换摩擦片。

检测磨损时，必须卸下螺钉11,把一个M8×16的螺纹销1拧进活塞中，以便进行测量。用深度尺分别测量液压制动器表面至螺纹销端部的释放和制动状态下的距离，两者之差，即为磨损片的间隙。测完后取出螺纹销，装上螺钉11。5.润滑(图1-6)牵引部齿轮减速箱传动齿轮、轴承采用飞溅式润滑，齿轮箱内注入N320齿轮油，机身处于水平状态时，油面高度距机壳上平面340~370mm，在左右牵引部靠摇臂端的侧面设有油位窗口，可观察和测量油位高度。在机壳上平面设置一个透气塞，在机壳煤壁侧的底部有一个放油孔和螺塞，机壳上平面设有加油孔。

第三章 截割机构 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机截割机构由左右摇臂、左右滚筒组成，其主要功能是完成采煤工作面的落煤，向工作面运输机装煤和喷雾降尘。左、右摇臂内各装有一台250kW截割电机，其动力通过三级直齿轮减速和一级行星齿轮减速传给出轴方法兰驱动滚筒旋转。

摇臂减速箱设有离合装置、冷却润滑装置、喷雾降尘装置等(图3-1a、图3-1b)。

摇臂减速箱为整体弯摇臂型式，除壳体外，其余零件左、右通用。左右摇臂减速箱壳体与左右牵引部机壳铰接，左右摇臂的小支臂与左右调高油缸铰接，通过调高油缸实现摇臂的升降。摇臂和滚筒之间采用方榫联接。

由于截割电机横向布置，省略了伞齿轮传动，结构简单，制造工艺性好，有利于提高制造质量，安装维护方便，使可靠性和生产能力相应大大提高。

2.截割机构的机械传动 2.1 传动系统(图1-3)截割电机空心轴通过扭矩轴花键(m=3，Z=21)与一轴轴齿轮联接，将动力传入摇臂减速箱，再通过Z14、Z15、Z16、Z17、Z18、Z19~Z21传递到行星减速器，行星减速器行星架出轴渐开线花键(m=5，Z=48)与方法兰(410×410)联接驱动滚筒。截割机构的总传动比: i=(Z16÷Z14)×(Z18÷Z17)×(Z21÷Z19)×(1+Z24÷Z22)=(36÷18)×(40÷23)×(40÷17)×(1+64÷16)=40.92 当电机转速为1470r/min时，滚筒转速为: n=1470/i=1470/40.92=35.92(r/min)

2.2 主要结构

截割机构主要由截割电机、摇臂减速箱、滚筒等组成，机构内设有冷却系统，内喷雾等装置。

截割电机直接安装在摇臂箱体内，机械减速部分全部集中在摇臂箱体及行星机构内，与传统的采煤机相比，没有固定减速箱及伞齿轮传动系统，因而机械传动系统简单、可靠。摇

臂通过销轴与牵引部机壳铰接，其小支臂与安装在牵引部上的调高油缸之活塞杆铰接，通过油缸的伸缩，实现截割滚筒的升降

截割机构具有以下特点:(1)摇臂的回转采用铰轴结构，没有机械传动，回转部分的磨损与机械传动的齿轮啮合无关。

(2)摇臂减速箱机械传动都是简单的直齿轮传动，结构、制造简单，传动效率高。

(3)截割电机和摇臂主动轴齿轮之间，采用细长扭矩轴联接，可补偿电机和摇臂主动轴齿轮安装位置的小量误差，不影响动力传递，便于安装，在扭矩轴上设有V型剪切槽，受到较大的冲击载荷时，剪切槽切断，对截割传动系统的齿轮和轴承及电机起到保护作用，提高可靠性。

(4)摇臂机壳内外设有冷却元件和水道，在外喷雾降尘的同时，对摇臂减速箱起到冷却作用。

(5)摇臂行星传动 与臂身直齿轮传动分油池润滑，保证了行星头部分 的润滑，整个传动系统润滑效果好。

(6)摇臂减速箱内的传动件及结构件的机械强度设计有较大的安全系数。

2.2.1 截割电机(图3-2)：

截割电机为YBC－250D2型矿用隔爆型三相交流异步电动机。可用于环境温度≤40℃，有甲烷或煤尘爆炸危险的采煤工作面，卧式安装在摇臂减速箱内，中间空心轴，由内花键与细长扭矩轴相联，外壳水套冷却。

安装时，注意电机冷却水口与摇臂壳体相对，接线盒为左右对称结构，使左、右截割电机通用，接线喇叭口可以改变方向，方便电缆引入。拆卸时，可以利用电机联接法兰上的顶丝螺孔顶出，从老塘侧抽出，拆装方便。

使用时注意: 开机前应先检查冷却水的水压水量，先通水后启动电机，严禁断水使用，当电机长时间运行后停机时，不要马上关闭冷却水。发现电机运行中有异常声响时，应立即停机检查。

2.2.2 摇臂减速箱(图3-1a、图3-1b)摇臂减速箱主要由壳体、一轴、第一级减速惰轮组、二轴、三轴、第二级减速惰轮组、中心齿轮组、行星减速器、中心水路、离合器等组成。截割电机出轴（扭矩轴）外花键与摇臂减速箱一轴轴齿轮内花键联接，按电机转速n=1470r/min，摇臂减速箱输出轴转速（滚筒转速）为n=35.92r/min。在截割电机尾部设有齿轮离合器，可使摇臂的传动接通或断开。离合器为推拉式，由人工操作。由于摇臂工作时一般都不呈水平状态，而为了使摇臂减速箱 中的齿轮组得到充分的润滑，在摇臂减速箱 中部设置了强迫润滑装置，同时为了使行星头中有足够的润滑油，所以将摇臂分为两个润滑油池。分界处是在中心齿轮组轴承座上装置两对骨架油封，当滚筒升高时，行星头油池中的油不会流入摇臂体油池，保证行星头行星减速器齿轮、轴承有良好的润滑。

当滚筒落下时，摇臂体油池中的油也不能进入行星头油池，保证行星头行星减速器齿轮有良好的润滑，避免行星头中的油过满而发热。

由于本采煤机摇臂是独立的机构，截割电机又是横向布置，没有了伞齿轮，全部采用圆柱齿轮传动，其传动轴为一平行轴系，所以给制造、安装以及检修、拆卸带来很大方便。现分述如下：

(1)壳体：

壳体为弯摇臂形式，用ZG25Mn材料铸成整体，有利于提高整体强度，在机壳内腔壳体表面设置有冷却水管，壳体外表面设置有冷却水槽，以实现水的流动冷却，同时又提供内、外喷雾的通道。左右壳体结构对称，摇臂内的所有零部件左右通用。

(2)一轴(图3-3)一轴主要由轴齿轮、轴承、端盖(轴承座)、密封座、铜套、密封件等组成，与截割电机空心轴以花键联接的扭矩轴通过INT/EXT21Z×3m×30p×6H/6h花键与一轴轴齿轮相联。所有零件成组或分步自煤壁 侧装入壳体。(3)第一级减速隋轮组(图3-4)由齿轮、轴承、距离垫、挡圈组成，先成组装好，再与惰轮轴一起装入壳体。(4)二轴(图3-5)主要由轴齿轮、齿轮、轴承、端盖、距离套、密封圈等组成，成组或分步自煤壁侧装入壳体。

(5)三轴(图3-6)三轴主要由轴齿轮（三轴）、齿轮、轴承、端盖、密封件等组成。安装时先将老塘侧轴承、端盖装入机壳，再将大齿轮送入摇臂体内，最后将轴齿轮等件分别自煤壁侧装入壳体。(6)第二级减速惰轮组(图3-7)由齿轮、轴承、挡圈、垫组成，先成组装好，再与惰轮轴一起装入机壳。

(7)中心齿轮组(图3-8)主要由轴齿轮(M=

10、Z=40)、太阳轮(m=

8、z=16)、两个轴承座、两个42134轴承和四个骨架油封等组成。轴齿轮两端由两个42134轴承支承，太阳轮通过花键与轴齿轮相联并将动力传递给行星减速器。

安装时应按内轴承座(含油封、轴承)、轴齿轮组(含太阳轮)、外轴承座(含轴承、油封)的顺序依次自老塘侧装入机壳内。在轴齿轮两端设有两组共四个骨架油封，其作用是隔离行星头油池和臂身油池，保证摇臂在任一位置，行星头都有润滑油，臂身油液不会流入行星头，避免搅油损失大，行星头发热。(8)行星减速器(图3-9)该行星减速器为截割传动的最后一级减速，主要由行星架、内齿圈、行星轮、行星轮轴及轴承、支承行星架的两个轴承、轴承杯、联接法兰、滑动密封圈、及一些辅助件和密封件等构成，该行星减速器为四组行星轮结构，太阳轮浮动，行星架一端通过轴承30244A支承于摇臂壳上(参见图3-1a), 另一端通过轴承32056X支承于轴承杯上，轴承杯、内齿圈通过螺栓、销子与摇臂壳紧固为一体。

行星架输出端部通过花键与联结方法兰联结，该联结方法兰的外端有与滚筒联接的方块凸缘(410×410mm),在联结方法兰和密封盖之间装有滑动密封圈，以防止行星头油液外漏。安装时，除内齿圈外，可以成组装配好后自煤壁侧装入，也可以行星架与行星轮安装成套后分步装入。

由于行星减速器为四行星轮结构，在制造、安装方面比三行星轮结构要求要高，否则会引起均载性能差。

在组装行星轮和行星架时，需注意以下几点： a.选用四组行星轮的内孔偏差接近一致的； b.齿轮的节圆与内孔具有较好的同心度；

c.行星轮内的弹性挡圈不能过硬，以防使用时，挡圈断裂，碎片卡坏轴承，在安装时，要用钳子送到位，不要在还未到位时，用锤子敲入，以防挡圈预先有裂纹等缺陷；

d.行星架与行星轮装好后，在与内齿圈装配前要测量四组行星轮的径向跳动，并在齿轮的径向跳动量最大处作一标记，然后使其都朝外装入内齿圈，以提高四组行星轮的均载效果。(9)中心水路(内喷雾供水机构)(图3-10)行星减速器装完后，开始装内喷雾中心水管，不锈钢送水管右端在插入通水座时，管上的突缘要对准通水座的槽口，使送水管和行星架、滚筒一起转动。送水管左端通过轴承1305支承在轴承座内，为了防止水进入摇臂壳内，在水封后面又加了泄漏环和油封，泄漏的水经泄漏环、水封座流出槽外。内喷雾水从水封座进入送水管。送水管出口端通过软管与滚筒内喷雾进水口联结。

(10)离合器(图3-11)截割机构的离合器安装在截割电机的尾部，主要由离合手把、压盖、转盘、推杆轴、扭矩轴等组成。其中细长扭矩轴为一主要零件，其一端通过渐开线花键同电机空心轴相联，另一端通过渐开线花键与一轴相联，并通过轴承、螺母等与推杆轴相联。

离合器操作时，拉动离合手把使扭矩轴在拉力作用下，行程65mm，使扭矩轴与一轴花键联接脱离，此时转动手把，通过转盘两个凸爪和压盖上的园形槽定位。相反复位时转动手把，脱离定位，推动手把，使扭矩轴在推力作用下行程65mm与一轴内花键完全相联。当需要更换扭矩轴时，只须拆掉压盖和小端盖，就可从老塘侧抽出扭矩轴。

2.2.3 滚筒：

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机适宜滚筒直径为Φ1800mm，Φ2000mm , 截深630mm、800mm，可以根据需要配置不同技术参数的滚筒。(1)滚筒结构组成

滚筒主要由滚筒体、截齿、截齿固定装置和喷嘴等组成。滚筒体为焊接结构主要由端盘板、螺旋叶片、筒毂、联接方法兰、齿座和喷嘴座等零部件组焊而成。根据不同工作面煤层煤质条件，可以配置4头或3头螺旋叶片，也可以配置镐形截齿或刀型截齿等不同技术特征的滚筒。

叶片出煤口处焊接有耐磨板或堆焊有耐磨材料，以提高滚筒的使用寿命。连接方榫为410X410mm。

(2)内喷雾装置

滚筒的内喷雾装置包括内喷雾供水水路、喷嘴座、喷嘴等。内喷雾供水水路由连接方法兰盘中的通水孔槽、端盘板和叶片内缘的环形水槽、U形管和端盘板、叶片中的径向孔等组成。由于滚筒以及截齿、喷嘴均属易损件，正确维护和使用滚筒，对延长其工作寿命，提高截割效率是十分重要的，所以开机前必须做到如下几点: a.检查滚筒上截齿和喷嘴是否处于良好状态，若发现截齿刀头严重磨钝，应及时更换，若喷嘴被堵，亦应及时更换。换下的喷嘴经清洗后可复用;b.检查滚筒上的截齿和喷嘴是否齐全，若发现丢失，则应及时补上;c.截齿和喷嘴的固定必须牢靠;

d.检查喷嘴及系统管路是否漏水，水量、水压是否合乎要求;e.固定滚筒用的螺栓是否松动，以防滚筒脱落;

f.采煤机司机操作时，做到先开水，后开机;停机时先停机，后停水;并注意不让滚筒割支架顶梁和输送机铲煤板等金属件。3.截割机构的润滑(图1-6)摇臂机身和行星减速器这两部份为互相分隔，各自独立的油池，摇臂机身采用强迫润滑而行星减速器采用飞溅润滑。均加注N320齿轮油。强迫润滑系统是一个可调整润滑油喷射方向的机构，由一个齿轮泵和油管组成。可根据工作面坡度的方向来调整以适应不同的工况，在大坡度情况下，机壳内的润滑油将汇集在摇臂身的低位。强迫润滑就是齿轮泵从低位吸油向高位进行喷射。从而可以保证左右摇臂的一轴和中心齿轮组及中间的传动齿轮得到充足的润滑

第四章 调高液压系统 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机调高液压系统及其元部件是为实现采煤机滚筒的调高需要而设置的。调高液压系统原理见图1-4所示。液压系统元、部件由电动机、齿轮泵、调高油缸及其液压控制阀、吸油滤油器、高压溢流阀(安全阀)、节流阀、定值减压阀、调高换向阀组、制动电磁阀、压力表、以及油箱、管路系统等组成。

除了调高油缸及其液压 控制阀(液压锁等)，其余所有液压元、部件均安装于调高泵箱内(图4-1)。调高泵箱为一独立的部件，主体为焊接结构的油箱和电机箱，在箱体上平面设置一抽屉板，所有液压元、组件和管路均在该抽屉板上固定和联结。独立的调高泵箱部件自老塘侧装入左牵引部右端的框架内。

油位要求：在摇臂水平时，摇臂身油池油位应在摇臂身上油窗位置，油窗设在摇臂身老塘侧，可方便地观察。行星减速器油池油位应在行星头透气塞以下，行星头油位塞以上位置。透气塞和油位塞设在摇臂行星头老塘侧中部。

在摇臂身老塘侧上方设有透气塞，下方设有放油塞。在摇臂行星头上方设有加油塞，下方设有放油塞。

第四章 调高液压系统 1.概述

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机调高液压系统及其元部件是为实现采煤机滚筒的调高需要而设置的。调高液压系统原理见图1-4所示。液压系统元、部件由电动机、齿轮泵、调高油缸及其液压控制阀、吸油滤油器、高压溢流阀(安全阀)、节流阀、定值减压阀、调高换向阀组、制动电磁阀、压力表、以及油箱、管路系统等组成。

除了调高油缸及其液压 控制阀(液压锁等)，其余所有液压元、部件均安装于调高泵箱内(图4-1)。调高泵箱为一独立的部件，主体为焊接结构的油箱和电机箱，在箱体上平面设置一抽屉板，所有液压元、组件和管路均在该抽屉板上固定和联结。独立的调高泵箱部件自老塘侧装入左牵引部右端的框架内。

调高泵箱液压油箱内注入N100抗磨液压油，注油量为85升，在泵箱的老塘侧设有两个油窗，下方的一个油窗是油箱的最低油位，采煤机正常工作时，油面应到该油窗位置，如不到应予补充。左箱体的正面上方设有加油阀，下方有放油孔，在箱体的上平面设置有空气滤清器(透气孔)，也可以将该滤清器拆下，从该处加油。

两个调高油缸(含液压锁、安全阀)的活塞杆端与左右牵引部下的支座铰接，缸体端与左右摇臂的小支臂铰接。

2.调高液压系统工作原理(图1-4)由7.5KW电动机驱动调高齿轮泵运转，齿轮泵通过吸油滤油器自油箱吸油，在调高换向阀未操作状态下，齿轮泵排油经两个调高换向阀和低压溢流阀回油池，此时高、低压表显示压力均为2Mpa。当一个调高换向阀操作时，即操作左或右滚筒升降时，齿轮泵排油经调高

换向阀进入调高油缸，调高油缸排油腔的油液经另一个调高换向阀和低压溢流阀回油池，直到调高换向阀停止操作即滚筒调整到位为止。在齿轮泵排油油路上设置有防止齿轮泵和系统压力过载的安全阀、压力表。在低压溢流阀的前端设置有低压表。在调高油缸上设置有液压锁以保证滚筒锁定在所需要的高度位置，另外在油缸上还设有安全阀，以防止截割机构、油缸受外力过大造成机械损伤事故。

注意：两个调高换向阀应单独操作，即两个滚筒不能同时升降。

控制油路：

在系统的主油路上串接一个低压溢流阀，该阀的调定压力为2Mpa，这样，不论是否进行滚筒的调高操作，只要调高齿轮泵运转，在该阀的前端始终保持2Mpa的恒定压力，该压力油源用于调高换向阀组电液控制阀的控制油源和左右牵引部液压制动器的控制油源。

3.调高液压系统元件：

3.1 调高换向阀组(图4-2)调高换向阀组是摇臂滚筒调高的控制元件，它是由H型三位四通手、液控换向阀和34GDEY-H6B-T型三位四通隔爆电磁换向阀组成，可以电控操作，也可手动操作。

其工作原理: 当电磁阀左电磁铁带电，控制油液通过电磁阀推动手、液控换向阀动作，调高压力油由P口通向A口进入调高油缸压力腔，油缸的回油则由B口经过手、液控换向阀到O口回油池，当右电磁铁带电，控制油液通过电磁阀推动手、液控换向阀动作，调高压力油则由P口通向B口进入调高油缸另一腔，油缸回油则由A口经过手、液控换向阀回油池。

在手动情况下,由于电磁阀的Y型机能,手、液控换向阀两液控腔与油池相通。手液控换向阀的主要技术参数为: 最小 控制压力 ≥1.0MPa 手动操作力 ≤150N 最高工作压力 31.5MPa 漏损量 ≤40ml/min 3.2 调高油缸（图4-3）

两只调高油缸设置在左右牵引部的煤壁侧，油缸缸体端与摇臂、油缸的活塞杆与牵引部箱体分别用销轴铰接，以实现左、右滚筒的调高。调高油缸由缸体、活塞杆、活塞和液压锁、安全阀等组成。

其主要技术参数为: 行 程 575mm 缸 径 Φ200mm 活塞杆直径 Φ130mm 工 作 压 力 20MPa 油缸最大推力 628kN 油缸最大拉力 363kN

其工作原理（见图1-4）: 当由换向阀B2口进油时，压力油经液压锁进入活塞腔，推动缸体移动，摇臂升高，活塞杆腔的回油经换向阀A2口回油池；当由换向阀A2口进油时，压力油经液压锁进入活塞杆腔，活塞腔的回油经换向阀B2口回油池，缸体缩回，摇臂下降。该油缸采用活塞杆固定，缸体移动的运动方式。活塞左、右两腔的密封采用密封性能好的蕾形密封圈。

液压锁是由二个单向阀和一个活塞组成。为了便于维护，它安装在油缸后座上，用以密封油缸两腔的油液。其工作原理与液控单向阀相似，只是把两个液控单向阀组合在一起，液控口和进油口合二为一。

3.3 调高泵电机（图4-4）

该电机为矿用隔爆型三相异步电动机。可适用于环境温度低于40℃，且有甲烷或煤尘爆炸危险的采煤工作面。

主要规格及技术参数：

型 号 YBC-7.5 冷却方式 水套冷却 额定电压(V)1140 冷却水量(l/min)7 频率(Hz)50 冷却水压(MPa)≤2 转速(r/min)14703.4 调高齿轮泵

该泵为美国伊顿(Eaton)威格士液压公司的高压齿轮泵。体积小，重量轻，结构简单，寿命长。

主要技术参数：

允许最大压力(bar)241实际工作压力(MPa)23允许最大转速(r/min)3600实际工作转速(r/min)1470每转排量(ml/r)13.8 3.5 DBD型溢流阀(图4-5)

3.5 DBD型溢流阀(图4-5)在液压系统中，调高泵出口高压安全阀采用DBD型直动型溢流阀。高压安全阀选用DBDS10K10/31型，调定压力为23MPa。3.6 ZL自封式吸油滤油器（图4-6）

ZL自封式吸油滤油器适用于液压传动系统中液压泵吸油过滤，用以避免油箱内污物进入液压泵，以保持油液清洁，提高液压泵等元件的工作寿命和可靠性。本滤油器采用新型的自封装置，适宜于液压系统的油箱液面高于滤油器出口的状况，其具有以下特点：

（1）本滤油器结构简单，安装方便，通过四只螺钉固定在油箱老塘侧，结构简单紧凑。

（2）当清洗或更换滤芯时，只须松开滤芯端头上六只螺钉，就可连同螺钉一起取出滤芯，此时密封垫就会在压缩弹簧的作用下贴紧底座，以防止油箱内油液从滤油器壳体流出。当重新安装好滤芯时，密封垫自动开启，液压油又可以从油箱内进入滤油器。

3.7 低压溢流阀（参见图4-5）

该低压溢流阀是为系统回油路上分流出一路低压恒值控制油源而设置的。该溢流阀采用DBD型直动式溢流阀。低压溢流阀选用DBDS10K10/2.5型，调定压力为2MPa 3.8 机外油路

机外油路是指自调高换向阀组到左右调高油缸的高压软管组件（共四组）和从制动电磁阀组的三通接头到左右牵引部的液压制动器的高压软管（共两组）。

在安装机外油路时，需注意：不允许损坏O型密封圈，同时须有足够的弯曲半径使高压

软管不蹩卡，做到排列合理、整齐、美观。

第五章 采煤机电气 1 概述

1.1 产品特点

MG250/600-WD1型交流变频调速电牵引采煤机电气部分, 是该采煤机的一个主要组成部分。该部分结构上由三个独立的电控箱共同组成, 系统上采用了可编程控制器(PLC),中文液晶显示，直接转矩(DTC)变频调速技术和信号传输技术,来共同控制两台250kW的截割电机、两台40kW的牵引电机、以及一台7.5KW的泵电机的运行状态,使采煤机控制和保护性能完善, 操作方便、可靠。电气系统采用了“一拖一”，即两个变频器分别拖动两个牵引电机，提高了系统的控制精度。系统具有再生制动功能，可以四象限运行，拓宽了采煤机的适应性。

1.2 主要用途

该部件由三个独立的电控箱:N23、N24C、N26共同组成。其中N23为高压开关箱,此箱主要为整个采煤机提供～1140V电源,N24C为变频器箱,此箱主要用于采煤机的控制,可以控制采煤机的左、右行走速度,左、右滚筒的升降，左、右截割电机的分别启动和停止;N26为变压器箱,其中的变压器将～1140V电压变为～400V电压,为变频器提供了电源。1.3 型号的组成及意义（示例）

Ｍ Ｇ 250 ／ 600 Ｗ Ｄ 1

改进序号 电牵引

无链

总装机功率(KW)截割电机功率(KW)采煤机

1.4 使用和工作条件

(1)海拔高度小于2000m;(2)周围介质温度在-5℃～+40℃之间；

(3)+25℃时周围空气的相对湿度不大于95%；

(4)在 周围空气中的甲烷、煤尘、硫化氢、二氧化碳等不超过《煤炭安全规程》中所规定的安全含量, 海拔不超过2000m、周围介质温度不超过40℃，空气湿度不大于95%(在+25℃时)的矿井中使用；

(5)电网交流电压1140(+10%，-20%)，50Hz；

(6)周围介质无破坏性金属和绝缘材料的气体、蒸气和尘埃 1.5 安全

①概述

本节给出了在安装，操作，运行及维修MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机时，必须遵守安全注意事项。

如果不加以注意，将造成意外的人身伤害和死亡，或者损坏MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机电控系统、电机及其它传动设备。在操作和使用MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机之前务必阅读该部分的内容。

②警告和注意事项

警告部分用于说明在进行非正常操作时，何种情况会造成严重的故障、人身伤害及死亡。注意事项出现在说明书中读者需要特别注意的地方，及某些特殊问题需要补充说明时，注意部分虽然不如警告部分重要，但是也不应忽视。

危险电压警告∶警告有危险电压存在，会造成人身伤害或设备损坏的情况给予警告，标志旁边的内容说明了避免危险的方法。

一般警告∶对除了电气原因之外，造成人身伤害或设备损坏的情况给予警告，标志旁边的内容说明了避免危险的方法。

注意∶当说明书中有需要特别注意的地方，或有需要补充说明的问题时，用以下标志提示读者。

注意！“注意”意思是应对特殊问题予以特别注意；

补充说明 “补充说明”给予补充信息，或者指出对于该主题可供参考的 更多信息。

危险电压警告∶所有的MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机的电气安装和维护工作都必须由专业技术人员完成。

所有的MG250/600-WD1型交流变频电牵引采煤机和相关设备都必须正确接地。2 技术特性 2.1 主要功能

该部件主要能实现采煤机的启动、停止;启动预报警;左、右牵引;左、右滚筒的升降;左、右截割电机的分别启动和停止;左、右截割电机的恒功率保护;左、右截割电机的温度保护;左、右牵引电机的过载保护;采煤机的故障监测;变频器故障复位;单牵;牵引变压器的温度保护;闭运输机;采煤机零位抱闸保护;瓦斯断电保护;变频器的所有保护等诸多功能。

主要参数

MG200/500-WD MG250/600WD MG300/700-WD 装机功率200×2+40×2+7.5kW 250×2+40×2+7.5kW 300×2+40×2+7.5kW 调速和牵引方式：交流变频调速，交流电机驱动，齿轮销轨式无链牵引变频器型号ACS800-01-0070-3适配电机容量45kW(重载应用）55kW（一般应用）输出额定电流89A(重载应用）112A（一般应用）输入电压交流380V～415V输入频率50Hz短时过载电流1.5Ie运行频率0～50Hz～83Hz

2.3 结构特征与工作原理

该部件由三个独立的电控箱N23(开关箱)、N24C(变频器箱)、N26(变压器箱)共同组成（见图5-1）,其中N23、N24C共同安装在一个整体的联接框架内,N26安装在右牵引部的一段框架内。三个独立的电控箱均可从老塘侧装入、抽出,而且三个电控箱本身不承受力量。每个电控箱均由两个独立的腔体: 隔爆腔和接线腔组成,隔爆腔供安装电气元部件用,接线腔供电缆引入接线用。以下就每个箱体作以详细说明: 2.3.1 开关箱KXJ-700/1140C(参见附图5-6a、5-6b、5-6c)（1）型式：开关箱为隔爆兼本安型“Exd[ib]I”

（2）产品型号及含义（示例）KX Ｊ － 700 / 1140 Ｃ

采煤机

电压（V）功率（kW）

隔爆兼本安型

控制箱（3）简介：

开关箱位于联接框架的左端,可以在老塘侧方便地推入和抽出。高压开关箱由2个接线腔和一个隔爆腔组成，接线腔供电缆引入接线用，隔爆腔供安装电气元部件用。高压开关箱的作用是将～1140V电源引入采煤机并将电源进行分配。其正面盖板上装有2个隔离开关手把，隔离开关具有超前断电功能。盖板上有高压箱铭牌和开盖警告牌。

隔爆腔内安装有2台GM2-400隔离开关(带超前断电)，用于左、右截割电机主回路, 紧急时也可以通过它来切断主回路。在开关转轴边上有一机械连锁装置,带动一个行程开关来控制磁力启动器的控制回路,以保证隔离开关不带电操作(先合闸,后送电;先断电,后分闸)。

隔爆腔内有一台控制变压器(～1140V/220V.42V)。控制变压器初级边有2个高压保险2A/1140V;每组次级边有1个空气断路器。～220V为PLC、开关电源供电。

隔爆腔内安装有1个本安(12V)电源模块。输入为～42V,输出为12V(+12V时,电流为1.1A;电流互感器TA1、TA2等的供电

还有2个JCA300-P/4～20mA霍尔电流传感器安装在该腔。用于检测左、右截割电机电流,为PLC控制提供信号,完成采煤机截割电机的恒功率保护。

接线腔分为2个，1个为位于老塘侧的主进线接线腔，接线腔与隔爆腔通过6个1140V/200A高压接线柱和一个21芯过线组来联系。

另外还有2个接地线压板。其作用是引入1140V电源。煤壁侧还有一个接线腔，用于向左、右截割电机、泵电机和牵引变压器提供电源。

2.3.2 变频器箱KXJT-110/380C(参见附图5-7a、5-7b、5-7c)（1）型式：变频器箱为隔爆兼本安型“Exd[ib]I”（2）产品型号及含义：

KX Ｊ Ｔ 110 / 380 Ｃ 采煤机

电压（V）功率（KW）

调速

隔爆兼本安型 控制箱

（3）简介：变频器箱位于联接框架的右端,由一个隔爆腔和一个接线腔组成,隔爆腔在前,接线腔在后,隔爆腔底面有冷却水槽。接线腔通过2个9x25mm2的过线组(GXB1、GXB2)和3个21芯过线组(GXB3、GXB4、GXB5)与隔爆腔相连,主要作用是引入变频器的进线和引出变频器的出线。其中GXB1的6根线为主变频器1V1的输入、输出;另外2根作为制动单元的输出。GXB2中有6根为从变频器1V2的输入和输出。GXB3和GXB4是非本安控制 的过线组;GXB5是本安控制的过线组，接线腔内还有接线端子若干,以及用于进出线的喇叭口,共21个。

隔爆腔内安装有2台拆装后水冷式ABB变频器(1V1和1V2,包括电容、电抗及变频器等)，可编程序控制器(PLC)1台，开关电源1台，6个快熔(1F6～1F11)及分线盘等。

该箱体正面有2个盖板，左面盖板上安装有12个操作按钮，用于控制采煤机的动作，遥控接收天线也安装在此盖板上;右面盖板上安装有中文显示窗，可实时显示工作参数，工作状态及信息;2台变频器的参数显示窗也安装在该盖板上，显示变频器的工作状态及故障。

此腔完成采煤机电气系统的主要功能,电气控制系统为“一拖一”方式。即用一个变压器给2台交流变频器供电,由两台变频器分别驱动2台交流牵引电机,从变压器次边出来的～400V/50Hz供电电源经六个快速熔断器分两路进入变频器,通过变频器整流、逆变输出频率、电压可变的交流电压作为牵引电机的供电电源。

补充说明：由交流异步电机的转速公式: n=(1-S)60f1/P

其中: f1: 定子供电电源频率

P: 极对数(常数)S: 转差率(常数)n: 电机转速

所以在其它参数不变的情况下,电机的转速与电源的频率成正比,所以通过改变电机供电电源的频率而改变电机的转速,从而改变采煤机的行走速度。

另外，由于供电电源频率的变化，不仅会影响电机的转速而且还会影响电机内部气隙磁通的大小。从而影响电机的运行特性。当电源频率在基频以下时，由于频率降低时，若要保持定子电压不变，则电机的励磁电流将增加，而电机在额定频率下工作时，磁通已接近饱和状态。因此，在基频以下调速时，电机必然工作在过励磁状态，这样，一方面降低了电机的功率因数，同时，又

影响到电机的负载能力。因此，为了保证电动机在基频以下运行时的良好特性，必须在改变频率的同时改变供电电源的电压。此时，为恒转矩调速；当定子供电频率超过基频（50Hz）时，气隙磁通将下降，使得磁通小于额定值。这样电机在额定电流下工作时，电机随着频率的升高转速也升高，电机输出扭矩减小，但功率不变，此时为恒功率调速。

①变频器

变频器选用ABB公司的直接转矩控制(DTC)变频器ACS800系列,变频器可在零速时产生150％Me转矩,且无速度传感器,其转矩环是内环,速度环是外环,系统通过自动识别建立电机模型,可以得到准确的转子速度信号作为速度环的反信号,所以不需要速度编码器仍可以对电机进行精确的速度控制。变频器改装为水冷装置,其整流模块与逆变模块均安装在专用的散热铝板做成的底板上,底板与腔体底面水冷壁紧密接触(中间由导热脂传递热量)。正常使用时,变频器产生的热量由水冷壁带走。

②可编程序控制器(PLC)PLC是采煤机电气系统的控制中心。选用Omron CQM1系列具有高可靠性、抗干扰能力强的特点, 且采用导轨式安装, 非常方便。其平均无故障时间大大超过了EC规定的10万小时,甚至有些PLC的可靠性已达到300000～500000MTBF。并且采用模块式硬件结构,组合和

扩展都很方便。在实际使用过程中,增加或减少功能比传统继电器电气控制方案更简单易行。在PLC正常时,变频器的速度给定,牵引方向,加减速、水流量保护,2台截割电机的温度监测、电流采样、截割电机的恒功率保护,采煤机零位抱闸、启动预报警、2台截割电机的分别启动和停止、瓦斯断电、绝缘监测、牵引变压器温度监测及采煤机的动作执行等均通过PLC来达到完美的控制性能。

PLC由CPU及电源模块，开关量输出模块，模拟量输出模块，RTD模块模拟量专用电源等组成。

③控制盒

控制盒采样信号的隔离,本安与隔爆线路的转换,有线指令与无线遥控信号 的转换,及对输出信号的功率放大等作用。

④ 显示

显示器有两处：一处中文显示器，另一处为两个变频器的显示窗。

中文显示器通过与PLC通信，实时显示系统的各种工作参数、工作状态和各种信息。

二个变频器显示窗实时显示变频器的工作参数、状态及信息。

⑤ 操作

可以在左右端头站，遥控器及电控箱上对采煤机进行操作。也可以手动操作左右摇臂的升降。遥控器有左右之分，左右端头站和遥控器上各自有8个按钮，分别为总停、牵停、左行、右行、上升、下降及两个备用钮。左端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及左摇臂的上升、下降。右端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及右摇臂的上升、下降。变频器箱前面左盖板上共有12个操作按钮, 它们的功能如下: 1S1— 总启(采煤机启动按钮)1S2— 总停(采煤机停电按钮)1S3— 左牵(机器在零位时，按左牵选定左牵方向且不松手时机器向左行走，按的时间越长速度越高。机器左行时需要减速按右牵，需要加速按左牵。)

1S4— 右牵(机器在零位时，按右牵选定右牵方向且不松手时机器向右行走，按的时间越长速度越高。机器右行时需要减速按左牵，需要加速按右牵。)1S5— 显示翻页

1S6—左摇臂升

1S7—左摇臂降

1S8—右摇臂升

1S9—右摇臂降

1S10—牵停(复位)1S11—闭运(停运输机)1S12—单牵

补充说明：停牵引时用“牵停”按钮，变频器箱务必在断电5分钟后开盖。2.3.3 变压器箱KXBY-150/1100C（1）型式：变压器箱为隔爆型“ExdI”（2）产品型号及含义： KX Ｂ Ｙ-150 / 1100 Ｃ 采煤机

电压（V）容量（KVA）

电压

隔爆型 控制箱

（3）简介：变压器箱由前面的一个隔爆腔和后面的一个接线腔组成。隔爆腔正面有一个大盖板,底面有冷却水槽,变压器安装在隔爆腔内。隔爆腔和接线腔隔墙上有2个穿墙过线组。接线腔内有接线端子若干和两个接地压板和三个进出喇叭口。变压器将～1140V电源引入,并变成～400V为两个变频器提供电源。(参见附图5-10a、5-10b)3 采煤机控制和保护

3.1 采煤机的控制（线路图如图5-8）3.1.1 采煤机的启动和停机

采煤机启动和停机,借用动力电缆一根控制芯线,使采煤机的控制回路与

磁力启动器先导回路相接, 组成远地控制回路,采煤机主电缆是一根UCPQ 3x95+1x25+4x10的矿用电缆。

采煤机启动只有一处1S2（变频器箱盖板上），采煤机送电后只有泵电机运行。停机有五处：分别为左右端头站的总停、左右遥控器的总停、1S1（变频器箱盖板上）。在启动回路里串进了两截割电机和泵电机的温度接点。瓦斯接点接进PLC中与其它故障一起通过自保接点接进启动回路里。无论哪台电机的温度超限或瓦斯浓度超限,均可通过这些接点断开启动回路。从而切断采煤机的电源。3.1.2 运输机控制

按下1S12(安装在变频器箱盖板上),即可在采煤机上控制运输机的停机(只控制停机,不控制启动)。采煤机检修时运输机应闭锁。

3.1.3 电磁阀控制

采煤机上所用的电磁阀全部为隔爆电磁阀。有两个三位四通电磁阀控制采煤机左、右摇臂的升降,还有一个二位四通的电磁阀控制牵引电机制动闸的松闸和抱闸。通过左右端头站和左右遥控器上的上行、下行或手动可实现左右摇臂的升降。通过PLC中的程序控制制动闸松闸或抱闸。3.1.4 电源

采煤机控制电源由一台控制变压器1T1提供。1T1将～1140V电源变为～220V、42V分别提供给相应的控制回路。12V本安电源由本安电源模块1G1提供;开关电源1G2将～220V变为24V提供给电磁阀。

3.1.5 采煤机的操作方式

可以在左右端头站，遥控器及电控箱上对采煤机进行操作。也可以手动操作左右摇臂的升降。遥控器有左右之分，左右端头站和遥控器上各自有8个按钮，分别为总停、牵停、左行、右行、上升、下降及两个备用钮。左端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及左摇臂的上升、下降。右端头站及其遥控器可以操作采煤机左行、右行、总停、牵停及右摇臂的上下降。

补充说明：左右端头站，遥控器上的操作通过控制盒转换隔离之后，进入PLC。遥控器有左右之分。

3.1.6 牵引控制

2台变频器分为主、从变频器。主变频器设置为速度给定,从变频器设置为转矩给定。主变频器由PLC给出速度给定,从变频器以主变频器的转矩输出作为其转矩给定。即主变频器由速度和转矩环控制,从变频器仅由转矩环控制。从变频器跟随主变频器动作。

变频器箱内装水冷装置的专用变频器2台,快速熔断器6个,PLC一套，中文显示一台以及其它一些辅助元件,当按下“左牵（或右牵）”按钮后,变频器得电整流部分工作，整个变频器将开始运行,采煤机则按所选择的方向以一定的速度牵引。按按钮的时间越长,则采煤机的牵引速度越大。如果采煤机已在左牵引，如果需要减速,则按下右牵引按钮,采煤机牵引速度将会逐渐降低直至到零(反之亦然)。此时抱闸亦会动作。当需要停止牵引时,则按下电控箱上或左、右端头站或遥控器上的牵停按钮,则采煤机停止牵引。

3.1.7 单牵引

每个牵引部设有齿式离合器,当变频器或所驱动的牵引部出现故障时,左右变频器均可方便进行单牵引。3.2 采煤机的保护

MG250/600-WD1采煤机具有下列保护: 3.2.1 截割电机恒功率自动控制

用2个电流互感器分别检测左、右截割电机的单相电流,将截割电流信号转变为4～20mA的信号送入PLC进行比较,得到欠载、超载信号。当两台电机都欠载(P≤90％Pe)时，发出加速信号，牵引速度增加(最大至给定速度);当任一台电机超载(P>110％Pe)时，发出减速信号，牵引速度自动减小，直到退出超载区域。

3.2.2 采煤机过零保护

当采煤机已在左牵引时，按下“右牵”按钮，此时采煤机将会减速;如果一直按下“右牵”按钮，则采煤机速度将会减小到零速。但是采煤机到零速后不会继续向右牵引，只有松开“牵”按钮重新选择“左牵”或“右牵”，则采煤机将沿着所选的方向行走，反之亦然。3.2.3 截割电机温度保护

在左、右截割电机绕组内埋有温度接点,将其串在启动回路中,当任意一台电机的温度超过155℃时,接点断开,从而断开启动回路,使采煤机整机断电。同时左、右截割电机绕组内埋有Pt100热电阻,热电阻值直接接入PLC的PT100模块,当任意一台电机温度达135℃时,电机降低容量30％运行,达155℃时,PLC输出信号将采煤机控制回路切断,使整机停电。

3.2.4 瓦斯保护

当采煤机工作环境中瓦斯浓度超限时,瓦斯断电仪将报警并动作,将瓦斯断电仪接点接于PLC中,控制启动回路自保接点, 浓度超限时整机断电。3.2.5 牵引电机电流保护

当左、右牵引电机电流小于90Ie％时，牵引可以加速，当90％Ie≤I≤100％Ie时，牵引恒速运行，当I≥100％Ie时，牵引减速运行;当I≥120％Ie时，变频器停止输出，采煤机停止牵引。

3.2.6 牵引变压器温度保护

牵引变压器三相绕组内各埋一个160℃的温度接点,三相串联,中间一相内埋有一个Pt100电阻,当变压器温度超过160℃时,不允许牵引或者停止牵引。

3.2.7 变频故障保护

变频器的保护有：接地保护、过压保护、欠载保护、供电电源缺相保护、变频器输出短路保护、及变频器对牵引电机的缺相保护、堵转保护、过流保护。当启动采煤机后,变频器带电,此时若两个变频器中任意一个有故障,则不允许牵引,同样在牵引的过程中,两个变频器中无论哪个有故障,则停止牵引。3.3 采煤机的显示

采煤机显示有两处: 一处为全中文显示界面;另一处为2个变频器参数设置的显示。全中文显示器通过与PLC通讯，可实时显示系统的各种工作参数，工作状态和各种故障信息

3.3.1 中文显示主运行画面的内容有: ① 加减速状态

② 左、右截割电机温度: ℃ ③ 左、右截割电机电流: A ④ 牵引变压器温度: ℃ ⑤ 左、右牵引电机电流: A ⑥牵引速度: 米／分 ⑦牵引方向: 左牵或右牵 ⑧液压制动闸的状态: 抱闸或松闸

3.3.2 中文显示主监测画面的内容有: ①瓦斯接点

②左、右截割电机温度预警 ③左、右截割电机电流预警 ④牵引变压器温度预警 ⑤左、右牵引电机电流预警 ⑥牵引速度 米／分 ⑦机器送电

⑧左、右截割电机绝缘 ⑨牵引送电

⑩左、右变频器的故障

故障状态时,可显示故障信息和相应的解决方法等。

3.3.3 变频器自身显示的内容

变频器的输出频率或转速: Hz（r/min）变频器的输出电流: A 变频器的输出转矩: % 变频器的温度 ℃

变频器状态显示: 准备好开机 显示报警和故障信息： 运转 故障 4 使用与维护

使用采煤机前，首先要熟悉该电气系统性能和工作原理，仔细阅读操作说明书。由于长途运输，机器内的紧固件和插件可能松动，试车前要紧固各连接件以保障良好的运行。

4.1 主电缆和磁力启动器连接好后，可按以下步骤试验电气系统

(1)使隔离开关手把置于“ON”位。(2)启动采煤机，使它位于运行状态；

(3)观察中文显示窗内工作参数、工作状态及各种信息的显示是否正确；(4)操作左右摇臂升、降按钮，观察摇臂动作是否正常；

(5)按下电控箱上的“左牵”或“右牵”按钮，观察中文液晶显示和变频器显示窗中的状态显示及采煤机的实际工作状态；

(6)按下电控箱上的“左牵”或“右牵”按钮

(7)分别脱开变频器所驱动牵引部的齿式离合器，让两变频器进行单牵引(9)按下“总停”按钮，采煤机整机断电。

4.2 操作步骤

(1)将隔离开关手把置于“ON”位置；

(2)按下1S1启动按钮，采煤机得到～1140V电源，左右截割电机和泵电机运行；

(3)按一下“左牵”或“右牵”按钮，变频器工作，机器按所选定的方向牵引，且按住按钮的时间越长，则牵引速度越大，时间越短则速度越小。(4)采煤机的减速操作

当采煤机正在左牵引时，如果需要减速时则按下“右牵”按钮，则采煤机减速，减速的多少由按住按钮的时间长短来决定。如果一直按住“右牵”按钮，则采煤机速度会降至零速。反之亦然。

(5)按下 “左升”，左摇臂升;

(6)按下 “左降”，左摇臂降;(7)按下 “右升”，右摇臂升;(8)按下 “右降”，右摇臂降;(9)脱开左、右牵引部的齿式离合器，变频器可分别进入单牵引状态;(10)按一下“牵停”，采煤机停止牵引;(11)按下总停按钮“1S1”,则采煤机整机断电，停止工作;补充说明：

a.当采煤机需要改变牵引方向时，先按下“牵停”，使采煤 机停牵引，然后再按与原方向相反方向即可。

b.采煤机停机时，应先停牵引，再按总停断整机电源。5 电控系统常见故障分析与处理(一)先导回路：不能启动。1.原因：

A、控制芯线断裂 B、顺槽磁力起动器故障 C、隔离开关未合闸 D、终端二极管损坏

2.处理方法：

A、更换电缆或修复控制芯线 B、更换或修复磁力起动器 C、将隔离开关合闸 D、更换终端二极管(二)启动回路不自保

1.原因：A、控制变压器的1140V熔断器烧断 B、控制线断开

C、自保继电器K2故障 2.处理方法： A、更换熔断器

B、检查控制线自保回路 C、修复或更换自保继电器

(三)指令发送器控制不灵 1.原因：

A、按钮不灵 B、控制讯号发不出去 2.处理方法：

A、检查并修复按钮 B、检查指令器上插座接触是否良好 C、检查本安电源是否正(四)摇臂升降不灵活 1.原因：

A、按钮不灵 B、电磁阀不能换向 C、油路不畅 2.处理方法 ：

A、检查指令器上按钮 B、更换电磁阀 C、检查油路

(五)变频器送不上电

A、检查牵引变压器输出电压是否正常 B、快速熔断器熔断 C、变频器未复位 D、变频器故障

（六）牵引方向无法改变 A、系统内部控制电路损坏 B、PLC故障 C、变频器故障

1、变频器在运行和维护时必须遵守安全规范，否则将造成意外人身伤害，或损坏变频器。

（1）、变频器断电后，必须等待5分钟以上，以防止中间直流回路放电造成电击。

（2）、用万用表测量每个输入端子和地之间的电压，以保证变频器装置放电完毕。

2、变频器在运行过程中，不允许在1分钟内连续三次切断电源，以避免变频器内的充电电阻因过流而烧毁，造成变频器不能工作。

3、测量牵引电机的绝缘时，必须把牵引电机和变频器的连接电缆从电机端子上拆下，否则，有可能造成变频器内的IGBT模块永久性损坏。

4、变频器的输出是由高压高频窄脉冲组成，其峰值约为电源电压的1.35-1.4倍，这个电压有可能因电缆性能不好而加倍。因此牵引电机的电缆选择非常重要，在更换牵引电机电缆时必须咨询制造厂家。

5、变频器在出厂时已经作了耐压实验，用户不必再做绝缘实验。

附录：变频器操作面板CDP312故障显示信息

变频器有完善的故障自诊断和显示功能，系统运行时连续监视电机和变

频器自身的状态，保证变频器不受损坏。

1、变频器过温警告

显示信息：TEMP 故障原因：变频器装置内部过温，过温温度整定在115°C 解决方法：检查变频器箱内环境温度条件。

检查冷却水压力和流量是否正常。

检查变频器底板水套是否被堵。

检查变频器冷却底板与变频器箱底板是否紧密结合。

2、变频器输出过流

显示信息：OVER CURRENT 故障原因：变频器输出电流过流或电机、电缆发生短路，触发极限是3.5Ie。

解决方法：检查电机负载，电机、电机电缆是否短路。

检查电机和机械部件的连接处。

3、变频器输出短路

显示信息：SHORT CURRENT 故障原因：变频器输出过流。

解决方法：检查电机和电机电缆。

检查采煤机的机械行走部件和滑靴。

4、变频器直流母线过压

显示信息：DC OVERVOLT 故障原因：变频器内部直流母线电压太大。

解决方法：检查过压控制器设置是否正确。

检查牵引变压器输出有无波动或静态过压。

检查减速时间。

5、变频器输入电源缺相

显示信息：SUPPLY PHASE 故障原因：变频器内部中间直流电压振动，可能是主电路缺相，快速熔断器烧断，或是整流桥内部故障引起。

解决方法：检查供电电源是否缺相。检查变频器输入回路上的快速熔断器是否烧坏。

6、变频器中间直流回路欠压

显示信息：DC UNDER VOLT 故障原因：变频器供电电源缺相，快速熔断器烧坏，或整流桥内部故障损坏。欠压触发极限为0.65Umin。

解决方法：检查牵引变压器是否正常工作。检查变频器输入端快速熔断器是否烧坏。

7、变频器输出接地故障

显示信息：EARTH FAULT 故障原因：电网不平衡。相应牵引电机、电机电缆或变频器内部故障造成。

解决方法：检查电机和电机电缆。检查在变频器输出侧有无功率因数矫正电容或浪涌吸收装置。

8、控制板故障

显示信息：I/O COMM 故障原因：变频器内部中的NAMC板通道CH1发生通讯故障。电磁干扰，变频器中的I/O控制板（NIOC）内部故障。

解决方法：检查NIOC和NAMC板之间的光纤连接是否松动。

检查NIOC和NAMC板之间的光纤是否完好。

更换NIOC板。

9、变频器环境温度

显示信息：AMBIENT TEMP 故障原因：变频器内部的I/O控制板温度低于-5„0°C或高于+73„82°C。

解决方法：检查冷却风机和冷却水流量。

检查变频器冷却通道是否畅通。

10、牵引电机堵转保护

显示信息：MOTOR STALL 故障原因：牵引电机堵转。

可能是机械故障、过载等引起。

解决方法：检查牵引电机负载

检查采煤机牵引部和滑靴。

11、牵引电机缺相

显示信息：MOTOR PHASE 故障原因：牵引电机缺相。

牵引电机、电机电缆的损坏造成，也可能是变频器内部损坏造成。

解决方法：检查牵引电机和电机电缆。

检查变频器输出是否缺相。

12、控制盘故障

显示信息：PANEL LOSS 故障原因：与变频器连接的CDP312控制盘通讯故障，解决方法：检查控制盘连接器。

重新连接控制盘。

检查PANEL LOSSS相关参数。

13、电机过温保护

显示信息：MOTOR TEMP 故障原因：牵引电机过温或有过温趋势。

可能由于电机过载，电机冷却条件不符合或错误的启动数据引起。

解决方法：检查牵引电机的额定参数、负载情况和冷却条件。

检查启动参数。

14、电机辩识

显示信息：ID MAGN REQ 故障原因：需要电机辩识，这个警告属于正常的启动步骤。传动希望用 户选择如何进行电机辩识运行：通过辩识励磁还是辩识运行。

解决方法：启动辩识励磁。在变频器进行电机辩识前，必须把牵引电机 和负载脱离，否则可能造成机械或电机损坏。

第六章 辅助装置

MG250/600-WD1型交流电牵引采煤机的辅助装置包括:机身联接、拖缆装置、冷却喷雾装置等。

1.机身联接(图6-1)采煤机机身联接主要由平滑靴及其支撑架、液压拉杠、高强度螺栓、高强度螺母、调高油缸、铰接摇臂的连接件以及各部位连接零件、采煤机护板等组成，其结构具有以下特点：

(1)该型交流电牵引采煤机采用无底托架总体结构方式，其机身由三段组成，三段机身联接以液压拉杠联接为主，在四条液压拉杠和十六个高强度螺柱、螺母的预紧力作用下，将采煤机三段机身联为一个刚性整体。四条液压拉杠的各项参数见图6-1，液压拉杠联接工作原理如下（图6-2）：

在液压拉杠两端分别安装高强度螺母，其中一端再安装液压拉紧装置，液压拉紧装置在高压手动泵超高压油的作用下，使液压拉杠拉长一定尺寸，接近其材料的弹性极限，这时在高强度螺母和机壳紧固

端面之间产生一个间隙，拧紧高强度螺母，消除间隙，再卸去液压力，去掉拉紧装置，此时液压拉杠不能回缩，达到预期的紧固和防松目的。

注意事项： 液压拉杠在紧固之前，高强度螺母在液压拉杠的端头螺纹上必须转动灵活。紧固分两步进行，先用50％的压力使 四条液压拉杠将三段箱体联成整体，然后再用接近所要求的压力紧固，并防止压力超限。拆卸液压拉杠时，瞬时压力可达到所要求的压力值，防止压力严重超限。

(2)左右摇臂减速箱壳体分别与左右牵引部铰接；左右摇臂的小支臂耳与调高油缸活塞杆用销轴铰接，结构简单。

(3)根据采煤机工作面三机配套的需要，可以方便地改变平滑靴 组件和平滑靴支承架的结构和尺寸，以适应与各种型号工作面运输机的配套要求。

调高油缸见本说明书第四章。

2.拖缆装置(图6-3)拖缆装置用一组螺栓固定在采煤机电控箱机壳右端老塘侧。

采煤机的主电缆和水管从顺槽进入工作面。从工作面端头到工作面中点的这一段电缆和水管固定铺设在输送机电缆槽内，从工作面中点到采煤机之间的电缆和水管则需要随采煤机往返移动。为避免电缆和水管在拖缆过程中受拉受挤，将它装在一条U型式或H型电缆夹板链中。该机主电缆为两根70平方隔爆橡胶电缆，进水管通径为32K2标准。3.冷却喷雾装置(图6-4)3.1 冷却喷雾系统(见图1-

5、图6-4)来自泵站250l/min的高压水由软管经拖缆装置进入安装在电控箱左端老塘侧的水开关阀，由水开关阀经过滤后出来进入安装在电控箱煤壁侧的水分配阀，由水分配阀分出五路水，其中二路分别进入左、右摇臂进行滚筒内喷雾和摇臂外喷雾，第三路水进入右牵引电机和变压器组件(并联)冷却，从右牵引电机和变压器组件出来接入流量传感器，然后进入右截割电机冷却后泄出。第四路水进入左牵引电机冷却，从左牵引电机出来接入流量传感器，然后进入左截割电机冷却后泄出。第五路水进入两个变频器组件冷却（串联），从变频器组件出来接入流量传感器，然后泄出。

注意：两路冷却电机的进水口和冷却变频器组件的进水口均设有安全溢流阀，调定压力为1.5MPa，以保护电机冷却水套及变频器冷却水道的安全。进入电机和变频器组件的三路水管路中均设有流量传感器，以控制、检测各冷却水量是否符合要求。

3.1.1水阀

水阀为球形截止阀，与过滤器和压力表等件联接。球形截止阀有开关两个位置。当手把扳到开的位置时，水经截止阀进入过滤器，再通过水管到设置在电控箱煤壁侧的水分配阀。在额定流量时，压力表显示出的水压应不低于3MPa。3.1.2内喷雾水路

由水分配阀出来的左、右内喷雾水通过左、右摇臂和内喷雾供水装置，进入滚筒中的流道，最后经叶片及端盘上的喷嘴喷出灭尘。3.2 配套设备

为了使采煤机喷雾冷却系统正常工作，工作面必须具备有效的供水系统。在供水量、水压和水质方面都要满足采煤机喷雾冷却系统的要求。当供水压力不能满足喷雾要求时，可以在采区顺槽设置喷雾泵站。选用PB-250/6.3型喷雾泵站，其额定流量为250L/min，最大压力6.3MPa。泵站至采煤机的输水管道为通径32mm高压水管。

3.3 使用中注意事项

⑪对喷雾系统的日常维护，每天至少检查一次各喷嘴情况，如有堵塞或丢失，应及时处理。

⑫注意内喷雾供水装置密封端盖泄漏孔，如发生线状漏水现象，应及时查明原因，必要时更换水封。

⑬电机进水口安全阀整定压力为1.5MPa，在运行过程中，如发现安全阀开启，应及时查清原因并处理。

⑭定期检查和清洗水过滤器。

⑮从喷雾泵站至采煤机输水胶管各连接处应密封良好，不得有渗漏现象。当采煤机有连续半小时以上时间停机时，应关停喷雾泵站。

第七章 使用维护与检修 1.井上检查与试运转

采煤机出厂时已做过部件和整机出厂试验。机器到矿后，无特殊原因不要重新拆装。由于经过途中运输，在下井前还必须进行检查和试运转。在试运转前，首先需检查机器各部位是否正常，有否缺损，外接管线有否挤压碰撞损坏，再检查各部件连接部位有无松动，油位是否正确，手把是否灵活、可靠。然后骑上输送机，接通水电进行整机空负荷运行。在试运转过程中观察各部分声响、发热情况、密封情况、操作状况及与输送机配套情况等等，并作必要的改装或修配，务必做到把隐患消除在下井之前。

1.1 检查的主要内容

(1)各零部件是否完整无损。

(2)所有紧固件是否松动。尤其要检查4条液压拉杠和液压螺母联结部位是否打压锁紧。

(3)外接油管、水管、接头是否拧紧，有无渗漏。

(4)各箱体是否漏油、漏水，油位是否正确。

(5)各手把、按钮是否灵活、可靠。离合器手把位置是否正常。

(6)遥控器电源是否充满电。

1.2 试运转

(1)采煤机骑在辅设好的工作面输送机上，接上水、电进行整机空负荷运行。先点动、待正常后开车并观察各部分的声响、发热、密封等状况。

(2)进行司机操作培训。

(3)检查采煤机、工作面输送机和液压支架的配套关系，必要时作一些改装或修配，务必把隐患消除在下井之前。2.解体下井运输

在条件许可时，应尽量减少分解后的件数，并应根据组装程序确定下井的先后顺序。

(1)整机解体。建议本机解体为五段，即左牵引部、右牵引部、电控箱、左右摇臂。

(2)对解体后外露的孔、腔必须严密封闭。

(3)对裸露的结合面、齿轮、轴头、管接头、电器插头、操作手把、按钮必须采取保护措施。

(4)对某些活动部分必须加以固定措施。

(5)油管、水管两端必须堵后包扎方能下井。

(6)对紧固件及小体零件必须分类装箱下运，以免丢失。

3.采煤机的操作(图7-1)3.1 开机前检查如下事项

(1)机器开动前所有人员必须离开机器一段距离;(2)机械检查: a.滚筒有无卡死现象;b.各操作手把、按钮及离合器手把位置是否正常;c.油位是否符合规定要求，有无渗漏现象;d.截齿是否齐全，是否需要更换。

(3)电器检查:(详见电气说明书)3.2 操作注意事项

(1)先供水后开机，先停机后关水。

(2)未遇意外情况，在停机时不允许使用“紧急停车措施”。

(3)随时注意滚筒位置，防止割顶梁或铲煤板。

(4)随时注意电缆运动状态,防止电缆和水管挤压，蹩劲和跳槽等事故的发生。

(5)注意观察油压、油温及机器的运转情况，如有异常，应立即停机检查。如液压系统控制油路压力(低压表表压)低于1.3MPa，应立即停机和检查。

(6)经常观察油位、油温及声响，如有异常情况，应立即停车检查并即时排除故障。

(7)较长时间停机或下班时必须断开隔离开关，把离合器手把脱开，并关闭水阀开关

3.3 操作顺序

各种手把、按扭和显示在机器的位置如图7-1所示。

操作顺序如下：

(1)接通电气隔离开关。

(2)开通水阀。

(3)点动截割电机，停稳后，闭合截割部离合器。

(4)启动牵引电机、打开调高系统乳化液来油节流截止阀。

(5)启动截割电机。(6)正、反牵引。

(7)正常停车: 停牵引，停牵引电机，关闭调高系统乳化液来油节流截止阀，停截割电机，再停水。

(8)紧急停车: 揿紧急停止按钮或打开隔离开关。

4.维护和检修

4.1 采煤机的注油 4.1.1 一般要求

(1)必须按注油图标明油脂牌号加油，不允许混用。

(2)油液存放、运输必须防水、防尘。

(3)盛、贮油容器必须洗净。

(4)井下检修开大盖时必须支蓬、洒水灭尘, 并严防煤块、岩渣、工具、手套等杂物落入油池。

(5)严禁用纱布、普通布、棉纱等擦洗液压油池及液压元件，而应用泡沫塑料或绸缎擦抹。

(6)各部分油位应在适当位置。

4.1.2 按润滑系统图(图1-6)的部位和本说明书所述各大部件润滑要求： 分别注N320极压工业齿轮油、N220极压工业齿轮油和2L-3锂基润滑脂。4.2 日常维护 4.2.1 日检内容

(1)各大部件连接松紧程度。

(2)电缆、水管、油管有无破损。

(3)各部分的渗漏情况。

(4)各部分的油位。

(5)操作机构的准确性、灵活性及可靠性。

(6)齿座有无损坏，更换刀齿。

(7)喷嘴是否堵塞、水阀工作是否正常。

(8)销轨固定是否牢固，齿轨轮和销轨的啮合情况，导向滑靴的磨损情况。

(9)铲煤板是否脱落。

(10)运转时的压力、温升及声响。4.2.2 周检

(1)清洗滤油器、过滤器。

(2)检查各压力表。

(3)对司机日检工作进行督促并做好必要记录。4.2.3 季检

从放油口取样，化验液压油和齿轮油的油质。

除周检内容外，对遗留的较大问题进行处理，并作好有关记录。

4.2.4 大修

采煤机在采完一个工作面后应升井大修。大修要求采煤机进行解体清洗检查，更换损坏零件，测量齿轮啮合间隙，对液压元件应按要求进行检查和试验，电气元件检修更换时，应

做电气试验，机器大修后，主要部件应做性能试验，整机空运转试验，检测有关参数，符合大修要求后，方可下井。4.2.5 储存

（1）采煤机及其零部件应储存于通风、干燥的仓库内。

（2）采煤机及其零部件外露的加工面应涂以防锈油，并用油纸覆盖。

（3）橡胶密封件、各种高压胶管、各种电缆应在库房内储存。库房内空气中不应含有酸、碱性或其它腐蚀性物质，应避免太阳光照晒，以免引起过早老化。胶管的接口需用塑料帽或塑料塞堵好，防止灰尘杂质进入。

第二节 煤矿安全规程对采掘机械使用管理的有有关规定

一、采用综合机械化采煤时，必须遵守下列规定：

（一）、必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计（包括设备选型、选点）。

（二）、运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。

（三）、工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、矸必须清理干净。倾角大于15°时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。倾角大于25°时，必须有防止煤（矸）窜出刮板输送机伤人的措施。

（四）、液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上防冒顶时，必须制定安全措施。

（五）采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片邦时，必须停止采煤。

（六）、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。

（七）、当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人。

（八）、工作面两端必须使用端头支架或增设其他形式的支护。

（九）、工作面装载机安有破碎机时，必须有安全防护装置。

（十）、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。

（十一）、工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。

（十二）、乳化液的配置、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。

二、采用放顶煤采煤法开采时，必须遵守下列规定：

（一）、必须根据煤层地质特征编制放顶煤开采设计。

（二）、工作面必须符合下列条件：

1、无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性；

2、顶煤和煤层顶板能随放煤即行垮落或在采取预裂爆破等措施后能及时垮落，且顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度。

（三）、必须针对煤层的开采技术条件和放顶煤开采工艺的特点，对防火、防尘、防瓦斯、放煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、支架选型、端头支护、切眼扩面、支架安装、初次放顶（煤）、工作面收尾及支架回撤等制定安全措施。

（四）、大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理；有瓦斯或煤尘爆破危险时，严禁挑顶煤爆破作业。

三、使用滚筒式采煤机采煤时，应遵守下列规定：

（一）、采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故障暂停时，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，确认对人员无危险时，方可接通电源。

（二）、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）、工作面倾角在15°以上时，必须有可靠的防滑装置。

（四）、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。

（五）、采用动力载波控制的采煤机，当两台采煤机由1台变压器供电时，应分别使用不同的载波频率，并保证所有的动力载波互不干扰。

（六）、采煤机上的控制按钮，必须设在靠采空区一侧，并加保护罩。

（七）、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，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。

（八）、采煤机用刮板输送机作轨道时，必须经常经常刮板输送机的溜槽联结、挡煤板导向管的联接，防止采煤机牵引链因过载而断链；采煤机为无链牵引时，齿（销、链）轨的安设必须紧固、完整，并经常检查。必须按作业规程规定和设备技术性能要求操作、推进刮板机送机。

四、使用掘进机掘进应遵守下列规定：

（一）、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。

（二）、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。

（三）、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。

（四）、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割壁附近无人时，方可开动掘进机。

（五）、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。

（六）、掘进机停止工作和检修以及交接班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。

（七）、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业

五、采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不得超过15m。

刮板输送机的液力偶合器，必须按所传递的功率大小，注入规定量的难燃液，并经常检查有无漏失。易熔合金塞必须符合标准的物品代替。

刮板输送机严禁乘人。用刮板输送机运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施。

移动刮板输送机的液压装置，必须完整可靠，移动刮板输送机时，必须有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。必须打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。

第三节 回采工作面支护设备

液压支架

一、液压支架的工作原理：

液压支架以高压乳化液作为动力，使支架的支撑、切顶、移架和输送机推移等工序全部实现了机械化。大大改善了回采工作面的作业环境，有效提高了劳动安全性，为工作面实现自动化创造了条件，但液压支架的初期投资较大。液压支架的主要动作有升架、降架推移输送机和移架，是通过液压控制系统控制不同功能的液压缸来实现的。每架支架的进、回液管路都与连接泵站的工作面主供液管路和主回液管路并联，全工作面的支架公用一个集中的泵站作为液压动力源。工作面的每架支架形成独立的液压系统，其中液控单向阀和安全阀均设置在本机内；

操纵阀可设在本架内，也可装在邻架上，前者称为“本架操作”，后者称为“邻架操作”。

二、支架的承载过程

支架的承载过程分为三个阶段：

1、初承阶段

在升架过程中，从顶梁接触顶板，至立柱下腔液体压力逐渐上升到泵站工作压力止，为初承阶段。初撑阶段终了时，支架对顶板产生的支撑力称为初撑力。支撑式支架的初撑力为

Pc=(π/4)D²×Pb×N×10(kN)式中 D----支架立柱的缸经，m

Pb----泵站工作压力，MPa N-----支架立柱的数量。

初撑力的大小取决于泵站的工作压力、立柱缸经、立柱数量。较大的初撑力能防止直接顶过早地因下沉而离层。减缓顶板的下沉速度，增加其稳定性。通常用提高泵站工作压力的办法提高初撑力，以免立柱缸经过大。

2、增阻阶段

初撑结束后，液控单向阀关闭，立柱下腔的液体被封闭。随着顶板的下沉，立柱下腔内的液体压力逐渐升高，逐渐的支撑力增大，呈现承载增阻状态，这就是逐渐的增阻阶段。

3、恒阻阶段

当立柱下腔内的液体压力随顶板压力的增大而升高到安全阀的开启压力时，安全阀开始溢流，立柱下缩，立柱下腔内的液体溢流也随之降低，当溢流降低到安全阀的调定溢流时，安全阀又关闭。

支架承载时，随着顶板的继续下沉，安全阀重复着这一过程。由于安全阀调定压力的限制，支架的支撑力维持在某一恒定数值上，即呈恒阻特性，这就是支架的恒阻阶段。此时，支架对顶板的支撑力称为工作阻力，它是由安全阀的调定压力决定的。支撑式支架的工作阻力为 P=（π/4）D²×Pa×N×10³(kN)式中 Pa-----支架安全阀的调定压力，MPa。

工作阻力标志着支架的最大承载能力。

支架的恒阻特性不但对支架自身有安全保护作用，还防止因支撑力过大而压碎顶板。由上可知，立柱、液控单向阀、安全阀和操纵阀是液压支架的关键液压元件。液压支架的工作特性

与这些元件的性能、密封好坏关系极大。液控单向阀与安全阀组合一起，称控制阀。

支撑式支架工作阻力与支护面积之比定义为支护强度，即

Q＝P/F ×10ˉ

(Mpa)式中，F（m2）为支护面积。支护强度是衡量支架对顶板支撑能力大小的重要指标。

三、液压支架的分类及其特点

液压支架按其对顶板的支护方式和机构特点不同，分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种基本架型。

1、支撑式支架

支撑式支架是最早出现的液压支架。它是在一个底座上竖置几根立柱支撑顶梁、并通过顶梁支撑顶板的结构基础上发展起来的。

支撑式支架主要由顶梁、底座、立柱及挡矸装置组成。

支撑式支架的结构特点：呈框型结构，顶梁较长，4米左右，立柱多，一般为4—6根；支架后部有简单的挡矸装置。

其性能特点：支撑力大，切顶能力强；易将顶板顶碎；抗水平载荷能力差；支架间不接触不密封，矸石易窜入工作空间；当然，这种支架的作业空间和通风断面大。

该支架适用于直接顶稳定以上、老顶有明显或强烈周期来压、且水平力小的顶板条件。

2、掩护式支架

掩护式支架都有一个宽大的掩护梁将作业空间与采空区冒落的矸石隔绝；掩护式支架的立柱只有一排；架间通过活动侧护板互相靠拢，实现架间密封；顶梁较短3米左右。

性能特点：支撑力小，切顶能力弱，但支撑力集中作用于机道上方的顶板上，故支撑强度较大且均匀；对顶板的重复支撑次数少；密封掩护性好；能承受较大的水平力，允许带压移架。工作空间和通风断面小。

3、支撑掩护式支架

支撑掩护式支架是在垛式支架和掩护式支架的基础上发展起来的一种架型。它保留了垛式支架支撑力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点，采用双排立柱支撑；同时又吸取了掩护式支架挡矸掩护性能好、抗水平力强、结构稳定的长处。而且采用坚固的掩护梁及侧护板，将工作空间与采空区完全隔开；用前后连杆连接掩护梁和底座。

该支架适用适用范围广，可用于各种顶板条件，尤其适用于中等稳定以上的顶板条件和大采高的条件。其缺点：结构复杂、重量大、价格贵。

4、特种支架

特种支架是为满足某些特殊要求二发展起来的液压支架，在机构形式上仍属于上述某种架型。如端头支架、放顶煤支架、过渡支架等架型。

三、有关液压支架的几点要求(一)液压支架使用注意事项

1、操作者必须经过培训，熟悉支架性能、结构及各元件的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作。

2、移架前，要认真清理架前、架内的浮煤和碎矸，以免影响移架。

3、认真检查管路有无被砸、被挤情况，防止胶管和接头损坏。

4、认真检查顶梁与掩护梁、掩护梁与连杆、连杆与底座、立柱、千斤顶与架体间的连接销子有无脱落、窜出、弯曲现象，并及时处理。

5、爱护设备，不允许用金属件、工具等硬物碰撞液压元件，尤其要避免碰伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层。

6、液压支架工作面，一般不允许放炮，如遇特殊情况必须放炮时，应对放炮区域内的支架立柱、千斤顶、软管等采取可靠的保护措施，并经支架工严格、认真检查同意后方可放炮。放炮后，要加大通风风量，尽快排除有害气体和煤尘。

7、操作动作完成了，将手柄放回原位，以免发生误动作。

8、支架的各种阀类以及各种液压缸，均不允许在井下调整和解体修理。若有故障时，只能用同类组件更换。

9、井下更换零部件时，要关闭截止阀，使受检支架与主供、回液管路断开，严禁带压作业。

10、如果工作面各种软管、阀类、液压缸等必须用堵头封好油口，只允许在使用地点打开。使用前，接头部分必须用乳化液清洗干净。

11、如果工作面支架较长时间不需供液时，应关闭泵站。

12、当底板出现台阶时，支架工必须采取措施，把台阶的坡度减缓。若底板松软，支架下陷到输送机的水平以下时，要用木楔垫好底座，或用抬架机构调整底座。

13、若顶板出现冒落空洞，应及时用坑木或板皮塞顶，使支架顶梁能较好地支撑顶板。

14、应根据不同水质，选用适当牌号的乳化油，按5％：95％的油水比例配制乳化液。在使用过程中，应经常检查其性能。

15、当需要用支架起吊输送机中部槽时，必须将该架和左右相邻的几架支架的推移千斤顶与输送机的连接销脱开，以免在起吊过程中将千斤顶的活塞杆蹩弯。

16、应经常保持底板上没有浮煤、浮矸，以保持支架实际的支撑能力，有利于管理顶板。

17、要注意及时清除掉支架顶梁上冒落的坚硬石块，使支架保持良好接顶状况，防止支架顶梁遭到破坏。

18、调架时，要注意保持支架顶梁和底座相对位置正确，特别是支撑高度较大的支架，严防顶梁和底座产生相对横向移位，以免支架受力状态恶化。

19、使用液压支架时，要随时注意采高的变化，防止支架“压死”事故，支架被“压死”，要活柱完全被压缩，而没有行程，支架无法降柱，也不可能前移。使用中要及早采取措施，进行强制放顶或加强无立柱空间的维护。在顶板冒落处，必须用木垛填实，浮煤、浮矸要清理干净，使支架处于正常工作状态。

（二）液压支架的完好标准

1、支架的零部件齐全、完好、连接可靠合理；

2、立柱和各种千斤顶的活塞杆和缸体动作可靠、无损坏、无严重变形、密封良好；

3、金属结构件无影响正常使用的严重变形，焊缝无影响支架安全使用的裂纹；

4、各种阀密封良好，不窜液、漏液，动作灵活可靠。安全阀压力符合规定数值，过滤器完好，操作时无异常声音；

5、软管与接头完好无缺、无漏液、排列整齐、连接正确、不受挤压、U形销完好无缺；

6、泵站供液压力符合要求，所有液体符合标准。

（三）液压支架五检内容和要求

液压支架五检：班随检、日小检、周中检、月大检、总检。

1、班随检 生产班维修工跟班随检，着重维修保养支架和处理一般故障。

2、日小检 检修班维护和检修支架上可能已发生的故障部位和零部件，基本上能保住三个班

正常生产。

日小检的内容和要求：

1）液压支架系统有无漏液、窜液现象，发现立柱和前梁有自动下降现象时，应寻找原因及时处理。

2）检查所有千斤顶和立柱用的连接销，看其有无松脱，并要及时紧固。3）检查所有软管，如有堵塞、卡扭、压埋和损坏，要及时整理更换。4）、检查立柱和千斤顶，如有弯曲变形和伤痕要及时处理，影响伸缩时要修理或更换。5）、推溜千斤顶要垂直于工作面输送机，其连接部分要完好无缺，如有损坏要及时处理。6）、当支架动作缓慢时，应检查其原因，及时更换堵塞的过滤器。

3、周中检 对设备进行全面维护和检修，对损坏变形较大的零部件漏、堵的液压支件进行“强制”更换。

4、月大检 在周检的基础上每月对设备进行一次全面检修，统计出其完好率，找出故障规律，采取预防措施。

5、总检 一般在设备换岗时进行，主要是统计设备完好率，验证故障规律，找出经验教训，特别要处理好在井下不便处理的故障，使设备处于完好状态。

四、液压传动系统

1、一个完整的液压系统包含以下几个组成部分：

（1）动力源元件 机械能转换成液体压力能的元件，常称液压泵

（2）执行元件 转液体压力能换成机械能的元件，工作缸

（3）控制元件 各种阀类

（4）辅助元件 油箱、虑油器、储能、冷却、管路

（5）工作液体 传递能量 润滑 冷却

2、液压传动最基本的技术参数是工作液体的压力和流量，压力常用单位是MPa（兆帕），我国过去在工程上常用kgf/cm，其换算关系为：0.1 MPa=10.2 kgf/cm ≈1 kgf/cm²，流量常用Q表示，单位是m3/s，工程上常用l/min作为流量单位，其换算关系为：1m3/s=10l/s=6×10（l/min）。

3、液压控制阀 在液压系统中按所起的作用不同分为三类：

（1）压力控制阀 用于控制工作液体的压力，以实现执行机构提出的力或力矩的要求，主要有溢流阀、安全阀、减压阀、卸载阀、顺序阀、平衡阀等。

（2）流量控制阀 控制调节流量，改变机构的速度，主要有节流阀、调速阀和分流阀。（3）方向控制阀 控制改变系统中工作液体的流向，实现执行机构方向的改变，二通、三通、四通、多通，手动电动液动等，单向阀、截止阀也属于方向控制阀。

各种液压阀的阀口数量因阀而异，有各种功能，一般可分为5种，分别用7个拼音字母表示： 压力油口（P）进入压力油的油口（减压阀、顺序阀除外）

回油口（O或T）低压油口，阀内低压油从此流出，流向下一元件或油箱 泄油口（L）也是低压油口 阀体中漏到空腔中的低压油 油箱 工作油口 一般指方向阀的A、B油口，由它连接执行元件

控制油口（K）使控制阀动作的外接控制压力油由此进入。第四节 工作面设备配套要求

一、刮板机与采煤机的配套要求

1、刮板输送机的输送能力必须与采煤机或刨煤机的生产能力相匹配。应使输送机的输送能力等于或大于采煤机或刨煤机的生产能力。但刮板机的输送能力和采煤机的生产能力也要与采区巷道、运输大巷以及整个矿井的运输提升能力相配套。要防止工作面产量过大，但采区巷道及大巷的运输能力不够而出现“卡脖子”现象。

2、刮板输送机的结构型式及附件必须能密切与采煤机结构相配套，如采煤机的牵引机构，行走及导向机构，底托架及滑靴的结构，电缆及水管的拖移方法，是否要求自开切口，是否往复采煤以及是否连锁控制等。

二、刮板输送机与液压支架的配套要求

1、刮板机的型号及中部槽结构要与液压支架的架型相匹配。

2、刮板输送机的中部槽长度要与液压支架的宽度相匹配。

3、刮板输送机的中部槽与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和配合结构要匹配。

三、采煤机与液压支架的配套要求

1、采煤机的采高范围（机面高）与支架最大和最小结构尺寸相适应。

2、采煤机截深与支架推移步距相适应。

四、刮板输送机与桥式转载机的配套要求

1、刮板输送机的输送能力要与桥式转载机的输送能力相匹配。一般转载机的输送能力要大于刮板输送机，为此，多采用增大中部槽断面（中部槽两侧加挡板）、增大链速（改变减速器内第二级齿轮传动比）或缩短刮板间距等措施，这可根据具体条件采取适当措施。

2、桥式转载机的传动装置均布置在机头部，应根据运量大小和运距的长短来确定电动机功率和台数，应优先选用单电动机传动；当运量较大和运距较长时，可选用双电动机传动。其传动装置应尽量与刮板输送机的传动装置相同，以便通用。

3、桥式转载机的机尾与刮板输送机的连接处要配套，有搭接式和非搭接式两种型式。无论哪种结构，都应保证刮板输送机机头有一定的卸载高度，以避免刮板输送机底链回煤。

4、桥式转载机是刮板输送机与可伸缩带式输送机的中间转载设备，因此宜采用桥式结构。

5、桥式转载机的零部件与刮板输送机的零部件应尽可能通用，以利备件供应和维修。

6、可伸缩带式输送机的输送能力要与转载机相匹配。可伸缩带式输送机的机尾受载部的长度和结构型式要与转载机的桥身部重叠长度及行走部结构型式相匹配。

7、破碎机安装在转载机中部地段，以便破碎大块煤，并可防止直接砸到带式输送机的输送带上。

随着我国高产高效矿井建设的蓬勃发展，“一矿一面”或“一矿两面”的发展趋势，综采工作面年产量的不断刷新，至今一个综采工作面年产量已超过1000万吨，它不但要求综采主要运煤设备生产能力加大，而且要求辅助运输装备也要相应的改善和提高，以减少工作面设备搬家倒面时间，运送物料设备及时，保证充足的生产时间，不断提高工作面产量和效率。为此，我国单轨吊车、卡轨车、齿轨车、胶套轮机车、蓄电池机车、无极绳连续牵引车等均有研制和使用，有些设备取得良好效果。

第二章 运输机械

第一节刮板输送机

刮板输送机是用刮板链牵引，在槽内运送散料的输送机械。可弯曲刮板输送机即其相邻中部槽在水平、垂直面内可有限度折曲的刮板输送机。

刮板输送机是综合机械化采煤工作面的主要运输设备，除运送煤炭外，还可作为采煤机械的运行轨道、液压支架移动的支点、固定采煤机有链牵引的拉紧装置或无链牵引的齿轨（销轨或链轨），并兼有清理工作面浮煤，放置电缆、水管、乳化液胶管等功能。刮板输送机的分类：

刮板输送机的类型很多，分类方法各不相同：按刮板链型式可分为中单链、边双链、中双链、准边双链4种刮板输送机；按卸载方式可分为端卸式和侧卸式刮板输送机；按最大工作载荷可分为轻型、中型、重型和超重型刮板输送机。

刮板输送机型号编制方法

S G □---□/□ □ □ C-侧卸式

输送机 F-封底式中部槽

刮板 G--90° 拐弯

D—单中

Q（X）--倾斜煤层

B—边双链型 R—软煤层

Z—中双链型 S—双速电机传动

N—准边双链型 W—配无链牵引系统

中部槽宽度 改进序号

电动机功率KW

刮板输送机的安装与试运转

一、安装前的准备工作（1）、根据工作面设计和采区运输条件，确定机头、机尾分别进入工作面运输巷和回风巷的路线。（2）、参加安装的人员应熟悉所安装刮板输送机的结构、工作原理、安装顺序、注意事项和安全操作规程。（3）、按照制造厂的发货明细，对各零部件、附件、备件及专用工具等进行核对检查，应完整无缺。（4）、准备好安装工具及润滑油脂。（5）、对安装工作面要进行检查验收，确保安装位置平、直，无浮煤。

二、安装方法

刮板输送机的安装方法应根据矿井运输条件和工作面特点，以实际出发来确定。

1、安装顺序

无论采用哪一种安装方法，输送机都应由机头向机尾依次进行安装。将机头部布置在卸煤地点的合适位置，摆好放正，然后装中部槽及刮板链的下链；最后装接机尾部；再装接好上刮板链。以上工序经检查无误后，即可紧链试车。最后可装上挡煤板、电缆槽和铲煤板等附件，投入整机试运行。

上述安装工序决定了刮板输送机各部件应放置的地点。当安装地点在回采工作面时，应首先把机尾部和挡煤板、铲煤板等附件先运到工作面回风巷；把机头部、机头过渡槽，以及全部溜槽和刮板链等组件都运到工作面运输巷，然后按安装次序将所有溜槽及刮板链依次运进工作面，并在安装位置打开（亦可全部由工作面回风巷运入，依次打开）。铲煤板为安全起见，当从输送机上卸这些附件并向机体安装时必须停机。

在将全部零部件运往安装位置时，要注意零件的彼此安装次序和它本身的方向正确（例如中部槽的连接头方向应一律超前）。

2、安装工艺（1）、机头部

机头部的安装质量与刮板输送机能否平稳运行关系甚大，必须要求其稳固、牢靠。在机头架上的主轴链轮未挂链之前，应保证其转动灵活。当装链轮组件时，要保证双边链的2个链轮的轮齿在相同的相位角上，否则将会影响刮板链的传动，并可能造成事故。起吊传动装置的起吊钩，要挂在电动机和减速器的起重吊环上，切不可挂在连接罩上。传动装置被吊起后，用撬棍等工具将其摆正，再用木垛、木楔等物垫平，将减速器座与机头架连接处垫上安装垫座。

该座的作用一般是使传动装置与机身保持一定距离，便于采煤机能骑上机头，实现自开切口。再将减速器外壳侧帮耳板上的4个螺孔处穿人地脚螺栓，把它固定在机头架的侧帮上。电动机通过连接罩与减速器固定并悬吊起来。尔后，按安装中线再一次用撬棍将机头摆正。按安装中线校正机头的方法是：1个人站在机头架的中间处，同另一个人站在机尾的人用矿灯对照，借光线使机头架的中线与轨道的安装中线重合即可。（2）、中间部与机尾部

过渡槽安装好之后，将刮板链穿过机头架并绕过主动轮，然后装接第一节中部槽。其方法是：先将链子引入第一节溜槽下边的导向槽内，再将链子拉直，使溜槽沿链子滑下去，并与前节溜槽相接。尔后，用同样方法继续接长底链，使之穿过溜槽的底槽，并逐节地把溜槽放到安装位置上，直到铺设到机尾部。

将机尾部与过渡槽对接妥当后，可将刮板链穿过过渡槽，从机尾滚筒（或带有传动装置的机尾传动链轮）的下面绕上来放到中板上，继续将刮板链接长。先将接长部分的刮板倾斜放置，使链条能较顺利地进入溜槽的轨道，然后再将其拉直。依此方法将上刮板链一直接到机头部。在这之后进行紧链，并根据需要调整刮板链的长度。最后将上链接好。为减少紧链时间，在铺设刮板链时要尽量将链子拉紧。

在安装过程中，应注意如下事项：

1）、安装刮板链时，要注意按做好的标志进行“配对”安装，否则会影响双边链链条的受力均匀和链条与链轮之间的啮合情况。

2）、在上溜槽装配时，连接环的凸起部位应朝上，竖链环的焊接对口应朝上，水平链环的焊接对口应朝向溜槽的中心线，且不许有扭花的现象。

3）、在安装中，应避免用锯断环的办法取得合适的链段长度，而应用备用的调节链进行调整。

三、试运转

刮板输送机在试运转之前，应重点进行如下诸项检查： 为安全起见，检查前应切断电源，并进行闭锁。

1）、在初次安装时，机体要直，沿机身均匀取10点进行检查，其水平偏差不应超过150mm；垂直方向接头平整严密不超差；接头不平度错口规定不超过3～4mm，角度不超过3°～4°。

2）、各部螺栓、垫圈、压板、顶丝、油堵和护罩等须完整齐全、紧固。

3）、液力偶合器、减速器、传动链、机头机尾和溜槽等主要机件要齐全完整。

4）、电气系统开关接触情况良好，工作状态可靠，电气设备有良好接地。

5）、减速器、液力偶合器、轴承等润滑良好，符合要求。

若以上检查没有发现问题，即可进行试运转。试运转分负载和空载两部分进行。先进行空载运转，开始时断续启动电动机，开、停试运。当刮板链传过一个循环后再正式运转，时间不少于1h，各部检查正常后做一次紧链工作，然后带负荷运转一个生产班。

试运转时重点应注意如下诸事项：

1）、机器各部件运行的平稳性，如振动情况，链条运行是否平稳、有无刮卡及跳牙现象，刮板链的松紧程度及各部声音是否正常等。

2）、负荷是否正常，乳减速器、机头、机尾轴的轴承、电动机及其轴承等，一般温度不应超过65～70°C；液力偶合器的温度不应超过60°C；大功率减速器的温度不应超过85°C。

3）、负荷是否正常，重点是电动机启动电流是否超限。

4）、观察减速器、液力偶合器及各轴承等部位是否有漏油情况。

5）、令采煤机在刮板输送机上试运行，观察其是否能顺利通过。

刮板输送机常见故障分析与处理

第二节 带式输送机

一、整机的安装与调试

对整机安装总的要求是做到“横、平、竖、直”。安装质量的好坏将会直接影响整机的正常运行和使用寿命。

1、安装 1）、安装前的准备（1）、设备下井前，安装人员必须熟悉设备和有关图纸资料。根据矿井的搬运条件，确定设备部件的最大尺寸和质量。（2）、在安装设备的巷道中，首先确定输送机安装中心线和机头的安装位置，将这些基准点在顶、底板相应的位置标志出来。（3）、清理巷道底板。根据设备总体装配图所标注的固定安装部分长度，将巷道底板平整出来，对安装非固定部分（主要指落地架式的机身）的巷道也要求做一般性平整。

机身一侧如能铺设一条轻便轨道，将给零部件的搬运带来极大方便。（4）、为便于运输，一般将大部分解体。在拆卸设备的较大部件时，应在设备上做好标记，以便对号安装。为避免搬运过程中可能产生零部件磕碰损伤或进入尘土，对于外露的齿轮、轴承以及加工配合面，必须采取措施予以保护。2）、井下铺设

（1）、为避免巷道堵塞，应按照先里后外的原则，即按机尾、移动机为装置、机身（中间架）、上托辊、下托辊、卷带装置、储带仓（包括张紧小车、游动小车、托辊小车、储带仓架、储带转向架等）、机头传动装置顺序将它们搬运到各自安装点的巷道旁。

（2）、根据以确定的基准点，首先安装固定部件如机头部、储带仓、机尾等部件。安装后，机头、机尾及各滚筒中心线应在同一直线上，滚筒轴线的水平度允差在1/50以下。

（3）、输送带的铺设方法很多，各矿可根据自身条件和经验确定。为避免下股输送带铺设过

程中引起不必要的麻烦，一般铺带时采取先下后上的原则。下股带铺设应与H架结构结合起来考虑。一般上股输送带在整机上托辊（槽型托辊）安装后铺设。铺上股带时可借助主传动滚筒和另设置1台牵引绞车进行。（4）、检查各部分安装情况，清除影响运转的障碍物，做好通讯联络，检查电控保护装置动作，准备点动开车。

2、调试

整机安装铺设完成后，尚需进行调试，方可逐步加载，然后正式投入生产。1）、未装输送带的试运转

当机头、储带仓和电气设备都装好后，先不装输送带，进行空运转，检查减速器运转是否平稳，轴承温度是否正常，张紧小车、卷带装置是否性能良好。

2）、装山输送带后的空运转

（1）、输送带拉紧：在运转之前，开动张紧小车给输送带以足够的张力。初张力靠输送带悬垂度调整，先不要靠负荷传感器。

（2）、空运转：空运转时全线各要点都必须派人观察情况，发现输送带跑偏、打滑及其他不正常情况，立即停车进行调整。3）、输送带跑偏的调整

输送带跑偏是输送机运转过程中的不正常现象。长期地跑偏运转，将会导致输送带带边拉毛甚至被撕裂，降低输送带使用寿命。

造成输送带跑偏的影响因素很多，有设备安装质量问题（如机身歪斜不直）；有输送带内在及外观质量问题；有装载不在输送带中间（偏载），等等。这些问题均可造成输送带跑偏，因此应空载运转时对其进行调整。首先从机头卸载滚筒处开始，沿着输送带运行方向先调下股回空段，后调上股乘载段。

常见跑偏现象的判别与调整方法如下：（1）、机器在运转过程中，若输送带经常在某一段出现跑偏，首先观察该处安装是否倾斜或不直；若安装质量没问题，可调整托辊或，使输送带复位。（2）、若输送带上某一段一运行到某处，就出现跑偏现象，则主要是由于输送带呈“S”形或接头不正常造成的。（3）、若装载机卸下的煤落不到输送带的中间位置，则会引起长距离跑偏。这时，应首先经常是由于输送带跑偏造成的落点不准，还是因落煤不正而造成的输送带跑偏。这时，先将机尾部（尤其是机尾滚筒）找直找正，若落料点仍偏，再调整落料导向板位置。（4）、如国上述几种原因同时存在，则先按（1）、（3）、情况分析调整，并反复观察调试。若无明显好转，则按（2）分析处理。

4、输送带张力的调整

带式输送机正常（不打滑）所必需的初张力随运输量和运输长度而变化。过大的初张力将会导致输送带提前老化；输送带运行一段时间后，可能产生松弛而引起初张力下降。为此，必须及时对输送带初张力予以调整。调整程度以输送带在传动滚筒上不打滑为宜。

5、输送带纵向坡度调整

在整机铺设过程中，由于巷道底板不平，有可能出现凹凸不平的地方。对底板凸起的部位，其变化范围的长度不小于3架中间架（约9M左右），并调整成缓和凸曲线，以防止负荷集中在个别托辊上，可增加托辊组数。对底板凹下的部位，一定要调整到输送带和任意一组托辊都能接触为止。

带式输送机常见故障及其处理方法 带式输送机型号说明

二、《煤矿安全规程》规定：采用滚筒驱动胶带输送机时，必须遵守下列规定：

1、必须使用阻燃输送带。

2、巷道内要有充分照明。

3、必须装设驱动轮防滑保护、烟雾保护、温度保护和堆煤保护装置。

4、必须装设自动洒水装置和防跑偏装置。

5、在主运输巷道内安设的带式输送机，还必须装设：（1）、输送带张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置。（2）、在机头和机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。

6、在倾斜井巷中使用的带式输送机，必须装设防逆转装置或制动装置。

7、液力偶合器不准使用可燃性传动介质。

8、严禁乘人。

第三节 桥式转载机

一、概述

桥式装载机是机械化缓倾斜长壁采煤工作面运输系统中采用的一种中间转载运输设备，安置在采煤工作面运输巷道中，它可将刮板输送机运来的煤转运到带式输送机上。它主要由机头部（包括传动装置、机头架、链轮组件、支撑小车）、机身部（标准槽、凹形溜槽、凸形溜槽）、机尾部（机尾架、机尾轴、压链板）、刮板链、挡煤板等部件组成。

为了便于卸载，装载机有20°倾角爬坡高度，使装载机分成落地段、过渡段和悬空段三部分。它的长度较短，便于随着采煤工作面的推进和带式输送机的伸缩而整机移动。在机械化采煤工作面运输巷中使用装载机，可以减少运输巷中可伸缩式输送机的伸缩、拆装次数，并将货载提高，便于向带式输送机装载，从而加快采煤工作面的推进速度，提高采煤生产效率，增加煤炭产量。

二、桥式转载机型号含义

S Z □---□/□ □

输送机 设计序号

转载

电动机功率

中部槽宽度

D---单中链型

B—边双链型

Z---中双链型

三、装载机的安装、使用与维护

（一）、安装与拆卸

1、安装前的准备

在安装装载机之前，应先安装好可伸缩带式输送机机尾（包括转载机机头小车行走轨

道），然后将转载机各部件搬运到相应的安装位置，并需准备好起吊设备和支撑材料（如方木或轨枕等），以便吊起转载机部件和安装机头及桥拱部结构时架设临时木垛。

2、安装程序

（1）、从机头小车上卸下定位板，将机头小车的车架和横梁连接好，然后把小车安装在带式输送机机尾部的轨道上，并安上定位板。在后退式采煤系统中，采煤工作面循环开始时，转载机机头小车处于带式输送机机尾末端的上方。

（2）、吊起机头部，将其安放在机头行走小车上，将机头架下部固定梁上的销轴孔对准小车横梁上的孔，然后插上销轴，拧上螺母，以开口销锁牢。（3）、搭起临时木垛。将中部槽的封底板摆好，铺上刮板链，再将中部槽装上去，将圆环链拉入链道，再将两侧挡板安上，并用螺栓与中部槽及封底固定。依次逐节安装，相邻侧板间均以高强度紧固螺栓连接好。正确拧紧各紧固件，以保证桥拱部结构的刚度。（4）、安装弯折处凸、凹槽及倾斜段中部槽时，应调整好位置和角度，然后再拧紧螺栓。安装倾斜段中部槽时，亦应先搭临时木垛来支撑。（5）、水平装载段的安装方法与桥拱部分相同，只是在巷道底板上安装时不再需要临时木垛。

（6）、两侧挡板由于允许有制造公差，因而连接挡板的端面可能有间隙。安装时根据情况可将垫片插入挡板端面间隙中，进行调整（有条件时最好在井上进行预安装、试运转，各侧板、底板全部编号标注，以便于井下对号安装。这样配合较好。桥身刚度较大）。（7）、水平装载段中部槽逐节装好后，即接上机尾，将中部槽、封底板、两侧挡板全部用螺栓紧固好。（8）、各部结构安装好后，即可拆除临时木垛。（9）、试运转传动机构。（10）、将导料槽装到带式输送机机尾部轨道上，置于转载机机头下面，上好导料槽于机头小车的连接销轴。安装时，应注意将传动装置装在人行道一侧，以便于检查、维护；刮板链的安装应符合要求；刮板链的连接螺栓应向刮板链的运行方向；

链条不许有拧麻花现象；刮板链在上槽中时，连接环的突起部分向上，立链环的焊口向上，平链环的焊接口向溜槽中心线，以减少链环磨损，延长使用寿命。

3、拆卸顺序

转载机拆卸顺序应根据具体情况而定，一般可按安装顺序进行。（1）、拆除破碎机及溜槽挡煤板。（2）、抽出刮板链，拆除机头部传动装置。（3）、拆除机尾架，逐节向前拆除中部槽。在拆除桥拱部分时，需逐步交替铺设木垛支撑。（4）、拆除机头架以及行走部，并把拆除下的设备装车运走。（5）、回收运输巷道内吊起设备、电缆、水管和运输设备等。拆除传动部时，所有外露的轴端、轴套、连接罩、法兰盘止口等部位应防止生锈、弄脏、损坏；拆卸胶管时，胶管两端必须用堵塞堵住；拆卸的零部件（如螺栓、螺母等连接件）应放在适当的箱内，以防止生锈和损坏。

（二）、操作及运转

转载机在下井之前，为了检查其机械性能，使安装、维修和操作人员熟练地掌握操作技术，应在地面进行安装和试运转。

1、试运转

试运转时应检查下列各部（1）、检查电气控制系统运转是否正确。（2）、检查减速器和液力偶合器有无渗漏现象，刮板链过链轮时是否正常，刮板链松紧程度是否适当。

2、正常运转

正常运转应注意下列事项：（1）、在减速器、链轮、液力偶合器和电动机等传动装置处必须保持清洁，以防止过热。否则会引起轴承、齿轮和电动机等零部件损坏。

（2）、圆环链链条必须有适当的预紧力。一般机头链下链条的松弛量为圆环链节距的2倍为宜。（3）、拉移转载机时，须保证行走部在带式输送机的导轨上顺利移动。如果歪斜，应及时进行调整。（4）、拉移装置的锚固柱必须锚固可靠。（5）、要经常检查刮板链螺栓、挡板之间的螺栓、底板螺栓以及齿轮联轴器螺栓有无松动现象，发现松动应及时拧紧。（6）、转载机严禁运送材料，应避免空负荷运转，无正常理由不得反转。

（三）维护

1、日检（1）、检查转载机刮板链的张紧程度，发现松弛时应及时拉紧。（2）、检查刮板有无弯曲，刮板链连接螺栓有无松动或脱落。发现损坏的刮板要及时更换，脱落的螺栓要及时补齐，松动的要拧紧。

（3）、检查电动机、减速器的声音是否正常，以及振动、发热情况。(4)、检查液力耦合器、减速器的油量是否符号规定要求。（5）、检查桥身部分及爬坡段有无异常现象，溜槽两侧挡板和封底板的连接螺栓有无松动现象。（6）、检查机头行走小车和导料槽移动是否灵活可靠。（7）、向各润滑脂注油点注入规定的润滑油。

2、月检

除包括日检内容外，还应检查：（1）、电动机绝缘及接线情况。（2）、减速器的油脂是否良好，轴承、齿轮的润滑状况和各对齿轮的啮合情况。（3）、液力偶合器的油质是否良好，必要时可清洗换油。

（4）、机头架与各部的连接情况，如有松动要及时紧固。（5）、链轮与机尾滚筒的运转情况，注意有无磨损和松动现象。

3、大修

当一个工作面采完之后，应将设备升井进行全面检查。（1）、对转载机进行全部解体、除锈、清洗检查。（2）、对开裂变形的机头、铲煤板、挡煤板、机尾、底托架等结构进行整形、补焊、加固。（3）、更换磨损的中部槽的中板或中部槽、过渡槽。

（4）、更换各部磨损超限的轴承，损坏的弹簧、螺栓等易损件。（5）、更换全部密封件和其他橡塑件。（6）、检修减速器，更换损坏的齿轮等零部件。（7）、检修电动机。（8）、对各零部件进行防锈处理。

转载机的故障及其处理方法：

第四节 破碎机

一、概述

在综合机械化采煤工作面运输巷中，破碎机与桥式转载机联为一体，配套使用。与转载机配套使用的破碎机有颚式破碎机和锤式破碎机两大类。

颚式破碎机的生产能力较低，只适宜破碎中等硬度的煤块。在综合机械化采煤工作面运输巷道中，与重型转载机配套使用的一般为锤式破碎机。锤式破碎机生产能力大，可破碎普氏硬度f≤4.5的硬煤。锤式破碎机的工作机构是破碎机主轴（破碎轴）及轴上对称安装的轮锤。在轮锤的锤端固装硬质合金齿形冲击锤头。由电动机经液力偶合器、齿轮、减速器（或传动皮带轮）驱动主轴旋转。轮锤冲击和截割大块每使其破碎。调节主轴的安装高度即可控制破碎后煤的最大块度。

二、破碎机型号表示方法

P C M 132 Ⅱ

破碎机 改进序号

锤式 功率（KW）

九月份采掘技术例会会议纪要 篇5

会议时间：2015年9月24日

会议地点：洛阳煤业公司办公楼二楼会议室 主持人:常明辉

参会人员：各生产科室科长及丰源、五星、恒祥、永鑫、宏升、天安、中普7对矿井生产、技术矿长。

会议内容：参会人员对丰源煤业22030工作面改造设计方案和五星煤业11060工作面改造设计方案的合理性进行了讨论，指出丰源煤业22030工作面改造后切眼长度达到172m，违反义煤公司悬移支架采煤工作面切眼长度不得大于160m的规定，且根据22040工作面回采情况，22030工作面地质方面也存在一定变化，如果按照方案进行改造对今后工作面的回采不易管理，所以否定该方案，建议在原22030工作面设计中，在适当位置开口做中巷，而原22030上巷作为探巷，边掘边探，探明工作面上部煤层赋存情况，以防止出现22040工作面回采期间出现的地质构造问题。五星煤业11060工作面改造设计方案，通过方案对比，决定采用方案二，但暂时不可施工，需先用钻机以扇形探明工作面后半段储量后，进行经济分析，看是否盈利，再进行工作面改造工作。生产技术科：

1、按照往年生产经营建议计划编制时间，2016年生产经营建议计划编制工作即将开始，各矿井需提前进行准备，本月底前各矿井按照2015年采掘接替格式要求将本单位采掘接替排列出来（分为1年接替和3年接替），并上报洛阳公司审查备案。2、10月底前各矿井由技术矿长负责将本单位科技创新项目或小改小格项目整理上报洛阳公司生产技术科。

3、各矿井要加强上级单位下发的各种技术文件的贯彻学习工作，各类工程设计应提前准备，提前上报，在数据测算方面要真实可靠。

通风科：

1、瓦斯等级鉴定已发至各矿井邮箱，各矿井应予以查收。

2、国家安全生产监督管理总局第73号令中通风方面关于粉尘防治出台了一些新要求，各矿井要对其进行贯彻学习。

3、义煤公司2015年9月18日在义安矿召开的瓦斯管理工作现场会中的一些会议精神，各矿井要对其进行贯彻落实。地测科：

1、防治水管理细则已制定完毕，即将下发，对于以后防治水方面的违规问题，将按标准处罚。

2、“雨季三防”工作即将结束，各矿井要对其进行总结并上报公司地测科。

机电副总经理：

1、采掘管理与采掘机电运输管理是矿井安全管理工作中的薄弱环节，矿井现场管理过程中易出现“三违”行为。通过近期安全检查，发现问题较多，如：永鑫煤业用刮板输送机拉矸石；恒祥煤业用刮板输送机链条拉悬移支架等问题，各矿井今后要注意，禁止这种现象的再次发生。

2、按照河南能源“三化”达标工作要求，今后新掘采煤工作面采掘机电设备未统一规范化，机电方面将不予以验收。

3、当前采掘机电运输存在的共性问题：①、设备卫生差，随意摆放；②、运输系统比较薄弱；③、大型设备拆除时，未完全按规程措施执行；④、部分项目开工前，未向洛阳公司汇报。

安全副总经理：

1、要加强质量标准化工作，具体工作由各专业系统进行督促落实，争取各矿井能拿到三级质量标准化证。

2、加强值带班工作，今后值带班领导不许在非生产地点停留超过2个小时以上，一经发现罚款500元。

3、针对悬移支架在使用过程中存在的诸多问题，各矿井应多交流学习，共同提高。

总工程师：

1、选择1-2对矿井进行瓦斯参数测定。

2、丰源煤业22040工作面改造中打设的通风设施，需进一步进行完善。

3、各矿井煤巷掘进时，必须做到“有掘必探、先探后掘”的原则，钻机设备数量不足的应编制购买计划，且钻机使用人员要配备齐全。

4、各矿井要将河南能源、义煤公司及洛阳公司等上级单位下发的技术管理文件进行再次贯彻学习，以后工程设计、作业规程及安全技术措施等要以最新标准进行编制。

煤矿论文谈采掘 篇6

摘要：众所周知，巷道掘进是煤矿开采的重要环节。在这里我们探讨一下巷道掘进的有关技术，旨在增进对掘进技术的认识，加强我们的采矿专业的专业素养。

关键词：掘进技术 矿山巷道 掘进 发展

在我国的自然资源中，基本特点是富煤、贫油、少气，这就决定了煤炭在一次能源中的地位。我国煤炭资源总量为5.6万亿吨，其中已探明储量1万亿吨，占世界总储量的11.60%。我国煤层赋存条件复杂，呈现多样性，煤层厚度从零点几米到几十米之间变化，为了开采煤炭，需要开掘大量的煤岩巷道。掘进和回采是煤矿生产的重要生产环节，采掘技术及其装备水平直接关系到煤矿生产的能力和安全。高效机械化掘进与支护技术是保证矿井实现高产高效的必要条件，也是巷道掘进技术的发展方向。巷道掘进技术

20世纪80年代以来，我国对矿井设计进行了改革，取消了岩石集中巷布置方式，将开拓巷道和采准巷道布置在煤层中，增加了煤巷在井巷工程中的比例。目前，煤矿掘进巷道中大量的是煤巷，约占总掘进巷道工程量的70％左右。我国煤巷高效掘进方式主要有3种：第1种是悬臂式掘进机与单体锚杆钻机配套作业线，也称为煤巷综合机械化掘进，在我国国有重点煤矿得到了广泛应用，主要掘进机械为悬臂式掘进机，它适应范围广；第2种是连续采煤机与锚杆钻车配套作业线，在我国神东、万利等矿区及鄂尔多斯地区进行了推广应用，主要掘进机械为连续采煤机，它需要多巷掘进，交叉换位施工；第3种是掘锚机组掘锚一体化掘进，仅在一些矿区进行了使用，目前处于试验阶段。1.煤巷综合机械化掘进

煤巷综合机械化掘进由悬臂式掘进机、转载机、可伸缩带式输送机（或刮板输送机）、单体锚杆钻机、通风除尘设备及供电系统等设备组成。悬臂式掘进机是煤巷综合机械化掘进的关键设备，掘进机的性能对于提高掘进工效和掘进进尺具有重要作用。

我国煤巷悬臂式掘进机的研制和应用始于20世纪60年代，以30～50kW的小功率掘进机为主，研究开发和生产使用都处于试验阶段。80年代初期，为适应煤矿机械化生产发展的需要，我国引进了AM50型、S-100型掘进机两种为代表的机型，对发展我国综掘机械化起到了推动作用。同时，国内加强对引进机型的消化吸收工作，积极研制开发了适合我国地质条件和生产工艺的综合机械化掘进装备。经过近30年的消化吸收和自主研发，目前，我国已形成年产1000余台的掘进机加工制造能力，研制生产了20多种型号的掘进机，初步形成系列化产品，基本能够满足国内市场的需求。

AM50型、S-100型掘进机均为国外20世纪70年代的产品，设备功率小、机重轻、破岩能力低及可靠性差，仅适合在条件较好的煤巷中使用。近年来，我国相继开发了以EBJ-120TP型掘进机为代表的替代机型，在整体技术性能方面达到了国际先进水平，正在推广应用。EBJ-120TP型掘进机于2002年通过了中国煤炭工业协会组织的鉴定，2003年获中国煤炭工业科技进步特等奖，2004年获国家科技进步二等奖，目前已应用500多台。我国研制的新一代煤巷掘进机具有以下技术特点： 1)整机结构紧凑、设计合理； 2)机身矮、重心低、工作稳定性好； 3)生产能力大、破岩能力强、适应性好；

4)采用液压马达直接驱动装载机构，结构简单，工作稳定，可靠性高，减少了维护量；

5)采用无支重轮履带行走机构和履带导向轮黄油缸张紧装置，提高了履带行走机构的可靠性；

6)液压系统简单可靠，增设了自动加油装置，提高了液压系统的可靠性； 7)电气系统采用了PLC控制，具有工矿检测和故障诊断功能。

近几年，国产掘进机在煤巷掘进中取得了较好的成绩，实际年进尺可达6 000～8 000m，基本满足了煤巷高效掘进的需要。2004年潞安矿业集团常村煤矿综掘一队采用 EBJ-120TP型掘进机，在大断面煤巷掘进中创月进680m的好成绩。2005年金峰集团寸草塔煤矿使用EBJ-120TP型掘进机最高日进尺为72m,月进尺905m。2005年鄂尔多斯宏景塔矿使用EBJ-120TP型掘进机日进尺达到了40m。

悬臂式掘进机在我国重点煤矿已普遍使用，发挥了重要作用。但由于是单巷掘进，且采用单体锚杆进行锚杆支护，掘进和支护不能平行作业，影响了掘进速度的进一步提高。

2.大断面煤巷连续采煤机高效掘进

连续采煤机是一种具有较大截割宽度的集落煤、装运及行走为一体的综合机械化掘采设备，在国外广泛应用于矩形断面的双巷或多巷快速掘进，以及短壁开采，已成为现代高产高效矿井的重要设备。我国引进连续采煤机始于1979年，迄今为止大体经历了单机和成套设备引进两个阶段。目前我国神东公司、晋城煤业、万利公司、晋神公司、鲁能集团、伊东公司及伊泰公司等矿区使用连续采煤机近60余台，用于大断面煤巷的掘进和短壁开采。

连续采煤机掘进工作面设备配置按工作面运输方式一般分为两种：一种是间断式运输方式，工作面配置为连续采煤机、运煤车或梭车、给料破碎机、锚杆钻车、铲车及胶带输送机；另一种是连续运输方式，工作面配置为连续采煤机、锚杆钻车、连续运输系统、铲车及胶带输送机。连续采煤机在大断面煤巷掘进时，连续采煤机与锚杆钻车采用交叉换位作业方式，如图1所示，连续采煤机在运输巷道掘进的同时，锚杆钻车正在回风巷道进行锚杆支护作业，当连续采煤机完成一个掘进循环时，与锚杆钻车交换位置。为满足机器调动和运输的要求，两条巷道之间每隔50m掘一条联络巷。巷道掘进影响因素

巷道掘进是一个系统工程，影响因素较多，该系统中包含人（施工者和管理者）、技术装备、生产技术以及管理、安全、技术革新的影响等诸多因素所构成的综合复杂体系。现将其归纳以下三个主要方面：（1）人的因素（施工人员的基本素质和管理组织形式）；（2）施工机械设备及生产技术因素；（3）施工工作地点安全因素（即环境因素）。三者之间如“木桶理论”一样，任何一个环节的欠缺都会影响到整个掘进施工的进度。下面就制约巷道快速掘进诸因素探讨分析：

1．人的因素

1.1施工人员的素质培养

一项工程如果没有人的参与，其永远不可能实现。无论是全自动机械化作业还是全人工原始施工，施工人员是关键因素，在施工过程中起积极能动作用，超过其他任何因素，其具体包括以下两点：（1）劳动者的素质

劳动者的素质主要包括受教育程度、技术熟练程度、劳动者的生产积极性、安全教育等几个方面。影响地下矿山井巷掘进的因素很多，比如操作人员没有按照规程作业，操作人员文化水平比较低，对生产工艺不熟悉，对生产设备的性能了解不够，操作不熟练等等。因此，在施工前和劳动过程中，加大对工人的技能培训尤为重要，劳动者的劳动技能获得改善，可极大提高工作效率。

在新工艺施工前，要对职工进行技术培训，使工人尽快掌握每一道工序及要求，这样才能保证此施工工艺顺利进行。

在掘进施工中，在人员配备上做到工种齐全、分工明确、密切配合，各工程衔接紧密，有效地利用工时，提高工效、提高工人素质，培养出尽可能多的多面手，只有这样才能使其掘进效率保持较高的水平。（2）管理者的能力

管理者，特别是基层直接管理者的技术水平、组织能力、管理能力、培训能力等方面在施工组织中尤为重要。施工过程中，作业规程编制及技术交底质量差，对生产的指导性不强；安全规程不完善，现场管理不到位或制定的管理制度未认真贯彻；技术人员业务素质低，巷道掘进设计不合理，生产工艺不完善，支护设计不合理等都会给生产造成隐患，从而影响施工的顺利进行。1.2管理组织形式（1）基本管理制度

健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度，是施工技术措施、施工设备和施工组织得以顺利实施的保证，是加快施工速度、降低生产成本、保证施工质量和安全的基础。（2）合理的施工方法

对于巷道掘进，采取一次性开挖成型或多次开挖成型方式，根据围岩情况进行超前支护或初期支护，必要地段加强支护，以保证安全。

在支护过程中，改善施工艺，如采用湿喷工艺、发挥围岩自承能力的锚杆支护等，既减少工人劳动强度，又改善施工环境。（3）科学的施工组织

科学地施工组织要求作到以下几点：

①、确定每个工序作业时间和循环时间，尽量压缩关键线路上关键工序外时间；

②、多工序平行作业；

③、编制合理高效的循环图表，优化劳动组织； ④、合理选择施工作业方式和循环方式； ⑤、确定循环合理的循环进尺。2．施工机械设备及生产技术因素 2.1机械设备

钻眼、爆破与装运是巷道施工中主要工序，而钻眼与装运设备的合理选择及使用将直接决定巷道掘进速度。（1）钻眼

当前巷道掘进普遍使用的仍是气腿凿岩机（如7655型、YT-28型、YTP26型等），由于气腿凿岩机输出功率小，钻速低，所钻炮孔深度浅，要想提高工作面钻孔速度，就得多机作业，但掘进工效仍无法提高。我国部分工程项目已采用单臂、双臂或三臂凿岩台车进行施工，但就我国凿岩设备使用及更新程度来说，大部分仍停留在第一、第二代水平，即气腿凿岩机或半液压凿岩台车水平。而国外在大断面巷道中已基本采用盾构机或TBM掘进机，小断面内均采用凿岩台车，使得钻孔时由换钎、定位、开孔钻孔、返钎均全部自动化控制。另外，60年代美国第一台直径3.1m的全断面掘进机试验成功（页岩中月进尺达到2087.6m），给巷道掘进带来新的革命。又经近五十年来不断研究，从技术角度出发，它已能在任何岩石中钻进。由于全断面掘进机掘进速度快，成本低，工效高，巷道掘进质量好，又安全可靠，所以其势必将取代其他凿岩设备。（2）装运

装岩工序在平巷掘进中占整个循环时间的30～50%，当前国内已基本实现机械化作业。从五十年代到现在，我国工程施工中装运机械共进行了四个阶段的更新，在装岩上总的趋势是从效率低的装载设备为主的间断出碴设备配套，向高效率连续出碴设备配套发展，即采用连续作业的蟹爪式或立爪式装载机与皮带转载机和矿车配套，或采用的无轨铲运机出碴或与大吨位自卸汽车配套出碴，其可把掘进工效提高1～2倍，采准时间缩短75～80%。2.2生产技术

根据我国井巷掘进当前施工水平，广泛采用的仍是钻爆法施工，而支护方式基本为锚喷支护。该方法在施工速度、安全质量、劳动强度、生产成本方面均优于传统的架棚支护和砌碹支护方式。但施工中仍存在一些问题，如由于巷道成形欠佳造成网、喷质量差，锚杆安装质量不好等，对于围岩较差地段不但会存在安全隐患，而且还会制约井巷掘进进度。（1）改进光爆技术，加强巷道成形

当前巷道爆破均采用光面爆破，而大多为浅孔爆破，为提高进尺，可从加大孔深和孔径入手，并且经多年实践，中深孔（5m）爆破也是可行的。同时，为加强巷道成型，由于加大孔径而减少的扩炮孔数量可转移至周边，即增加周边眼数量，保证光爆效果。而且，增加孔深和炮眼数可以提高台车的纯钻眼时间，充分发挥高效设备的利用率。

（2）合理选择锚杆，提高安装质量

锚杆是否发挥作用，最关键是选型是否正确及安装规范与否。不同围岩需选用合理的锚杆，如砂浆锚杆、树脂锚杆、中空注浆锚杆及预应力锚索、对穿顶应力锚索等。锚杆安装角度、锚垫板是否贴紧岩面及注浆是否饱满，都将直接影响锚固质量。

（3）选用合格材料，保证网喷质量

金属网主要增加喷砼的抗弯强度和韧性，但其安装时必须紧贴岩面。选用合格的喷浆料生产砼，并选择湿喷工艺，不但可提高喷浆效果，减少回弹率，还可改善工作环境。

3．施工地点安全（环境因素）（1）自然因素

地下突水、瓦斯、高地温及高压力围岩变形等自然灾害将直接危害巷道施工安全，其在施工中可借助相关设备（如地质雷达、红外线设备等）进行监测，采取必要措施达到安全条件，但其势必影响施工进度。（2）人为因素

平巷掘进，基本为独头施工，掌子面空间狭小，人员、机械较多，空气质量差，特别是钻眼和出碴时。对此必须加强通风，保证空气质量及能见度，减少安全隐患。人在施工中的随意性，是最不安全因素。在保证个人施工能力及操作规范性同时，安排合理工作时间、保持施工人员的良好施工状态，也是安全施工必备条件。

我国平巷掘进发展方向

凿岩爆破方面，在中小型矿山进一步推广半液压凿岩台车，在先进的大型矿山，特别是新建矿山引进推广先进的全液压凿岩设备，在长巷道独头掘进中，研制和推广凿岩装载联合设备，同时，进行小直径全断面掘进机的引进和应用。出碴方面，采用效率较高的装载设备，比如蟹爪式和耙斗式装载机，大力推广梭式矿车，长巷道独头掘进尽量搭接使用，采准巷道多头掘进时，采用铲运机出碴。

加强平巷施工组织和管理工作。平巷施工要达到快速、优质、低耗和安全的要求，除合理地选择先进技术和设备配套外，还要正确选择作业方式，采用行之有效的施工组织与科学的管理方法。作为科研项目，重点研究全断面掘进机，因为其势必将成为主流的破岩设备。参考文献：

1何满潮；袁和生；靖洪文；王方荣；景海河.中国煤矿锚杆支护理论与实践.科学出版社，2004-04 2周兴旺；程桦；郑高升；赵世晨；姚直书；荣传新；杨海胜；汪春勤.矿山建设工程技术新进展——2008全国矿山建设学术会议文集（上）.合肥工业大学出版社，2008-09 3曾凡副.水平转弯巷道掘进定向.中州煤，1996--5 4廖绍贤.钻瀑技术在水平巷道掘进口的改进.铁道建筑技术，1993—6

煤矿采掘技术的新思路探讨 篇7

煤炭是中国经济发展的主要能源, 对经济发展具有重要的推动作用。由于生活水平不断提高, 生产生活中各个领域对煤炭的使用量也逐渐加大。目前, 露天煤矿已近乎呈现煤炭枯竭状态, 而对于井下煤矿开采而言, 现在还存在着很多技术上的问题需解决, 比如开采难度大、开采过程中常遇到塌陷危险情况等, 整个采掘过程既艰难又有危险性, 因此必须对采掘技术进行改造。

1 目前国内煤矿采掘技术的现状

1.1 地质条件研究不足

中国地质条件复杂多样, 目前一些地域的地质条件还没有得到规律性研究, 且对煤矿分布规律还不能准确定位和判断, 造成在采掘过程中常会出现没有目标的寻找工作。在这一过程中, 对于不同的地址应选取与其相适应的采掘方法。如果不能准确掌握地质规律, 就会造成采掘效率低, 难以与市场需求同步发展。且更容易在采掘过程中造成资源浪费, 带来经济损失。

1.2 设施设备陈旧

现在在国内, 中国自主研发生产的采掘设备用得较少, 大多数挖掘设备都是进口于国外发达国家。中国的设备研究成果与其它国家相比还有一定差距, 在开采技术上也相对不利于煤炭资源开采, 制约了采掘技术发展。进口设备投入资金较大, 维护费用较高, 降低了经济效益。煤炭产品结构严重失衡, 对市场需求不能达到要求, 所以出现了大量劣档产品。国外之所以有先进的生产方式, 是因为采用了高效集约化的生产形式, 中国要实现高效集约化生产还有着一定的距离, 有待进一步发展。但也有一些先进企业运用了这种生产方式, 但却止步于设备和技术的不足上。

1.3 矿井管理水平较低

目前, 煤炭资源开采主要的方式就是矿井开采。但这一方式具有较大危险性, 如果管理不当, 不仅会降低煤炭开采质量及减少煤矿产量, 也会使工作人员生命受到威胁, 所以从安全角度考虑必须谨慎管理。目前管理方法较为陈旧, 管理的滞后性也对煤炭合理高效开采具有一定制约作用。而且, 虽然很多企业已在矿井管理中使用了现代化进步技术, 但仅停留在表面技术应用, 一些深层技术依然没有得到良好运用, 跟不上时代前进步伐。

2 煤矿采掘技术的原则

a) 开采煤矿工作要兼顾多方面综合考虑, 以在开采中所造成的影响和影响带来的后果作为重点考虑对象。例如, 地表移动是开采过程中时常出现的问题, 严重情况会导致地表变形, 日后不能有效控制, 就会造成更大事故, 像一些煤矿坍塌事故都是由于地表移动造成。所以要考虑到这一因素, 并避免其发生;b) 煤矿采掘是要开采具有利用价值的煤炭资源, 在此过程中一定要注意煤炭回收问题。应在工作前考虑好制约正常开采煤炭工作的因素, 并提前准备好防治措施, 把在开采过程中遇到的风险问题有效控制, 使风险最小化。此外, 在开采过程中, 还要注意考虑经济效益问题, 计算好对人力和财力的投资, 把投入资本降到最低[1]。

3 煤炭采掘技术的改造策略

3.1 实现全面机械化和集中化

首先要不断更新工艺设备, 以现代化机械生产为主要手段, 全面提高机械化水平。其中对采掘工作面生产机械化水平进行的不断改进与提高和提高采煤工作面单产与掘进工作是矿井生产工作的发展基础, 对于矿井生产技术水平的评估具有重要作用。所以, 想要改进生产技术就要提高采掘技术。在矿井技术方面的改进就是要提高生产的机械化水平。

3.2 巷道布置结构优化

伴随采煤机械化水平不断提升、综合机械化采煤事业不断发展, 为对工作面生产带来更有帮助的条件, 就要重视对采区巷道布置进行优化设置。根据采煤综合机械化不断进步, 改革可从以下几方面入手:工作面和采掘范围可适当加大, 利用跨越式和往复式回采, 减少采区准备的巷道中岩巷的比例, 建立容量较大的采区煤仓等。在煤种较多或煤层较多的环境下, 应对开采比例做好控制工作, 减少生产过程中生产原煤总排矸和总灰的分量比。

4 BIM技术建立三维数字化可视模型

矿井设计是矿井生产中的重要环节, 如果不能合理进行设计, 就会造成矿山危险事故频发。采掘工程的主要工作对象是开拓井巷和施工的工作, 所以可运用先进的BIM (建筑信息模型) 技术, 即运用建立三维和虚拟的现实模型, 带来更直观的景象。而且它还可计算出采掘工程投资数量, 进行图纸输出工作和对工程量进行统计工作等。

4.1 可进行对管控的更改工作

在施工管理工作中, 对原有设计进行更改是产后工作环节。主要是由于在现实施工过程中遇到了冲突或突然改变了原方向等原因造成。这时就可运用BIM模型进行检测工作, 稍微进行一些修改动作再加上合理调整, 就可生成新数据, 避免了第二次运算, 节约了时间, 提高工作效率。比如在施工前对巷道碰撞进行分析研究, 可及时发现其中问题, 利用BIM模型数据库, 通过变革的参数找出问题所在原因, 并找到解决措施。

4.2 快速建立直观三维模型

在利用BIM工作中, 可快速建立起一个三维建模。运用全面面向三维建模的思想, 对模型组成和框架进行细致研究, 通过变更组件数据建立起一个3D模型。如图1所示就是一个在采掘工程中设计的生成断面图、支护图和矿车轨道的构件组件图, 它们可直接被从BIM中取出, 建立固定的构件组件对象, 有利于对采掘工程设计快速建模[2]。

5 结语

随着社会发展需要越来越多能源, 需加大煤矿资源开采力度, 因此矿井开采力度也在不断扩大规模, 在此过程中, 就不得不对采掘技术进行更新与突破。目前, 中国相关技术还不够成熟, 煤炭资源采掘工作效率不高, 所以要采取一定的措施, 加大力度对采掘技术的创新与改革, 借鉴国外先进科技技术, 促进中国煤矿开采事业的发展, 提高煤炭资源利用率。

摘要：叙述了目前国内煤矿采掘技术的现状及煤矿采掘技术的原则, 提出了煤炭采掘技术的改造策略及运用BIM技术建立三维数字化可视模型, 以促进中国煤矿开采事业发展, 提高煤炭资源利用率。

关键词：煤矿采掘,技术改造,途径

参考文献

[1]冯群.煤矿安全监管中寻租行为的生产力特征研究[D].徐州:中国矿业大学, 2014:160.

采掘技术员考试题库 篇8

关键词：煤矿；薄硬煤层；回采；采掘技术

中图分类号：TD823.251 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）14-0165-01

薄煤层是指厚度少于1.3 m的煤层，在我国的煤炭资源分布中，有约1/5的煤层属于薄煤层。薄煤层所具有的煤炭资源比较丰富，煤质也比较好，并且广泛分布在我国各个煤炭产区。但是因为薄硬煤层煤层厚度小，煤质较硬等特点，工作人员在进行采煤作业时，采掘效率较低。占煤炭总储量约1/5的薄煤层其实际的产量只有全国总产量的1/10左右，由此可见，薄煤层有着巨大的产出潜力。随着采煤作业机械化程度的不断提高，经过利用先进的采掘技术，薄硬煤层回采率得以显著提高，可开采区域持续扩大，产量也逐渐上升。

1 采掘技术

1.1 集中规划

在对矿井的巷道进行布置规划的时候，应该以少压煤或者不压煤作为规划原则，进行联合、系统的布置，集中规划，减少因为煤柱造成的煤炭损耗，使工作面的煤炭开采率得以提高。

采区应该尽可能的以自然断层作为采区分界，减少因人为因素预留的边界，即尽可能通过矿井的地质情况等来对采区进行划分，并且根据矿井巷道的实际情况科学加大采区的走向长度以使得单面储量能够提高，工作面的搬家次数得到减少，工作面上的煤炭损耗得到降低，使矿井内有限的煤炭资源能够最大程度的得到开采和回收，从而保证煤矿开采拥有较高的安全性和经济性。

在对煤炭进行开采生产的实际过程里，应对操作员工的熟练程度、运输机的合理工作间距、工作面所选取开采机械的综合性能等进行详细且深入的统计和分析，并且对工作面所处位置的地质条件进行有效预测。

随着工作面的推进长度不断增加，加之对各项安保措施进行详细的布置规划，不仅可以使煤炭回收效率得以提高，同时还能够对薄煤层的地质条件进行充分利用，使工作面能够减少不必要的搬家，降低巷道的掘进率，保证工作面的采掘能够高效安全的接替。如在一煤矿内，按照其薄煤层的情况，原来设计分3个片盘进行开采。

但是在开采的实际过程中，发现该薄煤层的赋存情况比较好，其储量较可靠，并且所处的地质构造相对比较简单，根据这一实际情况，将工作面推进长度延长，通过改进不仅使下山巷道中保护煤柱的数量降低，相比原设计，实际开采多回收约25万t的煤炭，巷道少掘进了7 000 m，在万吨掘进率这一指标上减少至25%，工作面搬家的次数减少了6次，使得薄煤层的回采率大大提高。

1.2 正规壁式技术

这种技术是在工作面内进行采煤巷道的布置，采掘的工作面顺其走向予以推进，为倾斜布置，工作人员顺着煤斜巷可以对所处回采的工作面其煤层的实际储存状况进行准确的判定。

这种技术有很多优点，如可以使工作面回采率得到明显的提高，有利于使采掘成本进一步降低；方便材料、机械设备和煤炭等的运输；具有较好的通风能力，巷道、工作面中的污风可以被及时有效的排出；回采所在的工作面也具有较高的安全指数。

1.3 无煤柱技术

根据矿井的具体情况，符合要求的可以把机轨双巷改为单巷布置，并且全部利用采后所留下的金属支架或砌石墙沿空留巷来进行支护工作。

通过这样的处理可以降低因煤柱造成煤炭的损失量，极大的提高煤矿回采的综合产出量。无煤柱技术应用在一定的空间范围之内可以提高其回采的效率，并且更为经济合理，是一项非常重要的技术措施。

通过对工作面的支护形式进行更换，不仅工作面的保障安全性能得到提高，工人的劳动强度也能够得到较大程度的减轻，有利于提高其工作效率。

1.4 树枝割块技术

这种技术也是煤矿在薄硬煤层的开采中比较常用的一种采掘技术。主要技术方式表现为：顺着薄硬煤层自身的倾向挖掘一条溜煤、行人、送料以及通风的通道，随后在通道内对煤层进行切眼，再对煤层实施割块回采。在两侧对切眼进行采掘的操作过程中，一定要留设一定的保煤柱。从两侧至中间的采掘完成之后，务必从上至下对保煤柱进行回收，而且在对保煤柱的回收过程中要注意对采空区压力状况进行观察检测，必要的时候应设置密柱对采空区隔离，或设置煤柱对采空区隔离。

这种技术主要包括以下优点：在采掘过程中，采空区的支护和处理施工比较简单，情况好时采空区甚至不需要进行处理，工作面的数量众多，灵活性比较强，工作面较短。但是这种技术也有一定的缺点，比如工作面通风情况相对来说比较差，污风不能被及时有效的排出，工人的工作环境较差；回采率也比较低；技术施行的过程中某些步骤施工难度比较大，掘进的成本也比较高。

在应用时可以根据煤矿的实际情况，通过结合其他采掘技术或者改进措施获得更好的采掘效果。

2 提高回采率的措施

2.1 加强现场管理

薄硬煤层的工作面在采掘施工的时候，因为煤层厚度相对来说比较薄，并且煤层的硬度比较高，要使施工过程能够高效、安全，必须在工作面进行现场管理时加强管理的力度，确保工作面安全，在此基础上，使工作面能够保证合适的推进进度。当工作面可以高效、顺利运行的时候，工作面回采率就能够明显得到提高。

2.2 加强考核

煤矿要制定出合理、科学的考核规章制度，在煤矿的日常工作中，严格按照有关规章制度对工作人员进行工作考核，避免工作面丢煤、弃煤情况的发生，把煤矿工作人员的自身经济利益和回采工作紧密联系起来，促使煤矿工作人员提高工作的主动性和积极性。

假如发现有浮煤超限、任意丢煤等情况存在，要及时下达警告通知书，提醒注意避免丢煤、弃煤。当丢煤、弃煤情况比较严重的时候，要对相关责任人予以一定惩罚。通过考核规章制度的制定，并且在实际采掘的工作中切实认真执行，起到应有的管理、监督作用，使薄硬煤层回采率得到提高。

2.3 强化技术论证

为了避免薄硬煤层“吃肥丢瘦”这种短期现象的发生，应该依据薄硬煤层实际的情况对所有工作面都实行组织采掘工作。地质技术专业人员在对采掘技术进行讨论、论证和审批等步骤中，都要依据工作面实际情况，选取最有效、最安全的技术方案，并且还需要制定出相关的应急措施，在使工作面的回采率得到提高的同时，施工安全能够得到保证。

3 结 语

总的来说，虽然我国在薄煤层开采的技术上还有很多缺点，但随着开采技术的不断发展进步，薄煤层开采效率会逐渐得到提高。在煤矿薄硬煤层在进行采掘作业时，依据煤矿自身的实际情况，选择适当的采掘技术，并且再采取一定的措施来提高回采率，在薄硬煤层的生产安全能够得到保证的情况下，使煤炭资源采掘速度以及回采率能够得到有效的提高，促进煤矿企业经济效益不断增长，从而使煤矿企业可持续地健康发展。

参考文献：

[1] 梁文江.论影响回采工作面回采率的因素及对策[J].能源与环境，2012，（3）.