矿井通风与安全考试题库（全）

一、 例题

例1—1 用于湿球温度计测得矿内空气的干温度为15℃，湿温度为14℃，求空气的相对湿度。

解：干温度计与湿温度计指示数差为

?t?15?14?1℃

查附录 得相对湿度φ=90%

例1—2 矿井总的排风量Q=4500m3/min，入风温度t1=+5℃，空气相对湿度φ1=50%，排风温度t2=+25℃，φ2=100%，试计算每天风流从矿井中带走的水蒸汽量。

解：查附录得，当t1=+5℃时，ρS1=6.8g/ m3 当t2=+25℃时，ρS2=22.9g/ m3 ∴带走的水蒸气量G为：

G=（ρS23100%－ρS1350%）2Q224360/1000000 =126.36T/d

例1—3 已知大气压力B=101325Pa，相对湿度φ=80%，温度t=30℃，求湿空气的d、ρV、ρ、和i。

解：根据t=30℃，查附录，得Ps=4241.7Pa，于是 Pv=Ps=0.834241.7=3393.36Pa

Pv3393.36?0.622??0.215kg/kg5 d?0.622干空气

B?Pv101325?3393.36 湿空气的绝对湿度为：

?v?Pv3393.36??0.024kg/ m33

RvT461?(273?30)

湿空气的密度为：

0.0034843??(101325?0.378?3393.36)?1.15 kg/ m3

273?30 湿空气的焓为：

i?1.01t?d(2501?1.85t)

=1.01330+0.2155（2501+1.85330） =581.23 kg/kg干空气 例1—4 矿井总回风流中的沼气含量为0.55%，总回风量为2900 m3/min，该矿日产量1700T，试问该矿井的绝对沼气涌出量为多少？属于哪级沼气矿井？

解：绝对沼气涌出量Q=C2Q324360

=0.55%3290031440 =22968 m3/d

22968?13.5 m3/T 相对瓦斯涌出量q?1700 根据《规程》规定，该矿属于高沼气矿井。

例1—5 已知B=101325N/㎡，空气干球温度t=25℃，d=0.016 kg/kg干空气，试用焓湿图求空气的湿球温度，露点温度和相对湿度。

解：根据B=101325N/㎡的焓湿图，找到t=25℃，d=0.016 kg/kg干空气的状态点，得出该点的相对湿度φ=80%，根据湿球温度定义，沿着等焓线与φ=100%

线相交的温度为湿球温度t湿=22.5℃，根据干球温度定义，沿着等含湿量线与φ=100%线相交点的湿度为露点温度21.5℃。

d=16g/kg干空气

80% 100%

25.0 t湿 等焓线

22.5 21.5 t露

图1

例1—6 计算某巷道中一条宽0.3m，长200m的排水明沟的水蒸汽蒸发量。已知水温为30℃，空气温度为20℃，空气的相对湿度75%，大气压力103896Pa，风速为3m/s。

解：水沟露出的水表面积为： F=0.33200=60㎡

当温度为30℃时，水蒸汽的饱和压力为： Ps=4242Pa

空气中水蒸汽的分压力为：

Pv=Ps（20℃）=0.7532337=1753Pa 湿交换系数为：

K1=4.8310-6+3.36310-62v=4.8310-6+3.36310-633=15.68310-6kg/N2S 湿交换量为：

K1(PS?PV)FB15.68?10?6(4242?1753)?60 ?103896?2.25?10?9kg/sW?第二章 矿内风流的能量及其变化

一、例题

例2-1 用皮托管和压差计测得A、B两风筒的压力分别为h1=－50，h2=10，h4=50，h5=10mmH2O，如图2-1所示。求h3， h6的压力各为多少？各压差计测得的是什么压力？并判定风机所处的位置？

B23456图2-1 解：1）h1为相对静压，h2为动压，h4为相对全压，h5为动压。 2）压差计3的读数h3为相对全压： h3= h1+ h2=－50+10=－40mmH2O 3）压差计5的读数h5为相对静压： h5= h4－h3=50－10=40mmH2O 4）A风筒风机位于左侧，进行抽出式通风 B风筒风机位于左侧，进行压入式通风 例2-2 某通风管路如图2-2所示，已知U型管1和2的压力值及r=1.18kg/m3，g=9.81m/s2，求管路中风流的动压、相对静压、相对全压和中心点的风速。 图2-236 解：1）用皮托管和压差计测压有如下公式： ht=hs+hv

由图2-2看出，压差计1、2均为负值，可判断为抽出式通风，且动

压hv永为正值，所以根据上式可知： h1=－30mmH2O，为相对全压 h2=－35mmH2O，为相对静压 h3=h4－h2=－30+36=6mmH2O，为动压

2）中心点的风速： V?2ghv?r2?9.81?6?9.99m/s

1.18例2-3 某矿井通风系统如图2-3所示，采用压入式通风。已知风峒内与地表的静压差为1470Pa，入风井空气的平均重率为12.25N/m3，出风井空气的平均重率为11.75N/ m3，风峒中平均风速为8m/s，出风井口的平均风速为4m/s，求该

矿井的通风阻力。 图 2-3h 解：取1-2为通风系统的始末端点，则： PS2?P0 r??g,??r ghf12?(PS1?Z01?01g?

11?1V12)?(PS2?Z02?02g??2V22)22112.25211.752?(PS1?PS2)?Z(r1?r2)?(?8??4)29.819.81?(PS1?P0)?200?(12.25?11.75)?30.37 ?1470?128.37?1598Pa

例2-4 某矿井通风系统如图2-4所示，在扇风机风峒中安设静压管与地表的U型管压差计相连接，压差计的读数△h=2254Pa，该处断面S=9㎡，流经风峒的风量Q=90m3/s，入风井筒深度Z1=300m，其空气重率r1=12.25N/m3，回风井筒深度Z2=250m，其空气重率r2=11.27N/m3，两井筒间巷道中的空气平均重率r3=12.05N/m3（两井口标高相同），问风流流经矿井的总阻力为多少？ ⅡⅡ图 2-4 解：风流流经矿井的总阻力： hr1?2?PS1?PS2?hv1?hv4?Z1?2r1?2?(Z23r23?Z34r34) vrhV1?11 ∵v1=0，故hv1=0

2ghV4vrQ90?10m/s ?42 v4??S92g22102?11.27?57.5Pa 则：hV4?2?9.81PS1?P0,?h??(PS1?PS2)??(?2254)?2254

因此，

hr1?2?2254?57.5?300?12.35?250?11.27?50?12.05?2451.5

例2-5 抽出式风机风峒内某断面的绝对静压为98925Pa，地面大气压为

101058Pa，风峒内风量为3000m3/min，净断面积为4.2㎡，干温度28℃，湿温度21℃，问风峒内该断面上的相对静压、速压、相对全压、绝对全压各为多少？若按图2-5方式安装一U型压差计，请在图2-5上画出水柱示意高度。 P0图 2-5h 解：hs?P峒?P0?98925?101058?2133Pa ∵干湿球温度差为7℃，由附录可得φ=52%，Psa=3783.5=3783.516Pa，则由公式：

??

3.484(P?0.3779?Psa)273.15?t3.484(98925?0.3779?0.52?3783.516)?

273.15?28?1.14kg/m3速压：

11Q2??v2???()2260s

130002?1.14?()?80.65Pa260?4.2相对全压：ht?hs?hv?2133?80.65?2052.35Pa

hv?绝对全压：Pt?Ps?hv?98925?80.65?99005.65Pa

例2-6 某矿通风系统如图所示，各断面绝对静压Pi、风速vi、标高Zi和断面处空气密度ρi见下表中，请绘制压力坡度图。

参数 Pi 1 99811 2 104651 3 102771 4 100830 5 98120

vi 3.36 3.18 5.36 6.44 6.62 Zi 35.50 －400.0 －396.4 －151.00 35.50 ρi 11.29 11.62 11.72 11.55 11.47 解：经计算得各点数值如下： 5423图 2-6参数 1 2 3 4 5 hv（Pa） 6.37 5.89 16.83 23.97 25.13 he（Pa） 4912.44 42.01 2856.5 1330.65 hr（Pa） 72.93 1911 4790.3 4039.37 2-21-r1ehh57-13r.h6=1vh1he4-5+he4-5156147051v8073h91289=000=210211P=18P3=92P4P=-51Peh23452-7 在进风井中，测得1、2两断面诸参数如下： 绝对静压：P1=101325Pa，P2=108011Pa 标高：Z1=35.50m，Z2=－564.50m 气温：t1=10℃，t2=20℃ 相对湿度：φ1=70%，φ2=80% 断面平均风速：W1=8.0m/s，W2=7.8m/s 试求：1～2断面间通风阻力。

解：（一）用单位质量流体能量方程计算：

（1） 求1、2断面空气密度：

查附表 得：PS1?1227Pa,PS2?2337Pa

例∴??3.484(P?0.3779?Ps)

273.15?t 得：ρ1=1.24348kg/m3，ρ2=1.27601kg/m3

（2） 求?vdp值

21 由热力学可知，多变过程可以概括所有的热力变化过程： 对于多变过程：

1P11dpnP1P2故：?vdp???(?)

22?n?1?1?2??P11n?1?11n

多变指数n可由实测值进行计算：

nn对于：P1?v1?P2?v2，取对数可得：

n?lg(P2P1)lg(?2?1)m(108011/101325)

m(1.27601/1.24348)?2.47447??2.47（3）运用单位质量流体能量方程求阻力：

nP1P21L1?2?(?)?(W12?W12)?g(z1?z2)n?1?1?222.471013251.801112(?)?(8?7.82)?9.81?600

2.47?11.2341.2762?587.1J/kg???2h1?2?L1?2?1?728.11Pa

2（二）用单位体积流量的能量方程计算

?h1?2?P1?P2????211?1W12??2W22?1?g??z222111.234?1.276?101325?18011??1.243?82??1.276?7.82??9.81?600222?728.37Pa 由以上计算可见，当空气密度变化不大时，用简化的单位体积流量的能量方

程进行计算即可满足工程需要。

第三章 矿井通风阻力

一、示例

例3-1 某梯形木支架巷道，巷道长度L=200m，断面积S=4m2，周界U=8.3m，

巷道摩擦阻力系数μ=0.018N2S2/m4，若通过巷道的风量Q=900m3/min，试求其摩擦风阻和摩擦阻力。

LU S3200?8.3 =0.0182

43 解： 摩擦阻力 R=μ2

=1.466N2S2/m3

巷道摩擦阻力：

hf=RQ2 =0.4663（

9662

）=110.5Pa 60例3-2 某矿回风巷道长L=1000m，梯形断面S=6m2，棚子支护，边柱厚度

do=24cm，支架纵口径△=6，通过风量Q=40m3/s，空气平均厚度ρm=12.54N/m3。 求：（1）摩擦风阻Rf ；（2）摩擦阻力hf ；若通过风量Q=30m3/s，其他条件不变化，求Rf 、hf （U=4.16s，对于△=6，do=24cm，μ为192.1310-4N2S2/m8,S=6m2的修正系数为0.86）

解： α=192.1 310-4 30.86=165.2310-4 N2S2/m8

?LU155.2?10-4?2000?4.16?6 摩擦风阻：Rf =3=

S63 =0.779 N2S2/m6

摩擦阻力：hf = Rf 3Q

2

=0.7793402 =1247Pa 其他条件不变时，Q=30m3/s

Rf 也不变化，因为Rf 仅与巷道本身特征有关。 hf = Rf 3Q2 =0.7793302=701.1Pa

例3-3 某倾斜巷道断面形状为半圆拱，混凝土碹支护，1、2断面面积分

别为S1=7.15m2，S2=7.25m2，平均断面积S=7.2m2，巷道端面平均周长U=10.33m，1、2两点距离l=200m，断面1的平均风速为V1=5.84m/s，空气重率分别为τ1=11.9854N/m3，τ2=12.856N/m3，

用皮托管、压差计测得1、2两断面压差值h=51Pa，试计算1—2段巷道的摩擦风阻Rf 和摩擦阻力系数α。

解： 根据倾斜压差计测阻的数据整理公式： hr1-2=h+ρ1 V1 2/2-ρ2 V1 2/2

＝５１+

111.985411.8565.84?7.152?5.842??())=51.63Pa (

29.819.817.252 2 28

1-2/Q=51.63/（5.8437.15）=0.0296 N2S/m

则摩擦风阻：R1，2=hτ

摩擦阻力系数α为：

R1-2?S30.0296?7.22??5.348?10?3N2?S2/m4 α=

LU200?10.33例3-4 某矿通风系统如图所示，已知：R1-2=0.186 N2S2/m8 ，R2-4=R2-3=1.176

N2S2/m8 ，Q2-3=40m3/s，Q2-4=50m3/s；

试求：（1）各区段等积孔A1-2、A2-3、A3-4和通风阻力h1-2、h2-3、h2-4

（2）两翼等积孔A1-2-3、A1-2-4和通风阻力h1-2-3和h1-2-4 ；

（3）矿井总阻力、总风阻和总等积孔

3142

解： 根据公式 A=

题3-4 1.192 R A1-2=

1.192R1?21.192R2?32 ?1.192?1.207?2.764m A2-3=

?1.192?0.922?1.1m2

A2-4= 通风阻力：

1.192R2?4?1.192?0.922?1.1m2

h1-2=R1-2Q1-22=0.1863（40+50）2=1506.6Pa h2-3=R2-3Q2-32=1.1763402=1881.6Pa h2-4=R2-4Q2-42=1.17663502=2940Pa

（2） h1-2-4=R1-2Q1-22+R2-4Q2-42

=1506.6+2940 =4446.6Pa

h1-2-3 = R1-2Q1-22+R2-3Q2-32 =1506.6+1881.6 =3388.2Pa h1-2-3=

1.192?Q2-3h1?2?31.192?403388.2

=

=0.82m2

h1-2-3=

1.192?Q2-4h1?2?41.192?504446.6

=

=0.894m2

(3)根据风流能量消耗平均法

hτ（Ｑ２-３+Ｑ２-４）＝h１-２-３+h１-２-４Ｑ２-４

∴hτ ＝

3388.2?40?4446.5?50

40?50 ＝3976.2Pa R=

h?3976.2??0.491N?S2/m8 22Q901.192R?1.1920.491?1.7m2

A=

例3-5 某梯形巷道的规格尺寸长1000m下宽3m，上宽2m，巷道高2m，α=0.0147

N2S2/m6 ，通过风量1200m3/min，该巷道的局部阻力为摩擦阻力的10%，求以

下各项：

（1） 巷道的摩擦阻力、摩擦风阻、总阻力、总风阻、和总等积孔各为

多少？

（2） 若巷道长度为1600m，其他条件不变，摩擦阻力为多少？ （3） 若α降为0.0006 N2S2/m6 ,其他条件不变，摩擦阻力为多少？ （4） 若风量增加到1800m3/min，其他条件不变，摩擦阻力和总风阻各为多少？ （5） 若巷道断面变为6m2，其他条件不变，摩擦阻力为多少？ 解：

(1) 梯形的面积S=

上宽?下宽?巷高

22

=（3+2）31=5m 周界U=0.52?22?2?3?2?9.123m 摩擦风阻：

Rf=

??L?US3?0.0147?1000?9.12328?1.073N?S/m 35摩擦阻力：

hf=RfQ2=1.0733（1200/60）2=432Pa 局部阻力：

heτ=hf310%=43.2Pa 总阻力：

hτ= hf + heτ =432+43.2=475.2Pa 总风阻：

Rτ= hτ/Q2=475.2/400=1.188 N2S2/m8 总等积孔：

1.192R??1.1921.188?1.09m2

（2）当L=1600m时 hf =

1600?hf?1.6?432?691.2Pa 1000（3）当α″=0.0006 N2S2/m4 时

??0.0006?hf??432?17.6Pa hf ″′=?0.0147（4）当Q″=1800m3/min时

Q??230 hf ″′=2?hf?()2?432?972Pa

20Q由于Rf 与风量Q无关，因此风量的改变不会改变风阻值的大小。风阻仍为1.073 N2S2/m8 。

（5）当断面变为6m2时，巷道的周界也会发生变化，因此周界变为：

4.166?10.19m,

∴hf *=

0.0147?1000?10.1912002?()?277.39Pa 3306第四章 矿井通风动力

一、例题

例4-1 通风系统如图所示，当扇风机停止运转，立即放下风峒中的闸门，并测得风峒中相对静压为△ h，试证明△ h值即等于矿井自然风压。

P0△h

[证]： 风机停止运转，放下闸门后，矿内风流体停止流动，但空气的重率

仍保持原在的状态。在风峒中A点测出的相对静压△ h为：

△ h =PA-Po

根据流体静力学原理，可得出：

Z题4-1 r1r2

PA =Po+τ1Z-τ2Z

∴ △ h= PA -Po= Po+τ1Z-τ2Z- Po =τ1Z-τ2Z 矿井自然风压：H n=τ1Z-τ2Z ∴ △ h= H n

例4-2 通风系统如图5-7，已知R1=0.4 N2S2/m8 ，R2=0.6 N2S2/m8 ，R3=0.4

N2S2/m8 ，并测得Q o=5m3/s，Q2=10m3/s。

R3r0BR1r0Z1DR2题4-2 r2Z2

试求： （1）CDA风路、BDA风路及CDB风路的自然风压（不计出口动压损失）

各 多少？

(2)如在BD及AD两段巷道中间时设密闭，隔断风流，这时分别测定各

密闭两侧的静压差是多少？

（3）如单独在AD巷道中设密闭，测定其两侧静压差，其值是多少？ 解：

（1）矿井为自然通风，CDA风路的自然风压Hn3，应等于该风路的通风阻力

（不计出口动压损失）即：Hn3=R2Q22+R3Q32

=0.63102+0.43152=150Pa

同理，BDA风路的自然风压Hn1为：

Hn1 = R1Q12+R3Q32

=0.4352+0.43152=100Pa CDB风路的自然风压Hn2为：

Hn2= R2Q22-R1Q12 =0.63102-0.4352=52Pa

（2）在BD及AD两巷道中同时设密闭后，矿内即无风流流动。

在AD巷道中密闭（设于A处）两侧测出的静压差△h3，根据压力平衡原

理，从CDA回路计算：

△h3 =τ0（Z1+Z2）-（τ1Z1+τ2Z2）=Hn3 即测出的△h，等于CDA风路的自然风压Hn3 =150Pa。

在BD巷道中密闭两侧测出的静压差△h1 ，有BCD回路计算为： △h1 =PD-PB PD=PB+τ

0 Z2-τ2 Z2

0 Z2-τ2 Z2）-PB=τ0 Z2-τ2 Z2=Hn2

△h1 =（PB+τ

即△h1 等于BCD风路的自然风压Hn2 =50Pa

（3）单独在AD巷道中设密闭时，由于在CDB风路中有自然风压存在而有风流流动，其风量Q2 ′可由下式计算

Q2 ′=

Hnz50??7.07m3/S

R2?R10?4?0?6因为在CD巷道中有风流（流动方向为C→D），即有能量损失，所以，这时在AD巷道中密闭两侧测出的静压差△h3 ′为：

△h3 ′=r0 （z1 + z2 ）-（ r1 z1 + r2 z2 ）-R2 Q2 2 =Hn3 -R2 Q2 2 =150-0.637.072 =120Pa

例4-3 某矿通风系统如图所示，各段的空气平均重率为r0 =12.54N/m3 ，r1 =12.15 N/m3 ，r2=11.17 N/m3 ，风峒内压差数为2940Pa。3点平均速压为98Pa，扩散器出口平均速压为19.6Pa，试求：

（1） 1点到3点的阻力h1-3 ； （2） 扇风机的全压h扇全 ；

（3） 当P0 =101325Pa时，3点的绝对静压、相对静压、相对全压值。

or0100m3rzr0150m2940Pa题4-3 解： h n =r0 z0 + r1 z1 – r2 z2

=12.543100+12.153150-11.173150 =136.5Pa

（1） h1-3 =h s –h v + h n

=2940-98+136.5 =2978.5Pa

（2）h f s = h s 2 - h v2 =2940-98 =2842Pa

h f t = h f s + h f v = 2842+19.6 =2861.6Pa

（3） 当P0 =101325Pa时

对于3点：P s = P0 –h s =101325-2940=98386Pa h s =2940Pa

h t = h s - h v =2940-98=2842Pa

例4-4 某抽出式通风矿井如图所示，地表空气重率r0 为11.77N/m3 ，矿井内各点的空气重率为：r1 为11.77N/m3 ，r2 为11.38N/m3 ，r3 为11.18N/m3 ，z1 =100m，z2 =200m，风机房内压差计的静压读值为981Pa，矿井风量为50m/S，风峒断面

为5m2 ，

试求：

（1） 自然通风压力为若干？ （2） 主扇静风压为若干？ （3） 全矿通风阻力为若干？ （4） 矿井等积孔为若干？

41Z2Z13

题4-4

解：（1）h n = r0 （z2 – z1 ）+

r?rr2?r1z1?34z2 22=11.773100+（11.77+11.38）3100/2-（11.38+11.18）3200/2 =78.5Pa

（2）h f s = h s4 - h v4

=981-

r4Q211.18?100 ()=981-2?9.822gS4=924Pa （3）h1-4 =h f s + h n =924+78.5 =1002.5Pa

（4）A=1.192Q矿/h矿

=1.192350/1002.5

=1.88m2

例 4-5 抽出式通风矿井，主扇的进风口（风峒）断面积为4m2 ，出风口（扩散器出口）断面积为5 m2 ，在进风口测的相对静压为1764Pa，通过扇风机的风量为50m3 /s，空气重率为12.05 N/m3 ，试求抽出式主扇的全压。静压。速增值。如改为压入式，测的出风口（风峒）的相对静压为1862Pa，通过主扇的风量为40 m3 /s，其余条件不变，问这时压入式主扇的全压。静压和速增值又是多少？

解：抽出式：h s =1764Pa ，Q=50 m3 /s ，r=12.05 N/m3 ， v1 =50/4=12.5m/s，v2 =50/5=10m/s

rv112.05?12.52 hv 1 =??95.96Pa

2g2?9.82rv212.05?102 hv 2=??61.42Pa

2g2?9.82hf s = hs - hv 1 =1764-95.96=1668Pa hf v = hv 2 =61.42Pa

hf t = hf s + hf v =1668+61.42=1729.42Pa 压入式：v1 =40/4=10m/s，v2 =40/5=8m/s

22rv112.05?102hv 1 =??61.42Pa

2g2?9.82rv212.05?82hv 2=??39.3Pa

2g2?9.82hs 1 =1862Pa hf s = hs 1 =1862Pa hf v = hv 1 =61.42Pa hf t = hf s + hf v =1923.42Pa

例 4-6矿井通风系统如图所示，已知巷道风阻R1=0.4N2S2/m8 ，R2=0.3N2S2/m8 ，扇风机Ⅰ的特性曲线见下图中曲线Ⅰ，当要求巷道1的风量Q1 =30m3/s时，求扇风机Ⅰ的工况及巷道2的风阻应为多少？

22132题4-6

hmmH2OI100806040200

R1I'

R3

312040602Q

解 ：1）在下图中作风阻曲线R1、R3。

2）将扇风机Ⅰ与风阻R3按照“风量相等，风压相减”原则串联合成得风机曲线Ⅰ′。

3）作Q1 =30m3/s等风量线与R1曲线交于1点，得h1=36mmH2O。 4）由于1，2风路为并联，风机曲线Ⅰ′提供的风压应与1，2风路的通风阻力相等。即：HⅠ ′=h1=h2=36mmH2O

作HⅠ ′=36mmH2O的等风压线交于曲线Ⅰ′上2点，得QⅠ = QⅠ ′=48m3/s，由2点作等风量线与曲线Ⅰ交于3点，3点为扇风机Ⅰ的工况点，扇风机Ⅰ的风量QⅠ =48 m3/s，风压H1=81mmH2O。

5）巷道2的风阻计算为： Q2= QⅠ- Q1 =48-30=18m3/s h2=h1=30mmH2O=353.16Pa R2=h2/Q22=353.16/182=1.09 N2S2/m8 第五章 通风网络中风流基本规律和风量自然分配 一、 例题

例5-1某通风网络如图所示，已知各巷道的风阻RA=0.25N.S2/m8，R2=0.34N.S2/m8，R3=0.46N.S2/m8，巷道1的风量Q1=65m3/s，求BC、BD风路自然分配的风量Q2，Q3，及风路ABC。ABD的阻力为多少？ 解：计算自然分配的风量： Q2?Q11?R2/R3?651?0.34/0.463R2 Q2 ?34.95m/s 3R1 Q1 A B R3 Q3 题5-1 C D Q3=Q1-Q2=65-34.95=30.05m/s 计算各巷道的阻力： h1=RAQ12=0.253652=1056.3Pa h2=R2Q22=0.34334.952=415.3Pa h3=R3Q32=0.46330.052=415.4Pa 计算各风路的阻力：

hABC=h1+h2=1056.3+415.3=1472Pa hABD=h1+h3=1056.3+415.4=1472Pa

例5-2通风系统如图所示，已知各巷道的风阻RA=0.5N.S2/m8，R2=1.5N.S2/m8，R3=1.0N.S2/m8，R4=1.5N.S2/m8，R5=0.5N.S2/m8，R6=1.0N.S2/m8，该系统的风压为h=81Pa。正常通风时风门E关闭，求此时各巷道的风量；若打开风门，而且系统的总风压保持不变，求该

种情况下系统的总风量及工作面和风门短路的风量。 解：1)风门关闭时，BC间的风阻R0为： R0=R2+R3+R4=1.5+1.0+1.5=4.0N.S/m 3 28C 4 E 6 2 B 题5-2 1 A 5 D 系统的总风阻R为： R=R1+R0+R5=0.5+4.0+0.5=5.0N.S2/m8 系统的风量：Q?h/R?81/5.0?4.02m3/s 2)打开风门，巷道6中有风流，系统的总R?R1?R5?R0'???1?R0??R6???2风阻R‘为：R‘=R1+R5+R0/

?4.0???0.5?0.5?4.0?1??1.0???=1.44N.S2/m8

系统的总风量为：Q'?hR'?811.44=7.5m3/s 工作面的风量为：

Q3?Q'??1???R0R6???7.5???4.0??1???2.5m3/s ?1.0???通过风门的短路风量：

Q6?Q'?Q3?7.5?2.5?5.0m/s

3

例5-3通风网路如图所示，已知各巷道阻力

h1=13,h2=8,h4=6,h5=4,h6=5mmH2O,方向已在图上标注，求巷道7、3、8之间风流方向及阻力。

解：设巷道3的风流方向为B D，对BDC回路的风压平衡定律： h3+h5-h4=0 h3=h4-h5=6-4=2mmH2O

8 E F 6 5 7 D 3 C 4

?巷道3的风流方向为B D。

设巷道7的风流方向为E D，对AEDB回路 h1+h7-h3-h2=0

h7=h3+h2-h1=8+2-13=-3mmH2O

为D E。 ?巷道7的风流方向与所设相反，

设巷道8的风流方向为E F，对EFCD回路 h8-h6-h5+h7=0

h8=h6+h5-h7=5+4-3=6mmH2O

?巷道8的风流方向为E F。

例5-4某通风网路如图所示，已知各巷道风阻：R1=0.8N.S2/m8，R2=1.7N.S2/m8，R3=2.1N.S2/m8，R4=0.5N.S2/m8，AB间的总风压为500Pa。 试：1)A、B间总风阻；2)各巷道风量。 解：1)

1R12?1??1R111.723 2 1 题5-4 B A ?1R20.8?1.885

28?1??R12????0.281N.S/m，

?1.885?1RAB?1??1R3?11R4?R122.1?1.8210.5?0.2812

?RAB28?1?????0.301N.S/m， ?1.821?2)QAB?hABRAB?5000.301=40.76m3/s

Q3?QAB??1?????1???R3R124???40.76?1?1.6398??15.44m3/s ?????25.32m3/s ??Q124?QABR124R3R2R1?Q2?Q124??1?????25.321?1.70.8?10.3m3/s ????Q1=Q124-Q2=25.32-10.3=15.02m3/s

例5-5通风网络如图所示，已知巷道风阻R1=4.0N.S2/m8，R2=0.5N.S2/m8，R3=0.1N.S2/m8，R4=3.0N.S2/m8，R5=7.0N.S2/m8，Q0=30m3/s，求通风网路中各巷道自然分配的风量。

2 4 C 5 3 解：方法Ⅰ：首先判断BC的风流方向：

R14.0??8 R20.5R30.1??0.333 R43.0B 1 Q0 题5-5 因：

R1R3故巷道BC的风流方向为C B ?R2R4?h1=h3+h5?R1Q12?R3?Q4?Q5?2?R5Q52

h4=h5+h2?R4Q42?R2?Q1?Q5?2?R5Q52 以Q52除以上式两式得：

?Q1??Q4????R1??R?R5 5?1??Q???5??Q5??Q4??Q1????R4??R5?1??Q???R5 Q5??5??2222设：x?QQ1，y?4代入，整理为：

Q5Q5x?R5?1?y??R5 (A)

R12y?R5?1?x??R5 (B)

R42(A)，(B)两式为二元联立方程组，可用图解法求解。设y等于0，1，2，3代入式(A)可求得x等于1.33，1.36，1.41，1.43，再设x等于0，1，2，3代入式(B)，可求得y等于1.58，1.74，1.96，2.08，作图得二曲线交点M为 x=1.41，y=1.81 ?x?y?1?Q1?Q4?Q5Q0 ?Q5Q5Y M Q5?Q0303??7.1m/s x?y?11.41?1.81?13 X Q4?Q5y?7.1?1.81?12.9m/s Q1?Q5x?7.1?1.41?10.0m/s

3

Q2=Q0-Q4=30-12.9=17.1m3/s Q3=Q0-Q1=30-10=20m3/s

据式h=RQ2可求得各巷道的阻力h1=400，h2=145，h3=400，h4=500，h5=352Pa

通风网络的总阻力： h0=h1+h2=400+145=545Pa

方法Ⅱ，上述(A)，(B)可用迭代法求解： 设：

x'?R57.0??1.325 R14.0将x’值代入式(B)：

0.5?1?1.325??7.0y??1.8

3.02'将y’代入式(A)

0.6?1?1.8??0.7x??1.4

0.402''将x''代入式(B)

0.5?1?1.4??7.0y??1.81

3.02''因

y'与y''足够接近，故可取x=1.4，y=1.81，再按方法Ⅰ的计算过程，由x，y可求得各巷道的风量和风

第六章 采区通风

压。

一、例题：

例6—1 某综采工作面长150m，日产2000吨，该工作面相对沼气涌出量为3.5m3/T，工作面人数为45人，两端开机窝所需消耗炸药量为7kg，工作面温度为21℃，采高2.5m支撑掩护式支架，试问该工作面应供多少风量？

解：根据回采面所需风量的计算要求： （1）按沼气或二氧化碳涌出量计算：

1Q?KCH4QCH4/(?C1)

100式中：KCH4— 沼气涌出不均衡系数，取1.35；

QCH4— 绝对沼气涌出量，m3/min；

QCH4?QTCH4?T/(24?60)?3.5?2000?4.861m3/min

24?60C1— 入风流中沼气浓度，不得大于0.5％，该处取为零。

? Q?1.35?4.861?100?656m3/min

（2）按炸药量计算：

Q?25A?25?7?175m3/min

式中：25— 以炸药量（kg）为计算单位的供风标准，m/min2kg； A— 一次爆破所用的最大炸药量，kg。 （3）按人数计算：

3

Q?4N ?4?45 ?180m3/min式中：4— 每人每分钟应供给的最小风量，m/min2人；

N— 工作面同时工作的最多人数。 （4）按工作面气温计算

根据风速与气温对良好气候条件的关系

取

3

V?1.25m/sQ?60?V?S?60?1.25?7.59?569m/min2

3

式中：S— 工作面断面积，m。

对于支撑掩护式支架，其断面可按以下近似式计算：

S?3.45(M?0.3)?3.45?(2.5?0.3)?7.59m2

式中：M— 采高，m。

（5）低沼气矿井综采工作面所需风量经验计算式计算：

Q?200?K1?K2?K3?K4

式中：K1— 采高系数，对于采高大于2m，取

K1?M?0.3?1.88

K2— 工作面长度系数，L=150m

K2?L/10?150/10?1.22

K3— 温度系数，t＝21℃，取1.0

K4— 支架后方空顶系数，对于易于冒落，取1.0

?Q?200?1.88?1.22?1.0?1.0?460.5m3/min

（6）按工作面风速验算：

按工作面允许风速0.25≤V≤4m/s 要求

Qmin?0.25?60?S?15?7.59?113.85m3/minQmax?4?60?S?240?7.59?1821.6m/min3

因此，根据以上计算取Q＝656m3/min作为工作面供给风量，满足了以上要求。

例6—2 某矿采用中央分裂式通风系统，安有一台K2－60风机，测得风机的吸风量为5000m3/min，回风石门通过风量为4800m3/min，东翼有两个回采面，其风量分别为：510和450 m3/min，还有一个备用面，二掘进头，一个采区变电所和绞车房，它们的风量分别为：255，23150，？？，70 m3/min，西翼有两个工作面和一个备用面，其风量分别为：560，570，270 m3/min，还有两个掘进头、变电所、绞车房和单独供风的火药库，其风量分别为：23150，70，70，100 m3/min。试求该矿井的内部有效风量率，外部漏风率、内部漏风率和矿井漏风率？

解：矿井的有效风量：

QR?510?450?255?2?150?70?70?560?570?270 ?2?150?70?70?100?3595m/min矿井的内部漏风量：

3

QLi?Qm?QR?4800?3595?1205m3/min

矿井的外部漏风量：

QLe?Qf?Qm?5000?4800?200m3/min

矿井的内部漏风率PLi：

PLi?QLi/Qf?100%?矿井的外部漏风率PLe：

1205?100%?24.1% 5000200?100%?4% 5000PLe?QLe/Qf?100%?矿井的总漏风率PLt：

PLt?PLi?PLe?28.1%

矿井的有效风量率PR：

PR?QR3595?100%??100%?71.9% Qf5000矿井的内部有效风量率：

PRi?QR3595?100%??100%?74.9% Qm4800第七章 掘进通风

一、例题

例7—1 某矿掘进一条长150m的独头巷道，断面为4.5m2，一次爆破火药量为15kg。用一台局扇作压入式通风，通风时间t=20min。试计算工作面需风量为多少？若漏风风量备用系数φ=1.25，求局扇风量。

解：1）工作面所需风量

Q0?1919ALrS??15?150?4.5?1.59m3/s t20?602）漏风风量备用系数φ=1.25时，局扇风量为：

Qf??Q0?1.25?1.59?1.99m3/s

例7—2 掘进某独头巷道，工作面所需风量Q0为1.05m3/s采用引射器作压入式通风，

配直径为400mm，长为50m的风筒，风筒漏风风量备用系数φ=1.1，风筒摩擦阻力系数α=0.004N2S2/m4，试确定引射器的型号。

解：1）风筒阻力的计算，取风筒局部风阻为摩擦风阻的25％，则

R?6.5?1.25?L1.25?0.004?50?6.5??158.7N?S2/m8 55d(0.4)2）引射器风量的计算

Qi??Q0?1.1?1.05?1.16m3/s

3) 引射器风压的计算

Q02hi?RQiQ0???22gS?158.7?1.16?1.05?1.05?1.2?236pa2?(3.14?0.22)22

4）由Qi=1.16360＝69.6m3/min，hi＝236pa，查有关设备手册，可选用WA－200型，气压P=5kg/cm2，环隙宽度δ=0.09mm的环隙式引射器。

例7—3 某矿掘进一条长903m的独头巷道，采用混合式通风方式。在距工作面72m处，用一台局扇作压入式工作，其胶皮风筒直径300mm，总长62m。在距工作面52m处，用一台局扇由工作面向外排风（相当于抽出式），其胶皮风筒直径为500mm，总长851m。由风筒排出的污风送入旧巷，由主扇排出地表，如图所示。掘进巷道断面为4.4m2，一次爆破火药量为20kg，通风时间为20min。试计算工作面所需风量，并选择局扇。

解：1）压入式局扇的计算

工作面所需风量：QP?1919ALrS?20?52?4.4?1.07m3/s t20?60胶皮风筒漏风风量备用系数φ

??11??1.14

1?nP1?6?0.02i式中：n— 风筒接头数目，10m一节，取n=6； Pi— 一个接头的漏风率，取0.02。 压入式局扇的风量Qfp：

Qfp??Qp?1.14?1.07?1.22m3/s

风筒风阻R的计算：

R?R1?R2?R3

考虑到风筒接头处的局部风阻，将α值增大25％，可以近似认为所计算出来的风阻包括了风筒的摩擦风阻R1和风筒接头处的局部风阻R2，本题中风筒转弯处的局部风阻R3=0，取α=0.004，所以风筒风阻为：

R?6.51.25?L1.25?0.004?62?6.5??829.2N?S2/m8 55d0.32Qp?压入式局扇风压的计算：

Hfp1.072?1.2?RQfp?Qp??829.2?1.22?1.07??1222.8pa 2222gS2?(3.14?0.15)由计算的风量Qfp=1.22m3/s，Hfp=1222.8pa，可选用JF－42型4KW局扇。

2）抽出式局扇的计算 有效排风量Qe

Qe?1.2Qfp?1.2?1.22?1.46m3/s

漏风风量备用系数φ

抽出式风筒共851m，用罗圈反边接头，质量好，漏风小，Pi=0.005，接头数n=22（每节风筒长40m），φ近似为：

??11??1.12

1?nP1?22?0.005i局扇风量Qfe

Qfe??Qe?1.12?1.46?1.64m3/s

风筒风阻R R?6.5?1.25?L??? 52d2S式中：α— 风筒摩擦阻力系数，α=0.003 N2S2/m4；

ξ—风筒转弯局部阻力系数，本题中弯头一个160°，得ξ=0.48； d— 风筒直径，d=0.5m；

S— 风筒断面，S=πr2＝3.1430.252=0.196m2。 则： R?6.5?1.25?0.003?8511.228?0.48??671.4N?S/m 520.52?0.196局扇风压Hfe：

HfeQe21.462?1.2?RQfeQe?2???671.4?1.64?1.46??1641.5pa 22S2?0.196由计算的风量Qfe＝1.64m3/s，Hfe=1641.5pa，可选用JF－52型11KW局扇。

第八章 矿井风量调节

一、例题

例8—1 巷道长L=2000m，摩擦阻力系数α=0.004 N2S2/m4，断面S=5m2，周界P=4.16Sm。巷道风量Q=30m3/s，求巷道的通风阻力？欲使巷道的通风阻力不超过100pa，巷道的断面应扩大到多少（其他条件都不变）才能满足要求？

解：1）巷道摩擦阻力依下式计算：

hf???P?L22000?4.165?Q?0.004??302?535.7pa 33S52）扩大巷道断面计算：

hf???4.16S?L2?Q 3S当巷道阻力不超过100pa时，由上式便可求出巷道断面为：

4.16?0.004?2000?3022/5S?()?9.8m2

100例8—2 某巷道ABCD各段之风阻RAB=0.4,RBC=2.0,RCD=0.6 N2S2/m8，巷道风量为10m3/s。欲在BC间另开一辅助巷道，使总风量增到15m3/s，若AD间风压保持不变，求BC间辅助巷道的风阻及该巷道的风量。

解：未调节前AD间的总风压损失为：

hAD?(RAB?RBC?RCD)Q2?(0.4?2.0?0.6)?102?300pa

R’BC A B RBC C D

3

若总风量增到15m/s，又由题知AD间风压保持不变，所以BC段的风压损失为：

h'BC?hAD?(RAB?RCD)Q'2?300?(0.4?0.6)?152?75pa

开设辅助巷道后BC巷道的风量为：

Q?h'BC75??6.12m3/s RBC2辅助巷道的风量Q'BC?15?6.12?8.88m3/s 辅助巷道的风阻RBC为：

R'BC?h'BC/Q'BC?75/8.882?0.95N?S2/m8

例8—3 并联通风系统的总风量Q1=20m3/s，左翼需风量Q2=12m3/s，右翼需风量

Q3=8m3/s，各巷道的风阻为：R1=0.2，R2=2.8，R3=2.0，R4=0.25 N2S2/m8。如图所示，用辅扇调节风量时，求辅扇应当造成的风压和该系统的总阻力；若用风窗调节时，求风窗的面积（设风窗处巷道断面S=4m2）和该系统总阻力。

解：左翼的阻力：h2?R2Q2?2.8?12?403pa

2右翼的阻力：h3?R3Q3?2.0?82?128pa

222R4

辅扇应设在巷道2中，其风压?H为：

Q2R2 Q3R3

?H?h2?h3?403?128?275pa

此时该系统的总阻力为：

Q1R1

h?h1?h4?h3?(0.2?0.25)?202?128?308pa

若用风窗调节时，风窗应设计在巷道3中，风窗的阻力△h=275pa，其面积SW为：

SW?Q3?SQ3?0.759S?hW?8?48?0.759?4?275?0.55m2

用风窗调节后并联系统的总风压损失为：

h?h1?h4?h2?180?403?583pa

例8—4 通风网络如图所示，各风路的风阻值为Ra=2.2、Rb=1.2、Rc=0.41、Rd=0.28

N2S2/m8；风路所需风量Qa=Qb=12m3/s，Qc=2m3/s，风路a，b的断面为4m2，风路c的断面为6m2，若采用风窗调节法应在哪条风路上安装风窗，风窗的面积应为多大？

解：1）首先考虑a、b并联网路，两风路的阻力为：

2ha?RaQa?2.2?122?316.8pa3

d 2 b a hb?RbQ?1.2?12?172.8pa2b2因ha>hb，应在风路b中安设风窗，风窗的局部阻力为： c

hwb?ha?hb?316.8?172.8?144pa

Swb?风窗面积为：

Qb?SQb?0.759S??h12?4?0.991m212?0.759?4?1441

?2）再考虑c与1－2－3并联网络 风路c、d的阻力为：

2hC?RCQC?0.41?22?1.64pahd?RdQ?0.28?(12?12)?161.3pa串、并联风路1－2－3的总阻力为：

2d2

h1?2?3?316.8?161.3?478.1pa

因h1－2－3>hc，应在c风路中安设风窗，风窗的阻力及面积为：

hwc?478.1?1.64?476.5paSW?Q?SQ?0.759?Shwc?2?62?0.759?6?476.5?0.12m2

例8—5 通风网络如图所示。风路a、b所需风量为Qa=27m3/s，Qb=34.7m3/s，其风阻值Ra=0.7，Rb=1.3，总进风段R1－2=0.23，总回风段R3－4=0.02 N2S2/m8。通过主扇的风量为61.7m3/s，扇风机有效风压H’s=1550pa。求在不调整主扇工况点的情况下，如何对a、b风路进行风量调节？

4 解：总进风段1－2和总回风段3－4阻力为：

h1?2?R1?2(Qa?Qb)2?0.23?(27?34.7)2?875.6pah3?4?0.02?(27?34.7)?76.1pah1?2?h3?4?875.6?76.1?951.7pa主扇能够供给两并联风路a、b的压力为：

b 23

a h2?3?H'S?(h1?2?h3?4)?1550?951.7?598.3pa

风路a通风阻力：

2ha?RaQa?0.7?272?510.3pa

2 1

因h2－3>ha，故应在风路a中安设调节风窗，其局部阻力为：

hwa?598.3?510.3?88pa

风路b的通风阻力为：

2hb?RbQb?1.3?34.72?1565.3pa

因hb>h2－3，故应在b风路中安设辅扇，其风压为：

HB?1565.3?598.3?967pa

例8—6 角联通风网，如图所示。各巷道的风阻为R1=0.6，R2=0.6，R3=1.05，R4=0.3，R5=1.05 N2S2/m8。各巷道需要的风量为Q1=14，Q2=16，Q3=3.2，Q4=17.2，Q5=12.8m3/s，求用风窗调节时，风窗安设的位置及其阻力。

解：计算各巷道的风压：

h1?R1Q12?0.6?142?117.6pah2?0.6?16?153.6pah3?1.05?3.22?10.75pah4?0.3?17.22?88.75pa h5?1.05?12.82?172pa2

D 4 Ⅱ 3 5 B 在Ⅰ闭合回路中，由于∑hi=0，则h1应变为h’1，且

h1'?h2?h3?153.6?10.75?164.35pa

风窗应设在巷道1中，风窗所造成的局部阻力为：

hw1?h'1?h1?164.35?117.6?46.75pa

在Ⅱ闭合回路中，风窗应设在巷道4中，

C Ⅰ 1 A 2 hw4?h5?h4?h3?172?88.75?10.75?72.5pa

验证一下1、2、4、5分支所组成的闭合回路是否平衡：

h1?hw1?h4?hw4?117.6?46.75?88.75?72.5?325.6pah2?h5?153.6?172?325.6pa因此，在风路1和4中安装风窗是正确的。

二、填空题

1、矿井巷道按其所处空间位置和形状，可分为垂直巷道、水平巷道和倾斜巷道。

2、根据巷道服务范围及其用途，矿井巷道可分为开拓巷道、准备巷道和回采巷道三类。

3、我国现阶段合理的井田走向长度一般为：小型矿井不小于1500m；中型矿井不小于4000m；大型矿井不小于7000m。

4、阶段内的划分方式有采区式、分段式和带区式三种。

5、国家对采区采出率的规定是：薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80%，厚煤层不低于75%。

6、国家对采煤工作面采出率的规定是：薄煤层不低于97%，中厚煤层不低于95%，厚煤层不低于93%。

7、根据生产能力的大小，我国把矿井划分为大、中、小三类。

8、井田开拓方式按井硐形式可分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合

开拓四类。

9、按平硐与煤层走向的相对位置不同，平硐分为走向平硐、垂直平硐和斜交平硐。

10、井底车场运输线路包括存车线、调车线和绕道线路等。

11、井底车场常用的调车方式有：顶推调车法、甩车调车法和专用设备调车法。

12、按照矿车在井底车场内的运行特点，井底车场可分为环形式和折返式。 13、按照井底车场存车线与主要运输巷道的位置关系，环形式车场可分为卧式、立式和斜式。 14、按列车从井底车场两端或一端进出车，折返式车场可分为梭式车场和尽头式车场。

15、煤矿井下运输大巷的运输方式有：轨道运输和带式输送机运输。 16、轨道运输大巷的轨距一般有600mm和900mm两种。

17、运输大巷的方向应与煤层走向大体一致，为便于运输和排水，其坡度一般为3‰～5‰。 18、运输大巷的布置方式有分层运输大巷、集中运输大巷和分组集中运输大巷。

19、井田开拓方式是 井硐形式、 水平数目和 阶段内的布置方式的总称。 20、在现生产的采区内，采煤工作面结束前 10～15 天，完成接替工作面的巷道掘进及设备安装工程；在现开采水平内，每个采区减产前 1～1.5 个月，必须完成接替采区和接替工作面的掘进工程和设备安装工程。 21、采煤方法是指采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间、空间上的相互配合。

22、影响采煤方法选择的因素主要有：地质因素、技术发展及装备水平、矿井管理水平和矿井经济效益。

23、影响采煤方法选择的地质因素有：煤层倾角、煤层厚度、煤层特征及顶底板稳定性、煤层地质构造、煤层含水性、煤层瓦斯含量和煤层自然发火倾向性等。 24、采煤工作面顶板岩石，按照其和煤层的相对位置及跨落的难易程度分为伪顶、直接顶和基本顶三种。

24、根据围岩移动特征，可将煤层上覆岩层分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。 25、按照掘进方式的不同，区段平巷的布置方式有单巷布置和双巷布置两种。 26、采煤工作面有单工作面和双工作面两种布置形式。

27、走向长壁采煤工作面回采顺序有后退式、前进式、往复式及旋转式等几种。

28、同一区段内上下分层的开采方式，有分层同采和分层分采两种。 29、根据煤层倾角的大小和分层层数，各分层平巷的相互位置主要有水平式、倾斜式和垂直式三种布置方式。 30、分层平巷和区段集中平巷之间的联系方式一般有石门、斜巷和立眼三种。 31、根据采区车场所处的位置不同可分为上部车场、中部车场和下部车场。 32、采区上部车场的基本形式有：平车场、甩车场和转盘式车场三种。 33、采区中部车场按甩入地点的不同，可分为平巷式、石门式和绕道式三种。 34、采区下部车场按装车站的地点不同，可分为大巷装车式、石门装车式和

绕道装车式三种。 35、采区下部车场按轨道上山绕道位置不同，可分为顶板绕道式和底板绕道式两种。

36、倾斜长壁采煤工作面推进方向有前进式、后退式和往复式三种。 37、我国长壁采煤工作面的工艺方式有炮采、普采和综采三种。 38、单滚筒采煤机的滚筒一般位于机体靠近运输平巷一端；左工作面应安装右螺旋滚筒，割煤时顺时针旋转；右工作面左螺旋滚筒，割煤时逆时针旋转。 39、加强工作面“三度”管理，“三度”是指支护强度、支护密度和支护刚度。

40、在综采工作面，通常采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒应为左螺旋，割煤时逆时针旋转。

41、综采工作面液压支架的移架方式有：单架依次顺序式、分组间隔交错式和成组整体依次顺序式三种。

42、液压支架的支护方式有 及时支护和 滞后支护两种。

43、综采设备的拆除顺序，一般先拆除输送机的机头和机尾，继之拆除采煤机和输送机机槽，最后拆除液压支架。

44、综采工作面设备安装顺序可分为前进式和后退式两种。

45、依据井巷条件及设备尺寸的大小，综采设备可以有在地面场地、井下巷道和工作面组装三种方式。

46、采煤工作面循环作业的主要内容包括循环方式、作业形式、工序安排及劳动组织等。

47、采煤工作面的循环方式主要分为单循环和多循环。 48、循环方式是循环进度和昼夜循环次数的组合。

49、采煤工作面循环作业图表主要包括：循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表和工作面布置图。

50、根据煤层的赋存条件不同，放顶煤长壁采煤法可分为一次采全厚、预采顶分层网下和倾斜分层放顶煤开采三种主要类型。

51、放煤方式按放煤轮次不同，可分为单轮放煤和多轮放煤两种；按放煤顺序不同，可分为顺序放煤和间隔放煤两种。

52、放顶煤时，有三种情况引起放煤不正常：一是碎煤成拱放不下来；二是大块煤堵住放煤口；三是顶煤过硬，难以跨落。

53、放煤步距与顶煤厚度、破碎质量、松散程度及放煤口位置有关。 54、放顶煤支架架型确定后，放煤步距应考虑与支架放煤口的纵向尺寸的关系。对于综放工作面，放煤步距与移架步距（或采煤机截深）成整倍数关系。 55、方案比较法的核心是技术经济分析。

56、采区地质报告包括地质说明书和附图两部分。

57、影响采区尺寸的因素有：地质条件、生产技术条件和经济因素。

58、影响采煤工作面长度的因素有：煤层赋存条件、机械装备及技术管理水平和巷道布置。 59、采区下部车场绕道内线路布置方式按照绕道线路与大巷线路的相互位置关系可分为立式、卧式和斜式三种。 60、采区下部车场辅助提升车场线路包括斜面线路、平面储车线线路及联接二者的 竖曲线线路。 61、甩车式中部车场根据起坡处线路数目的不同可以分为单道起坡和双道起

坡甩车场。 62、采区中部甩车场的斜面线路布置方式有斜面线路一次回转和二次回转方式两种。

63、采区车场设计的内容包括线路总平面布置设计及线路坡度设计。 64、平面线路联接点包括曲线与曲线，曲线与道岔的联接。 三、名词解释

1、煤田：在地质历史发展的过程中，含碳物质沉积形成的基本连续的大面积含煤地带。

2、井田：划归一个矿井开采的那一部分煤田。 3、石门：与煤层走向垂直或斜交的水平岩石巷道。

4、开拓巷道：为全矿井或一个开采水平或一个阶段服务的巷道。

5、准备巷道：为采区、一个以上区段、分段、分带服务的运输、通风巷道。 6、回采巷道：为一个采煤工作面服务的巷道。

7、阶段：在井田范围内，沿着煤层的倾斜方向，按一定的标高把煤层划分为若干个平行于走向的长条部分，每个长条部分具有独立的生产系统，称之为一个阶段。

8、开采水平：通常将设有井底车场、阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平，称为开采水平。

9、采区：在阶段范围内，沿煤层走向把阶段划分为若干个具有独立生产系统的块段，每个块段称为一个采区。

10、区段：在采区范围内，沿煤层倾斜方向将采区划分为若干个长条部分，每一块长条部分称为一个区段。

11、分段：在阶段范围内，沿煤层倾斜方向将煤层划分为若干个平行的长条带，每个长条带称为一个分段。

12、带区：在阶段范围内，沿着煤层走向划分为若干个具有独立生产系统的部分，分一个部分称为一个带区。

13、矿井生产能力：是指矿井在一年内能够生产煤炭的数量。 14、矿井服务年限：是指矿井的开采年限。

15、井田开拓方式：是指矿井的井硐形式、开采水平数目和阶段内布置方式的总称。

16、井底车场：是联结井筒和井下主要运输大巷的一组巷道和硐室的总称。 17、采掘关系：通常将采煤与掘进的关系称为采掘关系。

18、采煤工作面：是指采场内进行采煤的煤层暴露面，又称为煤壁；在实际工作中，是指用来大量开采煤炭资源的场所。

19、采煤工艺：是指在采煤工作面内，按照一定的顺序完成各道工序的方法及其相互配合关系。

20、采煤方法：是指采煤系统和采煤工艺的综合及其在时间、空间上的相互配合。

21、矿山压力：就是由于井下采掘工作破坏了岩体中原岩应力平衡状态，引起应力重新分布，而存在于采掘空间周围岩体内和作用在支护物上的力。

22、矿山压力显现：是指在矿山压力作用下，围岩和支架所表现出来的力学宏观现象。

23、矿山压力控制：是指所有人为的调节、改变和利用矿山压力的各种技术措施。

24、直接顶的初次跨落：是指采煤工作面自开切眼推进一定距离后，直接顶悬露达到一定跨度，就要对采空区顶板进行初次放顶，使直接顶跨落下来的过程。 25、基本顶的初次跨落：是指直接顶初次跨落后，随着采煤工作面继续推进，直接顶不断跨落，基本顶悬露跨度逐渐增大并产生弯曲，当达到极限跨度时，基本顶将出现断裂，进而发生跨落。

26、初次来压：是指基本顶由开始破坏直至跨落一般要持续一定时间，上方有时在基本顶跨落前的二三天，即出现顶板断裂的声响等来压征兆。在跨落前12小时采空区上方可能有轰隆隆的巨响，通常煤壁片帮严重，顶板产生裂缝或掉渣，顶板下沉量和下沉速度明显增加，支架载荷迅速增高的现象。

27、基本顶的周期来压：初次来压后，当采煤工作面继续推进，基本顶悬臂跨度达到极限跨度时，基本顶在其上覆岩层载荷的作用下，将沿采煤工作面煤壁甚至煤壁内发生折断和跨落，随着采煤工作面的推进，基本顶这种“稳定—失稳—再稳定”现象，将周而复始地出现，使采煤工作面矿山压力周期性明显增大的现象。

28、采（盘）区准备方式：是指采区（盘区）准备巷道的布置方式。 29、上山采区：是指位于开采水平标高以上的采区。 30、下山采区：是指位于开采水平标高以下的采区。

31、双翼采区：是指采区的上（下）山布置在采区走向中央的采区。 32、单翼采区：是指采区的上（下）山布置在采区走向一侧边界附近的采区。 33、单翼井田：是指井筒布置在井田走向一侧边界附近的井田。 34、双翼井田：是指井筒布置在井田走向中央的井田。 35、区段平巷双巷布置：是指上一区段运输平巷和下一区段回风平巷同时掘进成巷的布置方式。

36、区段平巷单巷布置：是指一条区段平巷单独掘进成巷的布置方式。 37、沿空留巷：就是在采煤工作面采过之后，将区段平巷用专门的支护材料进行维护，作为下区段的平巷的方法。

38、沿空掘巷：是在上区段采煤工作面回采结束后，经过一段时间待采空区上覆岩层移动基本稳定之后，沿上区段运输平巷采空区边缘，掘进下区段采煤工作面的区段回风平巷的方法。

39、倾斜分层：是将厚煤层沿倾斜分成几个平行于煤层层面的分层，在各分层分别布置采准巷道进行采煤。

40、分层分采：是在采完上分层后，工作面搬迁到另一区段采煤，经过一段时间待顶板跨落基本稳定后，再在上分层采空区之下掘进下分层平巷进行回采的方式。 41、分层同采：是在同一区段内上下分层之间保持一定错距的条件下同时进行采煤的方式。 42、走向长壁采煤法：是指采煤工作面沿倾斜布置，沿走向推进的采煤方法。 43、倾斜长壁采煤法：是指采煤工作面沿走向布置，沿倾斜推进的采煤方法。 44、仰斜开采：是指倾斜长壁工作面自下而上推进采煤。 45、俯斜开采：是指倾斜长壁工作面自上而下推进采煤。

46、最小控顶距：是指回柱放顶后，采煤工作面沿推进方向的最小宽度。 47、最大控顶距：是指回柱放顶前，采煤工作面沿推进方向的最大宽度。 48、放顶步距：是指采煤工作面沿推进方向一次放顶的宽度。

49、采煤机割煤方式：是指采煤机割煤以及与其他工序的合理配合。

50、进刀：是指使采煤机滚筒切入煤体的过程。

51、支护强度：是指工作面单位顶板面积上的支护阻力。

52、支护密度：是指控顶范围内单位面积顶板所支设的支柱数量。 53、支护刚度：是指支护物产生单位压缩量所需要的力。 54、采煤工作面的循环：就是完成工作面落煤、装煤、运煤、支护和放顶（或放顶煤）等工序的全过程，并且周而复始的进行下去。 55、循环方式：是循环进度和昼夜循环次数的组合。

56、循环进度：是指采煤工作面每完成一个循环向前推进的距离，是每次落煤的深度和循环落煤次数的乘积。 57、正规循环作业：是指按照作业规程中循环作业图表安排的工序顺序和劳动定员，在规定的时间内保质、保量、安全地完成循环作业的全部工作量，并周而复始地进行采煤工作的一种作业方法。

58、作业形式：是采煤工作面在一昼夜内生产班与准备班的相互配合关系。 59、两采一准作业形式：是指采煤工作面一昼夜安排3个作业班，2个班生产1个班准备。

60、三采一准作业形式：是指采煤工作面一昼夜安排4个作业班，3个班生产1个班准备。

61、边采边准作业形式：是指采煤工作面一昼夜安排3（或4）个作业班，3（或4）个班边生产边准备。 62、两班半采煤半班准备作业形式：是指采煤工作面一昼夜安排3个作业班，2个班采煤，1个班半班采煤半班准备。

63、追机作业：是指依照普采工作面的生产过程，组织挂梁、推移输送机、支柱和回柱放顶等专业工作组，在采煤机割煤后顺序跟机进行作业的一种劳动组织形式。

64、分段作业：是指在采煤工作面除采煤机司机、机电工、泵站工、钻眼爆破工、作缺口等与工作面长度无关的专职工种外，将工作面的采支工组成若干个工作小组，每小组2～3人，按工作面的长度分为几段，各工作小组在本段内完成采煤过程中除落煤外的各项工作的一种劳动组织形式。

65、分段接力追机作业：是指在工作面除少数专业工种外，采支工每2～3人为一小组，工作面共计6～7小组，每小组一次负责10～15m范围内的采、支工作；完成一段工作后，再追机进行另一段的采、支工作；形成几个小组轮流接力前进的工作过程的一种劳动组织形式。

66、分段综合作业：是指将工作面分为3～4个大段，每段配备6～8名工人为一个工作小组，负责段内采煤工序的各项工作的一种劳动组织形式。 67、循环作业图：是用来表示采煤工作面各工序在时间上和空间上的相互关系。

68、放煤步距：是指沿工作面推进方向前后两次放煤的间距。

69、单轮顺序放煤：是指从端头处1号支架开始放煤，一直放到放煤口见矸后关闭放煤口，在打开2号支架放煤，这样依次放煤直到最后支架放完煤为一轮的放煤方式。

70、多轮顺序放煤：是将工作面分成2～3段，每个段内同时开启相邻两个放煤口，每次放出1/3到1/2的顶煤，按顺序循环放煤，将该段的顶煤放完，然后再进行下一段的放煤，或者各段同时进行。

71、单轮间隔放煤：是指间隔一架或若干支架打开一个放煤口，每个放煤口

一次放完，见矸关门。

72、线路联接点：是指轨道线路中直线和直线间的联接线路。

73、竖曲线：是指在平面线路与斜面线路相交处或两个斜面线路相交处，设置的竖直面上的曲线。

74、线路坡度：是指线路两点之间的高差与其水平距离的比值的千分值。 75、甩车线或甩车道：是指高道自上而下甩放车辆的线路。 76、提车线或提车道：是指低道自下而上提升车辆的线路。

77、高低道的最大高低差：是指高道起坡点和低道起坡点的高垂直高差。 四、问答题

1、写出我国的标准井型系列。

大型矿井：生产能力为120万t/a、150万t/a、180万t/a、240万t./a、300万t/a、400万t/a及500万t/a、以上的矿井，其中300万t/a及其以上的矿井又称为特大型矿井；

中型矿井：生产能力为45万t/a、60万t/a、90万t/a的矿井；

小型矿井：生产能力为9万t/a、15万t/a、21万t/a、30万t/a的矿井。 2、矿井生产能力、服务年限与储量之间存在什么关系？并解释各参数的含义。

矿井生产能力、服务年限与储量之间存在以下关系，即 T =

式中：Zk——矿井可采储量，万t；T——矿井涉及服务年限，a；A——矿井设计生产能力，万t/a；K——储量备用系数。

3、平硐开拓有哪些优缺点？其适用于什么条件？

井下出煤不需要提升转载，运输环节少，系统简单，占用设备少，费用低；地面设施较简单，无需井架和绞车房；不需要设较大的井底车场及其硐室，工程量少；平硐施工容易速度快，建井快；无需排水设备且有利于预防火灾等。因此，在地形条件合适、煤层赋存位置较高的山岭、丘陵或沟谷地区，只要上山部分储量能满足同类型矿井的水平服务年限要求时，应首先考虑平硐开拓。 4、斜井开拓有哪些优缺点？其适用于什么条件？

斜井与立井相比，井筒掘进技术和施工设备较简单，掘进速度快，井筒装备及地面设施较简单，井底车场及硐室也较简单，因此初期投资较少，建井期较短；在多水平开采时，斜井石门工程量少，石门运输费用少，斜井延深方便，对生产的干扰少；大运量强力带式输送机的应用，增加了斜井的优越性，扩大了斜井的应用范围。其缺点是：在自然条件相同时，斜井井筒长，围岩不稳固时井筒维护困难；采用绞车提升时，提升速度低、能力小，钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，井田斜长越大时，采用多段提升，转载环节多，系统复杂，占有设备及人员多；管线、电缆敷设长度大，保安煤柱损失大；对于特大型斜井，辅助运输量很大时，甚至需要增开副斜井；斜井通风路线长，断面小，通风阻力大，如不能满足通风要求时，需另开专用风井或兼作辅助提升；当表土为含水的冲积层或流沙层时，斜井井筒施工技术复杂，有时难以通过。

当井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质简单，井筒不需要特殊方法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可用斜井开拓。对采用串车或箕斗提升的斜井，提升不得超过两段。随着新型强力的和大倾角带式输送机的发展，大型斜井的开采深度大为增加，斜井应用更加广泛。

5、立井开拓有哪些优缺点？其适用于什么条件？

立井开拓的适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制；立井井筒短，提升速度快，提升能力大，作副井特别有利；对井型特大的矿井，可采用大断面井筒，装备两套提升设备；大断面可满足大风量的要求；由于井筒短，通风阻力较小，对深井更有利。因此，当井田的地形、地质条件不利于采用平硐或斜井开拓时，都可考虑采用立井开拓。对于煤层埋藏较深，表土层厚，水文情况复杂，需要特殊施工方法或开采近水平煤层和多水平开采急倾斜煤层的矿井，一般采用立井开拓。

6、主斜——副立的综合开拓方式有哪些优越性？ 斜井作主井，主要是利用斜井可采用强力带式输送机、提升能力大及井筒易于延深的优点，但是若采用斜井串车提升，因井筒较长则提升能力小、环节多，且矿井通风困难。因此，用立井作副井提升方便，通风容易。这种开拓方式吸取了立井、斜井各自的优点，对开发大型井田，在技术和经济上都是合理的。 7、环形式和折返式井底车场有什么特点？ 环形井底车场的特点：是空重列车在车场内不在同一轨道上做相向运行，即采用环形单向运行。因而，调度工作简单，通过能力较大，应用范围广。但车场的开拓工程量较大。

折返式井底车场的特点：空、重列车在车场内同一巷道内的两股线路上折返运行，可简化井底车场的线路结构，减少巷道开拓工程量。 8、采区前进式和后退式各有哪些有缺点？

采区前进式可使矿井建井期短，投产快，初期工程量和基建投资少；大巷一般布置在煤层底板岩层中，打巷维护、矿井通风及采区防火密闭较好，因此，一般采用这种开采顺序。

采区后退式可通过掘进打巷进一步了解煤层埋藏情况和地质构造；采掘之间互相干扰少；大巷两侧为实体煤层，巷道维护条件好，不易向采空区漏风，易于密闭采空区的火区，但这种方式需要预先开掘很长的运输大巷，开拓与准备时间较长，投产晚，初期工程量及初期投资大。矿井井型越大，井田走向长度越大，这些缺点就越突出。因此，一般矿井不采用这种开采顺序。 9、采煤工作面前进式开采存在哪些缺点？

采煤工作面前进式开采时，虽然能使采区投产早，但存在以下明显的缺点：在采煤工作面生产的同时，必须超前一定距离掘进区段运输和回风平巷，采掘之间互相干扰严重；区段平巷维护困难，而且向采空区漏风，可能造成工作面风量不足；当采空区发生火灾时，必将危及工作面。因此，我国煤矿一般采用后退式开采顺序。

10、编制采煤工作面接替计划应遵循什么原则和注意的哪些事项？

（1）年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量，必须确保矿井计划产量的完成，并力求各月采煤工作面产量较均衡；

（2）矿井两翼配采的比例与两翼储量分布的比例大体一致，防止后期形成单翼生产；

（3）为确保合理的开采顺序，上下煤层（包括分层）工作面之间，保持一定的错距和时间间隔；煤层之间，除间距较大或有特殊要求允许上行开采外，要按自上而下的顺序开采；

（4）在各煤层产量分配上，薄、厚煤层，缓、急斜煤层，煤质优劣煤层，生产条件好差煤层的工作面要保持适当的比例，并力求接替面与生产面面长一致；

（5）为了便于管理，各采煤工作面的接替时间尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔，特别是综采工作面，要防止两个面同时搬迁接替；

（6）为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采区数，避免工作面布置过于分散；

（7）考虑地质条件的复杂性及其他难于预测的问题，生产矿井至少要配备一个备用工作面，大型矿井需配备两个备用工作面；对需要瓦斯抽放的工作面，要考虑瓦斯抽放时间。

11、编制巷道掘进工程计划应遵循什么原则和注意哪些事项？ （1）确定连锁工程，分清个巷道的先后、主次，确定施工顺序；

（2）尽快构成巷道掘进通风系统，改善施工中通风状况，便于多个掘进工作面施工；

（3）要尽快按岩巷、煤巷、半煤岩巷分别配置掘进队，施工条件要相对稳定，以利于掘进技术和速度的提高；

（4）巷道掘进工程量的测算既要符合实际，又要留有余地，计算时取值一般按图测算值增加10%～20%；

（5）巷道掘进速度，要根据当地及邻近矿井的具体条件选取。同时要考虑施工准备时间及设备安装时间，使计划切实可行。 12、采煤工作面前后方支承压力有哪些特点？

（1）采煤工作面前方煤壁一端支承着工作面上方裂隙带及其上覆岩层的大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方大；

（2）由于采煤工作面的推进，煤壁和采空区冒落带是向前移动的，因此工作面前后方支承压力是移动支承压力； （3）由于裂隙带形成了以煤壁和采空区冒落带为前后支承点的半拱式平衡，所以采煤工作面处于减压力范围。

13、采煤工作面两侧支承压力有哪些特点？

（1）采煤工作面两侧的支承压力剧烈影响区并不在煤体边缘，而是位于煤体边缘有一定距离的地带。长期以来采用8～25m煤柱护巷，使巷道恰好处于支承压力的高峰区在内，这是使用煤柱护巷仍难以维护的根本原因。

（2）采煤工作面两侧煤体边缘处于应力降低区，支承压力低于原岩应力。而且工作面推过一定时间后仍能长期保持稳定，如果把巷道布置在这个应力降低区内，可以使巷道容易维护，这是目前广泛推广无煤柱护巷的理论依据。

（3）采煤工作面两侧支承压力从形成到向煤体深部转移要经过一段时间过程，所以要使沿空掘巷保持稳定，必须从时间上避开为稳定的支承压力作用期，应使沿空掘巷相对于上区段采煤工作面有一个合理的滞后时间，这个合理的滞后时间根据具体条件不同一般在3个月到1年之间。

13、选择适宜的采区准备方式，一般应遵循哪些原则？

（1）有利于合理集中生产，保证采（盘）区有合理的生产能力和增产潜力； （2）安全生产条件好，符合《煤矿安全规程》的有关规定；

（3）保证有完整的生产系统，有利于充分发挥机电设备的效能，并为采用新技术、发展综合机械化和自动化创造条件；

（4）力求技术先进、经济合理，尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工作量，减少设备占用率和生产成本费用，便于采（盘）区和工作面的正常接替； （5）煤炭损失少，有利于提高资源采出率。

14、区段平巷双直线布置有哪些优缺点？适用于什么条件？

两条区段平巷均按中线掘进，在平面上两条巷道呈平行直线状，在剖面上则有起伏变化。由于区段运输平巷和区段回风平巷均布置成直线巷道，能基本上保持采煤工作面长度不变，便于组织生产和发挥机械效能，有利于综合机械化采煤。但由于巷道有一定的起伏，在巷道低洼处需安设小水泵排水，在轨道平巷要设小绞车解决材料设备的运输问题。

双直线式布置只适用于煤层起伏变化不大的稳定煤层中。 15、沿空留巷的巷旁支护主要考虑什么？

（1）巷道支架要有足够的支护强度和适当的可缩量； （2）采煤工作面与巷道联接的端头处要加强支护； （3）巷道靠采空区一侧采取适宜的支护方法。

16、倾斜长壁采煤法有哪些优缺点？适用于什么条件？

优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低，准备时间短、投产块。 2）运输系统简单，占用设备少，运输费用低。

3）由于倾斜长壁采煤法工作面的回采巷道可以沿煤层掘进，又能够保持固定方向，可保持工作面的长度不变，给工作面创造了优良的开采技术条件，有利于综合机械化采煤。

4）通风路线短，风流方向折转变化少，减少了风桥、风门等通风构筑物，漏风少，通风效果好。

5）对地质条件的适应性强。

6）技术经济效果好，工作面单产、巷道掘进率、煤炭采出率、吨煤成本等指标，都比走向长壁采煤法有明显的改善和提高。

缺点：1）长距离的斜巷，使得掘进和辅助运输、行人比较困难。

2）现有的采煤工作面设备都是按走向长壁工作面的开采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面的生产要求。

3）每2~4个分带布置一个煤仓与大巷联系，大巷装车点较多，相邻分带之间的大巷运输干扰较大。

4）有时还存在着污风下行的问题。 适用：1）一般应用在倾角小于120的煤层。

2）当对采煤工作面设备采取有效的技术措施之后，可用在120~170的煤层。

3）对倾斜或斜交断层比较发育的煤层，在能大致划分成比较规则带区的情况下，可采用倾斜长壁或伪倾斜长壁采煤法。

4）对于不同开采深度、顶底板岩石性质及其稳定性、矿井瓦斯涌出量和矿井涌水量的条件，均可采用倾斜长壁采煤法。 17、炮采工作面爆破应达到什么要求？

保证规定的进度、工作面平直，不留顶底煤，不破坏顶板，不崩到支柱和不崩翻工作面输送机，崩落煤炭高度和块度适中，尽量降低电雷管和炸药消耗。 18、应用毫秒爆破应采取哪些安全技术措施？

（1）装药。必须使用与矿井瓦斯等级相适应的矿用许可炸药，合格的毫秒雷管，1～5段总延期时间不超过130ms；采用正向连续装药，按要求封好炮口。 （2）爆破。采用串联连线，爆破前按要求检查爆破网路，必须使用一台有足够爆破能力的发爆器。

（3）加强通风和瓦斯管理。工作面要有足够的风量，设好防尘水管，放跑前后都必须及时洒水降尘；对高瓦斯矿井，应设专职瓦斯检查员，坚持一炮三检。

（4）顶板控制。工作面爆破前，支柱必须保质保量支设完好，爆破后必须及时挂梁、支柱，减少空顶时间。

（5）其他。不同厂家，不同发火参数的毫秒雷管不许混合使用。合理确定一次起爆长度，工作面分茬爆破一次放炮长度为5～30m。 19、描述单滚筒采煤机割三角煤斜切进刀、双向割煤往返一刀的整个工艺过程。

采煤机在工作面下端部、滚筒抬起靠近顶板向上沿刮板输送机弯曲段运行，直至完全进入输送机直线段，当达到规定截深时停止运行；将输送机弯曲段推直后，采煤机沿输送机向下运行至工作面下端部，采煤机完成进刀。采煤机然后上行割顶煤，滞后滚筒3～5m挂梁，一直到上切口采煤机停止运行；采煤机滚筒下调至底板，下行割底煤，滞后采煤机15m左右推移输送机、随后支柱，一直到下切口。

20、什么是工作面的“三度”，几各自的含义？如何加强工作面“三度”管理？

支护强度是指工作面单位顶板面积上的支护阻力。支护强度应以工作面最困难状态下满足支架—围岩岩体体系的平衡关系，不发生重大顶板事故为准则。支护密度是指控顶范围内单位面积顶板所支设的支柱数量。设计支柱密度时必须掌握工作面所用支柱的实际阻力情况，加强金属支柱的抽样试验和失效检查。支护刚度是指支护物产生单位压缩量所需要的力。提高支护刚度的措施是：清除浮煤浮矸，保证支柱支在实顶实底上；顶底板松软时支柱穿鞋戴帽；严格支柱操作，坚持使用液压升柱器升柱，保持支柱有足够的初承力。 21、工作面端头支护应满足那些要求？

要有足够的支护强度，保证工作面端部出口的安全；支架跨度要大，不影响输送机机头、机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间；要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。 22、普采工作面支护应掌握哪些基本要点？ （1）加强机道支护；

（2）加强放顶线支护的稳定性； （3）加强工作面端头维护； （4）加强工作面“三度”。

23、液压支架的移架方式有哪几种？各适用于什么条件？

（1）单架依次顺序式，又称单架连续式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，能适应不稳定顶板，应用比较多；（2）分组间隔交错式，该方式移架速度快，适用于顶板较稳定的高产综采工作面；（3）成组整体依次顺序式，该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般有大流量电液阀成组控制，适用煤层地质条件好、采煤机快速牵引割煤的日产万吨综采面。 24、安排工序时应注意哪些问题？ （1）保证主要工序的顺利进行。

（2）处理好主要工序和辅助工序的关系。 （3）采用平行作业，提高工作效率。 25、绘制循环图应注意哪些事项？

（1）工序符号要使用规定的标准符号来表示。 （2）工序所需时间，要以平均的速度计算。

（3）分段作业各工序在空间和时间上要相互配合，不能在空间上出现间断和重复。

（4）单体支护工作面支柱和放顶工序，要注意作业方向。

（5）循环图的比例要合适，力求美观，工序关系表示清晰正确。 26、编制作业规程应注意哪些事项？

（1）编制作业规程必须符合工作面的基本条件，切实可行。严禁套用、沿用其他工作面的作业规程。

（2）作业规程要文字简明易懂，图表清晰准确，计算规范无误，措施齐全可行。

（3）作业规程编制要严格执行《煤矿安全规程》的有关规定和设计规范的有关要求。

（4）作业规程编制应选择合理的作业形式和劳动组织方式，各项指标要具有一定的先进性，使工作面的生产技术管理达到先进水平。 27、目前解决端头放煤的主要途径有哪些？

1）加大巷道断面尺寸，将工作面输送机的机头和机尾布置在巷道中，取消过渡支架。

2）使用短机头和机尾工作面输送机或侧卸式工作面输送机。 3）采用带有高位放煤口的端头支架，实现端头及两巷放顶煤。 28、矿井开采设计包括哪四个阶段？ 包括编制计划任务书（设计任务书）、编制设计文件、建设施工、竣工验收和交付生产四个基本阶段。

29、说明曲线线路外轨抬高和轨距加宽的原因？ 外轨抬高的原因：车辆在曲线上运行时产生离心力，如果两条轨道的轨面仍在一个水平面上，由于离心力的作用车轮和轮缘将向外轨挤压，从而加剧了车轮的磨损和阻力，严重时将使车辆倾倒或出轨。

轨距加宽的原因：车辆在曲线上运行时，车辆的外轮前缘冲击挤压外轨，车辆的内轮后缘挤压内轨增加运行阻力。 29、采区设计分为哪几个步骤？

1）认真学习有关煤矿生产建设的政策、法规，收集有关地质和开采技术资料，掌握上级管理部门对采区设计的具体规定。 2）明确设计任务、掌握设计依据。 3）深入现场调查研究。 4）研究方案编制设计。 5）审批设计方案。 6）进行施工设计。

30、简单说明综采放顶煤开采初采和末采放煤工艺。

初采:1)在工作面开采前在开切眼外上侧沿顶板开掘一条与开切眼平行的辅助巷道（切顶巷），同时在巷道内的一帮打眼放炮，以扩大切顶效果。

2）采用深孔爆破，从工作面后方向上放煤层打深眼放炮使顶煤破碎。 末采：通常在工作面结束前20m左右铺双层金属网停止放煤，或沿底板布置工作面向上爬坡至顶板结束。近年来实践中普遍缩小了不放顶煤的范围，一般可提前10m左右停止放煤并铺顶网。 四、画图题

1、画出立井卧式环形车场线路示意图，并标注主副井、车场各运输线路。

2、画出立井立式环形车场线路示意图，并标注主副井、车场各运输线路。 3、画出立井斜式环形车场线路示意图，并标注主副井、车场各运输线路。 4、画出立井梭式车场线路示意图，并标注主副井、车场各运输线路。 5、画出立井尽头式车场线路示意图，并标注主副井、车场各运输线路。 6、画出分层运输大巷布置方式的剖面和水平切面示意图。 7、画出集中运输大巷布置方式的剖面和水平切面示意图。 8、画出分组集中运输大巷布置方式的剖面和水平切面示意图。 9、画出采煤工作面前后方支承压力分布曲线。 10、画出单滚筒采煤机直接推入法进刀方式。

11、画出单滚筒采煤机端部割三角煤斜切进刀方式的示意图。 12、画出单滚筒采煤机端部留三角煤斜切进刀方式的示意图。 13、画出双滚筒采煤机端部割三角煤斜切进刀方式的示意图。

14、画图表示“三、五”排控顶时，工作面最大控顶距、最小控顶距和放顶步距的关系；并标注机道、人行道和材料道的位置。

15、画图表示“三、四”排控顶时，工作面最大控顶距、最小控顶距和放顶步距的关系；并标注机道、人行道和材料道的位置。 16、画出正悬臂齐梁直线柱的平、剖面示意图。 17、画出正错梁直线柱的平、剖面示意图。 18、画出正悬臂错梁三角柱的平、剖面示意图。 19、画出单滚筒采煤机“∞”字形割煤方式示意图。

基本技能考核题库

1、绘制矿井井下生产系统立体示意图，说出井巷名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（4分）

2、绘制单一薄及中厚煤层走向长壁采煤法上山采区巷道布置平、剖面示意图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（4分） 3、绘制厚煤层倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法分层同采巷道布置平、剖面示意图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（6分）

4、绘制煤层群采区集中上（下）山联合布置凭剖面图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（4分）

5、绘制煤层群石门盘区联合布置平、剖面示意图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（5分）

6、绘制单一薄及中厚煤层倾斜长壁采煤法巷道布置平、剖面示意图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（2分）

7、绘制煤层群倾斜长壁采煤法巷道布置平、剖面示意图，说出巷道名称和主要生产系统，并进行巷道空间位置关系的演示。（5分） 8、绘制采煤工作面循环作业图：（5分）

某走向长壁综采工作面长170m，煤层厚度为2.8m，倾角130左右，煤层普式系数f = 1.5，顶板中等稳定。采用“三采一准”的作业形式（早晨6点、中午12点、下午18点为采煤班，半夜0点为准备班），每班割两刀煤，采用“双向割煤、往返两刀”的割煤方式，采用端部割三角煤斜切进刀方式（进刀段长度为30m），采用及时支护，劳动组织形式为“追机作业”。采煤班割煤前应有20分钟的准备时间，完成任务后应有15分钟的收尾工作。其正常割煤的工艺过程为：

采煤机割煤→滞后3～5m移架→滞后移架12m推溜。 9、绘制采煤工作面布置图：（5分）

某走向长壁机采工作面长150m,平均采高为2.1m，倾角90～120，煤层普式系数f = 1.5，顶板中等稳定；上下顺槽为下宽3.5m、上宽为2.0m、高为2.1m的梯形巷道；上切口长6m，下切口长4m；工作面采用3.6m长π型钢梁组成迈步抬棚支护，“三.四”排控顶、排距1.0m、柱距0.7m，机道宽1.2m、梁端距煤壁0.2m,端头采用4～5对π型长钢梁组成的迈步走向抬棚；超前支护20m，采用相距0.9m两趟抬棚。端部割三角煤斜切进刀，往返两刀（双滚筒采煤机）。

二、单选题

1．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 2．页岩属沉积岩类中的（B）。

A．碎屑岩类B．黏土岩类C．生物化学岩D．化学岩

3．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

4．地下开采时，中厚煤层的厚度为（B）m。 A．1.5～3.0 B．1.3～3.5 C．2.0～4.5 D．3.0～5.0 5．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

6．上盘相对下降，下盘相对上升的断层是（A）。 A．正断层B．逆断层C．平推断层

7．上盘相对上升，下盘相对下降的断层是（B）。 A．正断层 B．逆断层 C．平推断层

8．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

9．等高线间距大致相等，表明煤岩层的（B）。 A．走向稳定 B．倾角接近一致 C．单斜构造

10．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

11．井上下对照图以（A）为底图。 A．地形图 B．等高线图 C．平面图 12．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

13．一般随着开采深度的增加，井下温度会（A）。 A．升高 B．不变 C．降低 14．（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、一储量计算的基础。

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 15．（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 16．断层面与假想水平面的交线称为断层的（B）。 A．须向线 B．走向线 C．倾角 D．倾向

17．节理在地质上又称为（C）。

A．层理 B．断层 C．裂隙 D．褶皱

18．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 19．断层的倾角表明了断层的（C）。

A．倾向 B．走向 C．倾斜程度 D．方位

20．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．一改变掘进方向 D．不改变掘进坡度

21．采煤工作面遇倾向或斜交断层时，如断层落差不大，则可用（A）进行回采。 A．平推的方法 B．重新开切眼的方法C．挑顶的方法 D．卧底的方法 22．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

23．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

24．煤层底面与一系列等距离的水平面相交，所得到的交线就称为煤层的（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 25．（B）是由单体液压支柱与可滑移顶梁组合而成的简易支架。 A．液压支架 B．滑移支架 C．掩护支架 26．《煤矿安全质量标准化标准》规定，（A）支护器材都要有基础台账。 A．所有 B．部分 C．重要 27．《煤矿安全质量标准化标准》规定，综采工作面机道梁端至煤壁顶板的冒落高度不得大于（B）mm, A．200 B．300 C．400 28．《煤矿安全质量标准化标准》规定，采煤工作面单体液压支柱要打成直线，其偏差不得超过（B）mm。 A．±50 B．±100 C．±200 29．《煤矿安全质量标准化标准》规定，采煤工作面综采支架要排列成一条直线，其偏差不得超过（B）mm。 A．±50 B．±100 C．±200 30．巷道支承压力是由于（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 31．支承压力比原岩应力（A）。 A．高 B．低 C．略低 32．采用煤柱支撑法管理顶板时，如果在采空区边缘有明显的断裂构造和结构面，易发生（A）。

A．整体一次冒落 B．分层分次冒落C．分阶段漏冒 33．巷道未开掘以前，地下岩体处于（A）状态。 A．原岩应力 B．支承应力 C．二向应力

34．局部充填法适用于顶板坚硬且不易垮落的（A）中。 A．薄煤层 B．厚煤层 C．中厚煤层

35．煤柱支撑法又称刀柱法，适用于（C）。 A．软岩顶板 B．中硬岩顶板 C．极坚硬顶板

36．在假顶下采煤，顶板管理的关键是管好破碎顶板，采煤机割煤时，应采用（A）并做到及时支护。

A．浅截深 B．大截深 C．一次采全高

37．开采冲击地压煤层时，应采用（A）控制顶板，切顶支架应有足够的工作阻力，采空区所有支柱必须回净。

A．垮落法 B．充填法 C．煤柱支撑法“ 38．岩石的抗压强度（B）岩石的抗拉强度。 A．小于 B．大于 C．等于 39．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．不允许巷道围岩变形 C．允许巷道围岩有较大变形。 40．《煤矿安全规程》第四十一条规定，靠近掘进工作面（A）m内的支护在爆破前必须加固。 A．10 B．15 C．.20 41．《煤矿安全规程》第九十二条规定，更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先（A）支护。

A．加固临近 B．拆除临近 C．架设永久 42．棚式支护属于（A）支护。 A．被动 B．主动 C．间接

43．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 44．《煤矿安全规程》第八十五条规定，对冲击地压煤层奋巷道支护严禁采用（B）。 A．柔性支架 B．刚性支架 C．可缩性支架 45．《煤矿安全规程》第四十四条规定，打锚杆眼前，必须首先（C）。 A．确定眼距 B．摆正机位 C．敲帮问顶 46．《煤矿安全规程》第四十四条规定，软岩使用锚杆支护时，必须（C）锚固。 A．部分 B．全断面 C．全长 47．《煤矿安全规程》第四十四条规定，（A）采用锚杆支护时，必须进行顶板离层监测。

A．煤巷 B．.岩巷 C．确室

48．倾斜巷道支架的迎山角应符合以下规定：合格：偏差（A），不得退山。优良：偏差+0.50，不得退山。 A．＋1° B．±1° C．－1°

49．综采工作面，根据煤层软硬程度，采高超过2.5～2.8 m时，应选用（A）的架型，以免煤壁垮落伤人或引起掉砰冒顶。

A．带护帮装置 B．无护帮装置 C．带尾梁装置

50．在开采技术因素中，对采区巷道变形与破坏影响最大的是（A）。 A．采煤工作面受采动影响状况 B．支护方式 C．支架间距

51．垮落带的岩层，在初次来压后，会在采空区以（A）状态出现。 A．悬臂梁 B．砌体梁 C．两端固定的梁 52．《煤矿安全规程》第九十二条规定，井筒大修时必须编制（B）。 A．作业标准 B．施工组织设计 C．作业程序 53．《煤矿井巷工程质量检验评定标准》规定，锚喷巷道锚杆外漏长度为（A）mm。

A．0 B．≤30 C．≤50 54．金属支架多用于（A）。

A．回采巷道 B．石门 C．永久巷道 55．《煤矿安全规程》规定，立井井筒与各水平车场的连接处，必须设有专用的（A），严禁人员通过提升间。 A．人行道 B．躲避洞 C．休息室 56．《煤矿安全规程》规定，在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定（B）措施。

A．过渡 B．安全 C．技术

57．严重冲击地压厚煤层中双巷掘进时，两条平行巷道之间的煤柱不得小于（B）m。

A．5 B．8 C．10

58．巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物充满填实，巷道冒顶空顶部分可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于（C）m。 A．0. 3 B．0. 4 C．0. 5 59．采用煤柱支撑法管理顶板时，在顶板大面积悬空区内部有多条小断层或基本顶岩性突然变化的情况下会发生（B）。

A．整体一次冒落B．分层分次冒落C．分阶段漏冒

60．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 61．《煤矿安全规程》规定，维修倾斜井巷时，（A）上、下段同时作业。 A．.严禁 B．允许 C．不得

62．树脂药卷直径和钻孔直径之差应为（B）mm。 A．3 B．5 C．7

63．架设梯形金属支架时，棚腿的岔脚一般应相当于棚腿长度的（B）。 A．1/3～1/4 B．1/4～1/5 C．1/5～1/6 64．拱形巷道拱的作用主要是承受（A）。 A．顶压 B．侧压 C．底压

65．采煤工作面过旧巷时，如果工作面与旧巷平行，应事先调整好工作面推进方向，使其与旧巷（C）。 A．垂直 B．平行 C．斜交 66．《煤矿安全质量标准化标准》规定，液压支架初撑力不低于规定值的（A）％。 A．80 B．85 C．90

67．采煤工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高（A）mm/m。 A．≤100 B．≤200 C．≤300 68．《煤矿安全质量标准化标准》规定，采煤工作面梁端至煤壁顶板冒落高度不大于200mm，综采不大于（C）mm。 A．100 B．200 C．300 69．《煤矿安全规程》第五十八条规定，采用密集支柱切顶时，两段密集支柱之间必须留有宽（A） m以上的出口。 A．0.5 B．1.0 C．1.5

70．直接顶是采煤工作面（B）的对象。 A．回采 B．支护 C．加固

71．《煤矿安全规程》规定，采煤工作面（B）使用折损的坑木、损坏的金属顶梁等。

A．不得 B．严禁 C．可以 72．《煤矿安全规程》规定，采煤工作面必须及时回柱放顶或充填，（A）超过作业规程规定时，禁止采煤。

A．控顶距离 B．放顶步距 C．.工作面长度

73．采煤工作面不准随意留煤顶开采，必须留煤顶托夹矸开采时，必须有（C）。 A．组织措施 B．作业标准 C．专项批准的措施 74．随着煤层倾角增加，顶板下沉量将（A）。 A．逐渐变小 B．逐渐增大 C．不会改变

75．当老顶达到极限跨距后，随着采煤工作面继续推进，老顶会形成（B）。 A．两端固定的梁 B．砌体梁 C．悬臂梁

76．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）。 A．架棚法 B．注浆法 C．打木柱 77．《煤矿安全规程》第五十五条规定，采煤工作面开工前，班组长必须对工作面安全情况进行（A），确认无危险后，方准人员进人工作面。 A．全面检查 B．重点检查 C．一般检查

78．采煤工作面当基本顶来压比较强烈时，要选用（A）的支柱。 A．可缩量较大 B．可缩量较小 C．不可缩

79．对于破碎易掉顶板，可以在采煤工作面支架顶梁上铺设金属网，网与网之间的搭接长度应为（B）mm。 A．100 B．200 C．300 80．《煤矿安全规程》第五十六条规定，用垮落法控制顶板，回柱后顶板不垮落，悬顶距离超过作业规程的规定时，必须停止采煤，采取（B）或其他措施。 A．增加支护密度 B．人工强制放顶C．工作面加打木垛

81．顶板注水软化的前提条件是顶板岩石具有弱化性质和（B）。 A．岩层破碎B．岩层完整不漏水C．岩层坚硬

82．为预防采场两端发生漏冒，可在机头机尾处各应用（B）的钢梁抬棚支护，每对抬棚随机头机尾的推移迈步前移。

A．两对一梁三柱 B．四对一梁三柱C．八对一梁三柱

83．采煤工作面由于支柱初撑力低导致产生高度超过150 mm的网兜时，有可能引发网下（B）冒顶。

A．压垮型 B．推垮型 C．漏垮型 84．采用单体支柱的采煤工作面在放顶线附近，若出现大岩块且大岩块沿工作面推进方向的长度超过一次放顶步距时，在大岩块的范围内要（B）。 A．缩短控顶距 B．延长控顶距 C．控顶距不变

85．对摩擦式金属支柱、金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过（A）个月后，必须进行检修。 A．8 B．10 C．12

86．直接顶初次垮落后，老顶会形成（C）。 A．悬臂梁 B．砌体梁 C．两端固定的梁

87．采煤工作面煤壁一旦有片帮，应掏梁窝（B）支护，防止冒顶。 A．滞后 B．超前C．补强

88．对采煤工作面厚层难冒顶板的处理，不论是采取高压注水还是强制放顶，不

论是在采空区处理还是超前工作面处理，所应处理的顶板厚度均应为采高的（A）倍（包括直接顶在内）。 A．2～3 B．3～4 C．4～5 89．《煤矿安全规程》第五十七条规定，回柱放顶时，必须指定（A）观察顶板。 A．有经验的人员 B．安全员 C．回柱工

90．采煤工作面的直接顶岩层厚度小，冒落后不能填满采空区，当老顶垮落时，无法起到支撑作用，使老顶的载荷主要由（A）承担，加大了来压的危险性。 A．工作面支架 B．采煤工作面煤壁 C．巷道 91．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 92．《煤矿安全规程》第六十五条规定，采用掩护支架开采急倾斜煤层，掩护支架接近平巷时，应（A）每次下放支架的距离。 A．缩短 B．延长 C．缩短或延长 93．采煤工作面上、下出口的两巷，超前支护必须用金属支柱和铰接梁或长钢梁，距煤壁（A）m范围内打双排柱。 A．10 B．15 C．20

94．采煤工作面支架的（B）应能保证直接顶与老顶之间不离层。 A．工作阻力 B．初撑力 C ．支承力

95．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

96．在处理煤层顶板冒落事故中必须有（C）检查和监视顶板情况。 A．瓦检员 B．放炮员 C．专人

97．采空区顶板处理最常用的方法是（B）。 A.缓慢下沉法 B．全部垮落法 C．充填法 98．最大控顶距与最小控顶距之差是（A）。 A．放顶步距 B．排距 C．来压步距

99．采煤工作面采空区冒落愈严实，老顶对工作面的压力（B）。 A．影响愈大 B．影响愈小 C．没有影响

100．初次来压前工作面前方煤壁内的支承压力与平时比较（A）。 A．变大 B．变小 C．不变 101．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

102．由于采煤工作面煤壁前方强大的支承压力，可能导致直接顶在煤壁前方形成（A），从而形成预生裂隙。

A．剪切破坏 B．拉伸破坏 C．挤压破坏 103．《煤矿安全质量标准化标准》规定，采煤工作面使用铰接顶梁时，其铰接率要大于（C）％。 A．70 B．80 C．90 104．《煤矿安全规程》第五十七条规定，用垮落法控制顶板时，放顶区内支架、木柱、木垛的回收方法，必须在（A）中明确规定。 A．作业规程 B．作业标准 C．作业方法

105．煤矿安全规程《》第五十条规定，综采工作面安全出口与巷道连接处20 m范围内的巷道高度不得低于（B）m。

A．2 B．1.8 C．1.6 106．《煤矿安全规程》第五十条规定，采煤工作面与巷道连接处的（B）m范围必须加强支护。 A．10 B．20 C．30 107．《煤矿安全规程》第八十二条规定，开采严重冲击地压煤层时，在采空区不得留有（C）。

A．浮煤 B．浮研 C．煤柱 108．《煤矿安全规程》第六十七条规定，综采工作面在运送、安装和拆除液压支架时，必须有（A）。

A．安全措施B．隔离措施C．防护措施

109．煤矿安全质量标准化标准《煤矿安全质量标准化标准》规定，采煤工作面超前支柱初撑力不低于（A）kN。 A．50 B．60 C．70

110．沿煤层走向某一标高布置运输大巷或总回风巷的（ C ）称为水平。 A．水平线 B．巷道 C．水平面

111．设有井底车场及主要运输大巷的水平为（A）水平。 A．开采 B．回风 C．运输

112．设有回风大巷的水平为（B）水平。 A．开采 B．回风 C．运输

113．分区式布置多用（A）长壁采煤法开采。 A．走向 B．倾斜 C．倾向

114．分带式布置用（A）长壁采煤法开采。 A．倾斜 B．走向 C．分层

115．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

116．薄煤层采区内的上、下山和平巷的净高不得低于（A）m。 A．1.8 B．1.6 C．2.0

117．石门属于（B）巷道。 A．倾斜 B．水平 C．.垂直 118．上山属于（B）巷道。 A．开拓 B．准备 C．回采

119．运输大巷属于（A）巷道。 A．开拓 B．准备 C．回采

120．井底车场属于（A）巷道。 A．开拓 B．准备 C．回采

121．区段平巷属于（C）巷道。 A．开拓 B．准备 C．回采

122．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

123．生产矿井各个安全出口的距离不得小于（C）m。 A．10 B．.20 C．.30 124．《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。

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