井下采煤工高級題庫及答案1.綜合機械化采煤工作面“三機”配套的核心技術(shù)參數(shù)包括哪些？簡述其匹配原則。答：核心技術(shù)參數(shù)包括采煤機截割高度、截深，刮板輸送機中部槽寬度、鏈速，液壓支架最大/最小支撐高度、中心距。匹配原則：①采高匹配，液壓支架支撐范圍需覆蓋采煤機截割高度±0.2m；②截深與中部槽寬度一致（常用0.6m或0.8m）；③采煤機牽引速度與刮板輸送機鏈速匹配（牽引速度≤鏈速×0.8，避免堆煤）；④支架中心距與輸送機中部槽長度一致（常用1.5m），保證推移同步性；⑤支架初撐力需滿足頂板比壓要求（軟巖≥24MPa，中硬巖≥28MPa）。2.簡述大采高綜采工作面過斷層時的技術(shù)措施。答：①斷層落差＜1/2采高時，采用挑頂或臥底通過，破巖厚度≤300mm時用采煤機直接切割，超過則打眼放震動炮（單孔裝藥量≤200g）；②落差＞1/2采高時，調(diào)整工作面?zhèn)涡保▊涡苯?斷層傾角×0.6-0.8），使斷層線與煤壁成30°-45°夾角逐步通過；③加強頂板管理，斷層帶每3架支架增設(shè)1根超前抬棚（φ108mm鋼管，長度4m），移架后及時打出護幫板（伸出長度≥800mm）；④控制采高（不超過支架最大支撐高度-200mm），割煤后立即帶壓移架（移架速度≤3m/min），防止漏頂；⑤斷層帶煤體破碎時，提前30m施工超前注漿孔（孔徑φ42mm，孔深8m，間距2m），注入馬麗散N加固材料（凝膠時間≤90s）。3.分析液壓支架立柱“自降”故障的可能原因及處理方法。答：可能原因：①立柱活塞密封失效（Y形圈磨損或O形圈斷裂），高壓腔與低壓腔竄液；②液控單向閥密封面損傷（閥座有劃痕或彈簧失效），無法閉鎖壓力；③立柱缸筒內(nèi)壁拉傷（深度＞0.5mm的軸向溝槽），導(dǎo)致內(nèi)泄漏；④操縱閥竄液（回液腔與供液腔竄通），系統(tǒng)壓力無法保持。處理方法：①更換立柱活塞密封組件（優(yōu)先選用聚氨酯材質(zhì)，硬度90±5HA）；②拆解液控單向閥，研磨密封面（表面粗糙度Ra≤0.8μm）或更換閥座；③缸筒拉傷長度＜300mm時，采用激光熔覆修復(fù)（熔覆層厚度1-2mm），超過則更換立柱；④檢查操縱閥閥芯與閥套間隙（≤0.05mm），間隙過大時更換閥組。4.采煤機割煤時出現(xiàn)“悶車”現(xiàn)象，應(yīng)從哪些方面排查原因？答：①負載過大：檢查截割深度是否超過0.8m（硬煤≤0.6m），牽引速度是否＞4m/min（中硬煤≤3m/min）；②冷卻水不足：測量進水量（≥200L/min），水壓（≥3MPa），檢查冷卻器是否堵塞（進出口溫差＞15℃需清理）；③機械卡阻：查看滾筒是否被矸石卡?。ń佚X磨損量＞15mm需更換），行星減速器齒輪是否斷齒（齒面剝落面積＞齒寬1/3需更換）；④電氣故障：檢測電動機電流（不超過額定電流1.2倍），電纜絕緣電阻（≥100MΩ），變頻器輸出頻率是否穩(wěn)定（波動≤5Hz）；⑤液壓系統(tǒng)：檢查牽引泵排量（變量泵最大排量90%以上），溢流閥整定值（不超過31.5MPa），過濾器壓差（＞0.3MPa需更換濾芯）。5.簡述沖擊地壓危險工作面的“四位一體”綜合防治措施。答：①監(jiān)測預(yù)報：采用微震監(jiān)測（傳感器間距≤50m）、地音監(jiān)測（每10m布置1個探頭）、鉆屑法（鉆孔φ42mm，孔深10m，每米鉆屑量≥5kg為危險）；②解危措施：危險區(qū)域?qū)嵤┐笾睆姐@孔卸壓（孔徑φ150mm，孔深15m，間距3m），或煤層注水（壓力8-12MPa，單孔注水量30-50m3）；③防護措施：支架初撐力≥額定值90%（不低于24MPa），巷道兩幫設(shè)置防飛網(wǎng)（網(wǎng)孔50mm×50mm），設(shè)備采用防倒鏈固定；④效果檢驗：解危后重新鉆屑檢測（鉆屑量下降30%以上為有效），微震能量降低至1×10?J以下。6.說明綜采工作面刮板輸送機“上竄下滑”的判斷方法及調(diào)整措施。答：判斷方法：①觀測機頭機尾與巷道煤壁的相對位置（正常時機頭/機尾距煤壁300-500mm）；②測量刮板鏈在機頭鏈輪處的出鏈位置（偏離中心＞50mm為下滑，＜-50mm為上竄）；③標(biāo)記中部槽與支架推移耳的位置（偏差＞100mm需調(diào)整）。調(diào)整措施：①單向割煤時，割煤方向與偏移方向相反（上竄時從機尾向機頭割煤）；②調(diào)整推移順序（下滑時滯后移架，上竄時超前移架，推移步距偏差控制在±50mm）；③在機頭/機尾增設(shè)防滑千斤頂（型號ZYQ-100/320，推力1000kN），每刀煤調(diào)整1-2次；④控制采高（比正常采高低100-200mm），減少輸送機受力；⑤底板松軟時，鋪設(shè)金屬網(wǎng)（φ6mm鋼筋，網(wǎng)格200mm×200mm）增加摩擦力。7.論述長壁工作面頂板“三帶”劃分依據(jù)及各帶特征。答：依據(jù)巖層移動破壞程度及離層特性，劃分為冒落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶。冒落帶：直接頂巖層垮落后碎脹充填采空區(qū)，高度H1=（6-10）M/（Kp-1）（M為采高，Kp為碎脹系數(shù)1.2-1.5），特征為巖塊大小混雜，無連續(xù)性，漏風(fēng)率＞30%；裂隙帶：巖層產(chǎn)生垂直/斜交裂隙但未完全垮落，高度H2=（10-20）M，特征為裂隙連通性強（導(dǎo)水系數(shù)＞0.1m/d），存在離層空間（最大離層量50-200mm），可通過鉆孔電視觀測到明顯裂縫；彎曲下沉帶：地表基巖整體彎曲變形，高度H3=H總-H1-H2，特征為巖層保持連續(xù)性（裂隙率＜5%），下沉曲線呈正態(tài)分布（最大下沉速度≤50mm/d），無明顯破壞，僅產(chǎn)生水平拉伸/壓縮變形（應(yīng)變＜0.2‰）。8.采煤機司機在割煤過程中需重點觀察哪些參數(shù)？簡述異常情況的處置流程。答：重點觀察參數(shù)：①牽引速度（硬煤≤2m/min，中硬煤≤3m/min，軟煤≤4m/min）；②截割電機電流（不超過額定值85%，超過需降低牽引速度）；③滾筒負載聲音（均勻悶響為正常，尖銳異響可能截齒缺失或矸石卡阻）；④冷卻水流量（≥200L/min，低于150L/min需停機檢查）；⑤液壓系統(tǒng)壓力（牽引泵≤31.5MPa，調(diào)高泵≤20MPa，超壓需檢查溢流閥）。異常處置流程：①發(fā)現(xiàn)電流超限（＞額定值90%），立即降低牽引速度至1m/min，觀察5分鐘；②冷卻水流量不足時，停機檢查過濾器（壓差＞0.3MPa需清洗）、水泵揚程（不低于50m）；③聽到異常聲響，停機升起滾筒檢查截齒（缺失量＞5%需補裝）、滾筒葉片（磨損量＞10mm需堆焊）；④液壓系統(tǒng)超壓（＞32MPa），關(guān)閉截割電機，檢查安全閥整定值（誤差≤±0.5MPa），必要時更換閥組；⑤出現(xiàn)劇烈振動（振幅＞5mm），立即停機，檢查滾筒是否變形（徑向跳動＞30mm需校直）、行走輪與銷軌嚙合（間隙＞5mm需調(diào)整）。9.分析綜采工作面液壓支架“倒架”的主要原因及預(yù)防措施。答：主要原因：①初撐力不足（＜額定值80%，即＜24MPa），支架穩(wěn)定性降低；②工作面傾角＞15°時未采取防滑措施（未安裝防倒千斤頂或千斤頂失效）；③移架順序錯誤（下行移架時未帶壓擦頂，導(dǎo)致支架失去依托）；④底板松軟（比壓＜1.5MPa），支架底座陷入底板（陷入深度＞100mm），重心偏移；⑤采高過大（超過支架最大支撐高度-200mm），支架重心升高（重心高度＞2/3架高）。預(yù)防措施：①嚴(yán)格執(zhí)行初撐力達標(biāo)制度（每架支架初撐力≥24MPa，用測壓表逐架檢測）；②傾角＞10°時，每5-6架設(shè)置1組防倒千斤頂（型號ZFG-8000/25/50，推力8000kN），移架時同步張緊；③采用“帶壓擦頂”移架（降架量≤150mm，移架速度≤3m/min），保持與鄰架間隙≤200mm；④底板松軟區(qū)域鋪設(shè)底調(diào)梁（16號槽鋼，長度3m），或注入底板加固材料（如羅克休泡沫，注入量0.5m3/㎡）；⑤控制采高（不超過支架最大支撐高度-200mm），頂板破碎時及時拉超前架（超前煤壁≤500mm）。10.簡述煤與瓦斯突出預(yù)兆及現(xiàn)場應(yīng)急處置步驟。答：突出預(yù)兆分為有聲預(yù)兆和無聲預(yù)兆。有聲預(yù)兆：煤炮聲（像悶雷、機槍聲）、支架斷裂聲、瓦斯忽大忽小的呼呼聲；無聲預(yù)兆：煤壁外鼓（突出前2-4小時外鼓量＞100mm）、片幫嚴(yán)重（片幫深度＞1m）、煤質(zhì)變軟（硬度系數(shù)f＜0.5）、光澤變暗（從亮煤變?yōu)榘得海⒐ぷ髅鏈囟认陆担ń捣?℃）、瓦斯?jié)舛犬惓＃ㄍ蝗簧呋蚪档停?yīng)急處置步驟：①發(fā)現(xiàn)預(yù)兆立即發(fā)出警報（敲管子或喊話），停止作業(yè)；②所有人員沿避災(zāi)路線撤離（佩戴自救器，彎腰低行，避免碰撞產(chǎn)生火花）；③撤至反向風(fēng)門內(nèi)（風(fēng)門關(guān)閉嚴(yán)密，門墻厚度≥0.8m），關(guān)閉風(fēng)門；④無法撤離時進入避難硐室（硐室容量≥15人，氧氣濃度≥18.5%，壓風(fēng)供氣量≥0.3m3/min·人）；⑤匯報調(diào)度室（說明位置、預(yù)兆類型、人員數(shù)量），等待救援（救援人員需攜帶正壓氧氣呼吸器，進入前檢測瓦斯?jié)舛龋?%）。11.論述大傾角（＞25°）綜采工作面設(shè)備防滑技術(shù)要點。答：①采煤機防滑：采用液壓制動器（制動力≥2倍最大牽引力），停機時必須閉鎖；牽引鏈設(shè)置防滑卡（每10m設(shè)置1個，卡爪深度≥鏈環(huán)直徑1/2）；割煤時牽引速度≤2m/min，上行割煤、下行清浮煤；②刮板輸送機防滑：機頭機尾各安裝2臺防滑千斤頂（型號YQ-100/320，拉力1000kN），推移時滯后煤壁3-5m，推移步距控制在600±50mm；中部槽與支架推移耳采用“十字”連接（增加水平方向約束）；底板鋪設(shè)軌道（30kg/m鋼軌，間距1.5m），輸送機沿軌道移動；③液壓支架防滑：采用“鄰架防倒”裝置（每架與下一架用φ26mm鏈條連接，鏈條預(yù)緊力≥50kN）；移架時先調(diào)架（用側(cè)護板調(diào)整支架垂直度，偏差≤±3°），再帶壓移架（降架量≤100mm）；支架底座安裝“防扎底”裝置（可伸縮底梁，伸出長度≥500mm），防止陷入底板；④人員防滑：巷道鋪設(shè)防滑網(wǎng)（菱形網(wǎng)，網(wǎng)孔50mm×50mm），設(shè)置扶手（φ50mm鋼管，高度1.2m，間距3m）；設(shè)備操作平臺加裝擋腳板（高度300mm），防止工具滑落。12.分析采煤機截齒異常磨損的主要原因及改進措施。答：主要原因：①截齒型號與煤巖硬度不匹配（f＞4時使用普通截齒，應(yīng)選用硬質(zhì)合金頭截齒）；②截齒安裝角度錯誤（切向角應(yīng)為75°-85°，徑向角15°-25°，角度過小導(dǎo)致受力集中）；③滾筒設(shè)計不合理（截線距＜100mm，導(dǎo)致截齒重復(fù)切割）；④牽引速度過快（硬煤牽引速度＞2m/min，截齒接觸時間短、磨損加劇）；⑤冷卻水不足（水量＜150L/min，截齒溫度＞500℃，合金頭軟化脫落）。改進措施：①根據(jù)煤巖硬度選擇截齒（f≤3用K型截齒，f=3-5用U型截齒，f＞5用S型截齒）；②調(diào)整截齒安裝角度（切向角80°±5°，徑向角20°±5°），用角度尺逐齒檢查；③優(yōu)化滾筒設(shè)計（截線距100-120mm，齒座采用“高低齒”布置，減少重復(fù)切割）；④控制牽引速度（硬煤≤2m/min，中硬煤≤3m/min），與截割深度匹配（截深0.6m時速度≤3m/min）；⑤保證冷卻水量（≥200L/min），水壓≥3MPa，檢查噴嘴是否堵塞（堵塞率＞10%需清理）；⑥定期更換截齒（每割3刀煤檢查1次，磨損量＞15mm或合金頭脫落立即更換）。13.簡述綜采工作面過空巷的安全技術(shù)措施。答：①超前探測：提前30m用物探（瑞利波，探測距離50m）和鉆探（φ75mm鉆孔，孔深15m，間距5m）查明空巷位置、高度、積水情況（水量＞50m3需提前疏放）；②加固空巷：空巷與工作面夾角＜30°時，在空巷內(nèi)架棚（U29型鋼棚，棚距0.6m），棚間用φ16mm鋼筋連接（間距1m）；夾角＞30°時，向空巷內(nèi)注入馬麗散N（注入壓力5-8MPa，單孔注入量200-300L），形成5m厚加固區(qū)；③調(diào)整采高：過空巷段采高比空巷高度低200-300mm（空巷高3m時采高控制在2.7-2.8m），避免支架頂梁與空巷頂板碰撞；④控制推進速度：距空巷10m時，推進速度≤2刀/d（正常4-5刀/d），割煤后立即拉架（滯后煤壁≤500mm）；⑤加強支護：空巷對應(yīng)支架增設(shè)1根超前抬棚（φ108mm鋼管，長度4m），移架后打出護幫板（伸出長度≥800mm）；⑥瓦斯管理：過空巷前檢查瓦斯（濃度＞0.8%時停止作業(yè)，實施瓦斯抽采，抽采流量≥5m3/min），工作面配備2臺便攜式瓦斯報警儀（懸掛在架間，距頂板300mm）；⑦防漏頂：空巷頂板破碎時，鋪設(shè)金屬網(wǎng)（φ6mm鋼筋，網(wǎng)格200mm×200mm）與工作面網(wǎng)片搭接（搭接長度≥500mm），用鐵絲連接（間距200mm）。14.論述液壓支架電液控制系統(tǒng)的組成及優(yōu)勢。答：組成：①主控系統(tǒng)（支架控制器，處理傳感器信號并發(fā)出指令）；②執(zhí)行系統(tǒng)（電液換向閥組，控制立柱、千斤頂動作）；③傳感系統(tǒng)（壓力傳感器、位移傳感器、傾角傳感器，精度分別為±0.5MPa、±5mm、±0.5°）；④通信系統(tǒng)（CAN總線，傳輸速率1Mbps，最大傳輸距離2000m）；⑤人機界面（操作面板，顯示支架狀態(tài)參數(shù)）。優(yōu)勢：①自動化移架（移架速度≤8s/架，比手動操作快3倍），提高推進速度（日進尺從8m提升至15m）；②精準(zhǔn)控制初撐力（誤差≤±1MPa），避免因初撐力不足導(dǎo)致的頂板下沉（下沉量減少40%）；③實現(xiàn)“跟機自動化”（采煤機割煤后，支架自動完成降架-移架-升架-護幫動作），減少操作人數(shù)（每面減少3-4人）；④實時監(jiān)測支架狀態(tài)（壓力、位移、傾角），數(shù)據(jù)上傳至地面監(jiān)控中心（存儲周期1min），便于分析頂板來壓規(guī)律；⑤具備故障自診斷功能（檢測閥組卡阻、傳感器失效等，報警響應(yīng)時間＜2s），提高設(shè)備可靠性（故障停機時間減少60%）；⑥支持遠程控制（地面或順槽控制臺操作，距工作面500m內(nèi)有效），改善作業(yè)環(huán)境（操作人員遠離煤壁，粉塵接觸量降低50%）。15.分析刮板輸送機斷鏈的主要原因及預(yù)防措施。答：主要原因：①鏈條疲勞（使用超過1000h，伸長率＞2%），鏈環(huán)出現(xiàn)微裂紋（通過磁粉探傷可檢測）；②超負荷運行（運輸量＞1500t/h，超過設(shè)計能力120%），鏈條張力超過破斷力（≥1000kN）；③鏈條磨損（鏈環(huán)與中部槽接觸處磨損量＞鏈徑10%，即φ34mm鏈磨損＞3.4mm）；④鏈條銹蝕（井下濕度＞90%，未涂防銹油，鏈環(huán)表面出現(xiàn)點蝕）；⑤卡鏈故障（大塊矸石卡住鏈條，張力突然增大至正常3倍以上）。預(yù)防措施：①定期更換鏈條（每500h檢測伸長率，超過2%立即更換），使用前預(yù)拉伸（張力≥破斷力30%，持續(xù)10min）；②控制運輸量（不超過設(shè)計能力110%），安裝過載保護裝置（電流傳感器，超過額定電流1.2倍時停機）；③加強潤滑（每8h對鏈條涂鈣基潤滑脂，涂覆厚度≥1mm），中部槽鋪設(shè)鑄石板（減少摩擦系數(shù)至0.15）；④定期檢查鏈環(huán)（用游標(biāo)卡尺測量磨損量，超過10%更換），清除鏈環(huán)間雜物（每周1次，用壓縮空氣吹掃）；⑤安裝斷鏈保護裝置（速度傳感器，兩側(cè)鏈條速度差＞0.1m/s時停機），機頭設(shè)置緊鏈器（可張緊鏈條至設(shè)計張力90%）；⑥處理卡鏈時，先停機停電（掛牌閉鎖），用千斤頂緩慢松動（推力≤鏈條破斷力20%），禁止強行啟動。16.簡述采煤工作面防塵“八字方針”的具體內(nèi)容及實施方法。答：“八字方針”為“風(fēng)、水、密、凈、護、管、教、查”。①風(fēng)：合理配風(fēng)（工作面風(fēng)量≥1500m3/min），風(fēng)速控制在1.5-4m/s（過低粉塵沉降，過高揚起粉塵）；②水：實施煤層注水（壓力8-12MPa，單孔注水量30-50m3，濕潤半徑5-8m）、架間噴霧（噴嘴間距1m，霧化粒徑50-100μm，壓力≥4MPa）、采煤機內(nèi)外噴霧（內(nèi)噴霧壓力≥2MPa，外噴霧≥4MPa，流量≥200L/min）；③密：封閉塵源（滾筒設(shè)置擋塵簾，長度覆蓋滾筒2/3，用橡膠板制作），轉(zhuǎn)載點設(shè)置密閉罩（與設(shè)備間隙≤50mm）；④凈：定期清掃（每天1次，用高壓水沖洗巷道積塵，厚度＞2mm的區(qū)域重點清理），安裝自動灑水裝置（每50m設(shè)置1組，感應(yīng)到人員通過時暫停）；⑤護：個體防護（佩戴KN95口罩，過濾效率≥95%），采煤機司機配備防塵頭盔（內(nèi)置微型風(fēng)扇，風(fēng)量≥30L/min）；⑥管：建立防塵管理制度（明確責(zé)任人，記錄注水壓力、噴霧開啟時間等參數(shù)）；⑦教：培訓(xùn)防塵知識（每月1次，重點講解粉塵危害、設(shè)備操作方法）；⑧查：定期檢查（每周1次，用粉塵采樣器檢測全塵濃度＜10mg/m3，呼吸性粉塵＜3.5mg/m3，超標(biāo)的區(qū)域立即整改）。17.論述綜采工作面初次來壓的判斷依據(jù)及安全技術(shù)措施。答：判斷依據(jù)：①頂板下沉速度突然增大（從5mm/h增至20mm/h以上）；②支架工作阻力明顯升高（平均阻力≥額定阻力80%，即≥6400kN/架）；③煤壁片幫加劇（片幫深度從0.5m增至1.5m以上）；④采空區(qū)垮落聲頻繁（每小時＞10次，聲音由悶響變?yōu)榍宕啵虎菹锏雷冃瘟吭龃螅▋蓭鸵平浚?0mm/d，頂?shù)装逡平浚?0mm/d）。安全技術(shù)措施：①加強礦壓監(jiān)測（每2h記錄1次支架壓力，繪制P-t曲線）；②提高支架初撐力（初撐力≥28MPa，比正常高4MPa），每架支架增設(shè)1根單體支柱（DW35-300/100，初撐力≥11.5MPa）；③控制采高（不超過3.5m，避免支架失穩(wěn)），割煤后立即拉架（滯后煤壁≤300mm）；④減少空頂面積（端面距控制在≤340mm，超過時架設(shè)貼幫柱，間距1m）；⑤加強兩巷支護（超前支護距離從20m延長至30m，單體柱初撐力≥11.5MPa，棚梁用φ15.5mm鋼絲繩聯(lián)鎖）；⑥加快推進速度（日推進度從4m提高至6m，避免頂板長時間懸露）；⑦準(zhǔn)備應(yīng)急材料（備用單體柱20根，π型梁10根，編織袋500條用于裝矸石護幫）；⑧瓦斯管理（初次來壓時瓦斯涌出量可能增加30%，檢查瓦斯傳感器（T1設(shè)置在工作面回風(fēng)側(cè)10m，T2在回風(fēng)口10-15m），濃度＞0.8%時停止作業(yè)）。18.分析采煤機搖臂齒輪箱油溫過高（＞80℃）的原因及處理方法。答：原因：①潤滑油不足（油位低于視油窗1/3），齒輪潤滑不良（摩擦生熱）；②潤滑油變質(zhì)（粘度下降＞20%，酸值＞2mgKOH/g），潤滑性能降低；③齒輪嚙合不良（齒側(cè)間隙＜0.2mm或＞1.5mm，接觸面積＜60%），局部摩擦加劇；④冷卻器失效（冷卻水流量＜100L/min，進出口溫差＜5℃），散熱不足；⑤軸承損壞（滾動體剝落，保持架斷裂），運轉(zhuǎn)阻力增大；⑥負載過大（截割深度＞0.8m，牽引速度＞4m/min），功率損耗增加。處理方法：①檢查油位（補充至視油窗2/3），更換潤滑油（選用N320中負荷工業(yè)齒輪油，更換周期500h）；②化驗油質(zhì)（酸值＞2mgKOH/g時更換），清洗油箱（用煤油沖洗，去除金屬碎屑）；③調(diào)整齒輪嚙合（用壓鉛法測量齒側(cè)間隙，調(diào)整為0.3-1.2mm，接觸斑點沿齒長≥60%，齒高≥45%）；④清理冷卻器（拆除后用高壓水槍沖洗，壓力≥10MPa），檢查水泵揚程（不低于50m），確保流量≥150L/min；⑤拆解檢查軸承（用百分表測量徑向游隙，超過0.15mm時更換），更換時涂抹高溫潤滑脂（鋰基脂，滴點＞260℃）；⑥降低負載（減少截割深度至0.6m，牽引速度≤3m/min），檢查煤巖硬度（f＞4時采用松動爆破，減少截割阻力）。19.簡述煤巷錨桿支護設(shè)計的主要參