井下采煤工高级题库及答案

井下采煤工高级题库及答案1.综合机械化采煤工作面“三机”配套的核心技术参数包括哪些？简述其匹配原则。答：核心技术参数包括采煤机截割高度、截深，刮板输送机中部槽宽度、链速，液压支架最大/最小支撑高度、中心距。匹配原则：①采高匹配，液压支架支撑范围需覆盖采煤机截割高度±0.2m；②截深与中部槽宽度一致（常用0.6m或0.8m）；③采煤机牵引速度与刮板输送机链速匹配（牵引速度≤链速×0.8，避免堆煤）；④支架中心距与输送机中部槽长度一致（常用1.5m），保证推移同步性；⑤支架初撑力需满足顶板比压要求（软岩≥24MPa，中硬岩≥28MPa）。2.简述大采高综采工作面过断层时的技术措施。答：①断层落差＜1/2采高时，采用挑顶或卧底通过，破岩厚度≤300mm时用采煤机直接切割，超过则打眼放震动炮（单孔装药量≤200g）；②落差＞1/2采高时，调整工作面伪斜（伪斜角=断层倾角×0.6-0.8），使断层线与煤壁成30°-45°夹角逐步通过；③加强顶板管理，断层带每3架支架增设1根超前抬棚（φ108mm钢管，长度4m），移架后及时打出护帮板（伸出长度≥800mm）；④控制采高（不超过支架最大支撑高度-200mm），割煤后立即带压移架（移架速度≤3m/min），防止漏顶；⑤断层带煤体破碎时，提前30m施工超前注浆孔（孔径φ42mm，孔深8m，间距2m），注入马丽散N加固材料（凝胶时间≤90s）。3.分析液压支架立柱“自降”故障的可能原因及处理方法。答：可能原因：①立柱活塞密封失效（Y形圈磨损或O形圈断裂），高压腔与低压腔窜液；②液控单向阀密封面损伤（阀座有划痕或弹簧失效），无法闭锁压力；③立柱缸筒内壁拉伤（深度＞0.5mm的轴向沟槽），导致内泄漏；④操纵阀窜液（回液腔与供液腔窜通），系统压力无法保持。处理方法：①更换立柱活塞密封组件（优先选用聚氨酯材质，硬度90±5HA）；②拆解液控单向阀，研磨密封面（表面粗糙度Ra≤0.8μm）或更换阀座；③缸筒拉伤长度＜300mm时，采用激光熔覆修复（熔覆层厚度1-2mm），超过则更换立柱；④检查操纵阀阀芯与阀套间隙（≤0.05mm），间隙过大时更换阀组。4.采煤机割煤时出现“闷车”现象，应从哪些方面排查原因？答：①负载过大：检查截割深度是否超过0.8m（硬煤≤0.6m），牵引速度是否＞4m/min（中硬煤≤3m/min）；②冷却水不足：测量进水量（≥200L/min），水压（≥3MPa），检查冷却器是否堵塞（进出口温差＞15℃需清理）；③机械卡阻：查看滚筒是否被矸石卡住（截齿磨损量＞15mm需更换），行星减速器齿轮是否断齿（齿面剥落面积＞齿宽1/3需更换）；④电气故障：检测电动机电流（不超过额定电流1.2倍），电缆绝缘电阻（≥100MΩ），变频器输出频率是否稳定（波动≤5Hz）；⑤液压系统：检查牵引泵排量（变量泵最大排量90%以上），溢流阀整定值（不超过31.5MPa），过滤器压差（＞0.3MPa需更换滤芯）。5.简述冲击地压危险工作面的“四位一体”综合防治措施。答：①监测预报：采用微震监测（传感器间距≤50m）、地音监测（每10m布置1个探头）、钻屑法（钻孔φ42mm，孔深10m，每米钻屑量≥5kg为危险）；②解危措施：危险区域实施大直径钻孔卸压（孔径φ150mm，孔深15m，间距3m），或煤层注水（压力8-12MPa，单孔注水量30-50m³）；③防护措施：支架初撑力≥额定值90%（不低于24MPa），巷道两帮设置防飞网（网孔50mm×50mm），设备采用防倒链固定；④效果检验：解危后重新钻屑检测（钻屑量下降30%以上为有效），微震能量降低至1×10⁴J以下。6.说明综采工作面刮板输送机“上窜下滑”的判断方法及调整措施。答：判断方法：①观测机头机尾与巷道煤壁的相对位置（正常时机头/机尾距煤壁300-500mm）；②测量刮板链在机头链轮处的出链位置（偏离中心＞50mm为下滑，＜-50mm为上窜）；③标记中部槽与支架推移耳的位置（偏差＞100mm需调整）。调整措施：①单向割煤时，割煤方向与偏移方向相反（上窜时从机尾向机头割煤）；②调整推移顺序（下滑时滞后移架，上窜时超前移架，推移步距偏差控制在±50mm）；③在机头/机尾增设防滑千斤顶（型号ZYQ-100/320，推力1000kN），每刀煤调整1-2次；④控制采高（比正常采高低100-200mm），减少输送机受力；⑤底板松软时，铺设金属网（φ6mm钢筋，网格200mm×200mm）增加摩擦力。7.论述长壁工作面顶板“三带”划分依据及各带特征。答：依据岩层移动破坏程度及离层特性，划分为冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。冒落带：直接顶岩层垮落后碎胀充填采空区，高度H1=（6-10）M/（Kp-1）（M为采高，Kp为碎胀系数1.2-1.5），特征为岩块大小混杂，无连续性，漏风率＞30%；裂隙带：岩层产生垂直/斜交裂隙但未完全垮落，高度H2=（10-20）M，特征为裂隙连通性强（导水系数＞0.1m/d），存在离层空间（最大离层量50-200mm），可通过钻孔电视观测到明显裂缝；弯曲下沉带：地表基岩整体弯曲变形，高度H3=H总-H1-H2，特征为岩层保持连续性（裂隙率＜5%），下沉曲线呈正态分布（最大下沉速度≤50mm/d），无明显破坏，仅产生水平拉伸/压缩变形（应变＜0.2‰）。8.采煤机司机在割煤过程中需重点观察哪些参数？简述异常情况的处置流程。答：重点观察参数：①牵引速度（硬煤≤2m/min，中硬煤≤3m/min，软煤≤4m/min）；②截割电机电流（不超过额定值85%，超过需降低牵引速度）；③滚筒负载声音（均匀闷响为正常，尖锐异响可能截齿缺失或矸石卡阻）；④冷却水流量（≥200L/min，低于150L/min需停机检查）；⑤液压系统压力（牵引泵≤31.5MPa，调高泵≤20MPa，超压需检查溢流阀）。异常处置流程：①发现电流超限（＞额定值90%），立即降低牵引速度至1m/min，观察5分钟；②冷却水流量不足时，停机检查过滤器（压差＞0.3MPa需清洗）、水泵扬程（不低于50m）；③听到异常声响，停机升起滚筒检查截齿（缺失量＞5%需补装）、滚筒叶片（磨损量＞10mm需堆焊）；④液压系统超压（＞32MPa），关闭截割电机，检查安全阀整定值（误差≤±0.5MPa），必要时更换阀组；⑤出现剧烈振动（振幅＞5mm），立即停机，检查滚筒是否变形（径向跳动＞30mm需校直）、行走轮与销轨啮合（间隙＞5mm需调整）。9.分析综采工作面液压支架“倒架”的主要原因及预防措施。答：主要原因：①初撑力不足（＜额定值80%，即＜24MPa），支架稳定性降低；②工作面倾角＞15°时未采取防滑措施（未安装防倒千斤顶或千斤顶失效）；③移架顺序错误（下行移架时未带压擦顶，导致支架失去依托）；④底板松软（比压＜1.5MPa），支架底座陷入底板（陷入深度＞100mm），重心偏移；⑤采高过大（超过支架最大支撑高度-200mm），支架重心升高（重心高度＞2/3架高）。预防措施：①严格执行初撑力达标制度（每架支架初撑力≥24MPa，用测压表逐架检测）；②倾角＞10°时，每5-6架设置1组防倒千斤顶（型号ZFG-8000/25/50，推力8000kN），移架时同步张紧；③采用“带压擦顶”移架（降架量≤150mm，移架速度≤3m/min），保持与邻架间隙≤200mm；④底板松软区域铺设底调梁（16号槽钢，长度3m），或注入底板加固材料（如罗克休泡沫，注入量0.5m³/㎡）；⑤控制采高（不超过支架最大支撑高度-200mm），顶板破碎时及时拉超前架（超前煤壁≤500mm）。10.简述煤与瓦斯突出预兆及现场应急处置步骤。答：突出预兆分为有声预兆和无声预兆。有声预兆：煤炮声（像闷雷、机枪声）、支架断裂声、瓦斯忽大忽小的呼呼声；无声预兆：煤壁外鼓（突出前2-4小时外鼓量＞100mm）、片帮严重（片帮深度＞1m）、煤质变软（硬度系数f＜0.5）、光泽变暗（从亮煤变为暗煤）、工作面温度下降（降幅＞2℃）、瓦斯浓度异常（突然升高或降低）。应急处置步骤：①发现预兆立即发出警报（敲管子或喊话），停止作业；②所有人员沿避灾路线撤离（佩戴自救器，弯腰低行，避免碰撞产生火花）；③撤至反向风门内（风门关闭严密，门墙厚度≥0.8m），关闭风门；④无法撤离时进入避难硐室（硐室容量≥15人，氧气浓度≥18.5%，压风供气量≥0.3m³/min·人）；⑤汇报调度室（说明位置、预兆类型、人员数量），等待救援（救援人员需携带正压氧气呼吸器，进入前检测瓦斯浓度＜1%）。11.论述大倾角（＞25°）综采工作面设备防滑技术要点。答：①采煤机防滑：采用液压制动器（制动力≥2倍最大牵引力），停机时必须闭锁；牵引链设置防滑卡（每10m设置1个，卡爪深度≥链环直径1/2）；割煤时牵引速度≤2m/min，上行割煤、下行清浮煤；②刮板输送机防滑：机头机尾各安装2台防滑千斤顶（型号YQ-100/320，拉力1000kN），推移时滞后煤壁3-5m，推移步距控制在600±50mm；中部槽与支架推移耳采用“十字”连接（增加水平方向约束）；底板铺设轨道（30kg/m钢轨，间距1.5m），输送机沿轨道移动；③液压支架防滑：采用“邻架防倒”装置（每架与下一架用φ26mm链条连接，链条预紧力≥50kN）；移架时先调架（用侧护板调整支架垂直度，偏差≤±3°），再带压移架（降架量≤100mm）；支架底座安装“防扎底”装置（可伸缩底梁，伸出长度≥500mm），防止陷入底板；④人员防滑：巷道铺设防滑网（菱形网，网孔50mm×50mm），设置扶手（φ50mm钢管，高度1.2m，间距3m）；设备操作平台加装挡脚板（高度300mm），防止工具滑落。12.分析采煤机截齿异常磨损的主要原因及改进措施。答：主要原因：①截齿型号与煤岩硬度不匹配（f＞4时使用普通截齿，应选用硬质合金头截齿）；②截齿安装角度错误（切向角应为75°-85°，径向角15°-25°，角度过小导致受力集中）；③滚筒设计不合理（截线距＜100mm，导致截齿重复切割）；④牵引速度过快（硬煤牵引速度＞2m/min，截齿接触时间短、磨损加剧）；⑤冷却水不足（水量＜150L/min，截齿温度＞500℃，合金头软化脱落）。改进措施：①根据煤岩硬度选择截齿（f≤3用K型截齿，f=3-5用U型截齿，f＞5用S型截齿）；②调整截齿安装角度（切向角80°±5°，径向角20°±5°），用角度尺逐齿检查；③优化滚筒设计（截线距100-120mm，齿座采用“高低齿”布置，减少重复切割）；④控制牵引速度（硬煤≤2m/min，中硬煤≤3m/min），与截割深度匹配（截深0.6m时速度≤3m/min）；⑤保证冷却水量（≥200L/min），水压≥3MPa，检查喷嘴是否堵塞（堵塞率＞10%需清理）；⑥定期更换截齿（每割3刀煤检查1次，磨损量＞15mm或合金头脱落立即更换）。13.简述综采工作面过空巷的安全技术措施。答：①超前探测：提前30m用物探（瑞利波，探测距离50m）和钻探（φ75mm钻孔，孔深15m，间距5m）查明空巷位置、高度、积水情况（水量＞50m³需提前疏放）；②加固空巷：空巷与工作面夹角＜30°时，在空巷内架棚（U29型钢棚，棚距0.6m），棚间用φ16mm钢筋连接（间距1m）；夹角＞30°时，向空巷内注入马丽散N（注入压力5-8MPa，单孔注入量200-300L），形成5m厚加固区；③调整采高：过空巷段采高比空巷高度低200-300mm（空巷高3m时采高控制在2.7-2.8m），避免支架顶梁与空巷顶板碰撞；④控制推进速度：距空巷10m时，推进速度≤2刀/d（正常4-5刀/d），割煤后立即拉架（滞后煤壁≤500mm）；⑤加强支护：空巷对应支架增设1根超前抬棚（φ108mm钢管，长度4m），移架后打出护帮板（伸出长度≥800mm）；⑥瓦斯管理：过空巷前检查瓦斯（浓度＞0.8%时停止作业，实施瓦斯抽采，抽采流量≥5m³/min），工作面配备2台便携式瓦斯报警仪（悬挂在架间，距顶板300mm）；⑦防漏顶：空巷顶板破碎时，铺设金属网（φ6mm钢筋，网格200mm×200mm）与工作面网片搭接（搭接长度≥500mm），用铁丝连接（间距200mm）。14.论述液压支架电液控制系统的组成及优势。答：组成：①主控系统（支架控制器，处理传感器信号并发出指令）；②执行系统（电液换向阀组，控制立柱、千斤顶动作）；③传感系统（压力传感器、位移传感器、倾角传感器，精度分别为±0.5MPa、±5mm、±0.5°）；④通信系统（CAN总线，传输速率1Mbps，最大传输距离2000m）；⑤人机界面（操作面板，显示支架状态参数）。优势：①自动化移架（移架速度≤8s/架，比手动操作快3倍），提高推进速度（日进尺从8m提升至15m）；②精准控制初撑力（误差≤±1MPa），避免因初撑力不足导致的顶板下沉（下沉量减少40%）；③实现“跟机自动化”（采煤机割煤后，支架自动完成降架-移架-升架-护帮动作），减少操作人数（每面减少3-4人）；④实时监测支架状态（压力、位移、倾角），数据上传至地面监控中心（存储周期1min），便于分析顶板来压规律；⑤具备故障自诊断功能（检测阀组卡阻、传感器失效等，报警响应时间＜2s），提高设备可靠性（故障停机时间减少60%）；⑥支持远程控制（地面或顺槽控制台操作，距工作面500m内有效），改善作业环境（操作人员远离煤壁，粉尘接触量降低50%）。15.分析刮板输送机断链的主要原因及预防措施。答：主要原因：①链条疲劳（使用超过1000h，伸长率＞2%），链环出现微裂纹（通过磁粉探伤可检测）；②超负荷运行（运输量＞1500t/h，超过设计能力120%），链条张力超过破断力（≥1000kN）；③链条磨损（链环与中部槽接触处磨损量＞链径10%，即φ34mm链磨损＞3.4mm）；④链条锈蚀（井下湿度＞90%，未涂防锈油，链环表面出现点蚀）；⑤卡链故障（大块矸石卡住链条，张力突然增大至正常3倍以上）。预防措施：①定期更换链条（每500h检测伸长率，超过2%立即更换），使用前预拉伸（张力≥破断力30%，持续10min）；②控制运输量（不超过设计能力110%），安装过载保护装置（电流传感器，超过额定电流1.2倍时停机）；③加强润滑（每8h对链条涂钙基润滑脂，涂覆厚度≥1mm），中部槽铺设铸石板（减少摩擦系数至0.15）；④定期检查链环（用游标卡尺测量磨损量，超过10%更换），清除链环间杂物（每周1次，用压缩空气吹扫）；⑤安装断链保护装置（速度传感器，两侧链条速度差＞0.1m/s时停机），机头设置紧链器（可张紧链条至设计张力90%）；⑥处理卡链时，先停机停电（挂牌闭锁），用千斤顶缓慢松动（推力≤链条破断力20%），禁止强行启动。16.简述采煤工作面防尘“八字方针”的具体内容及实施方法。答：“八字方针”为“风、水、密、净、护、管、教、查”。①风：合理配风（工作面风量≥1500m³/min），风速控制在1.5-4m/s（过低粉尘沉降，过高扬起粉尘）；②水：实施煤层注水（压力8-12MPa，单孔注水量30-50m³，湿润半径5-8m）、架间喷雾（喷嘴间距1m，雾化粒径50-100μm，压力≥4MPa）、采煤机内外喷雾（内喷雾压力≥2MPa，外喷雾≥4MPa，流量≥200L/min）；③密：封闭尘源（滚筒设置挡尘帘，长度覆盖滚筒2/3，用橡胶板制作），转载点设置密闭罩（与设备间隙≤50mm）；④净：定期清扫（每天1次，用高压水冲洗巷道积尘，厚度＞2mm的区域重点清理），安装自动洒水装置（每50m设置1组，感应到人员通过时暂停）；⑤护：个体防护（佩戴KN95口罩，过滤效率≥95%），采煤机司机配备防尘头盔（内置微型风扇，风量≥30L/min）；⑥管：建立防尘管理制度（明确责任人，记录注水压力、喷雾开启时间等参数）；⑦教：培训防尘知识（每月1次，重点讲解粉尘危害、设备操作方法）；⑧查：定期检查（每周1次，用粉尘采样器检测全尘浓度＜10mg/m³，呼吸性粉尘＜3.5mg/m³，超标的区域立即整改）。17.论述综采工作面初次来压的判断依据及安全技术措施。答：判断依据：①顶板下沉速度突然增大（从5mm/h增至20mm/h以上）；②支架工作阻力明显升高（平均阻力≥额定阻力80%，即≥6400kN/架）；③煤壁片帮加剧（片帮深度从0.5m增至1.5m以上）；④采空区垮落声频繁（每小时＞10次，声音由闷响变为清脆）；⑤巷道变形量增大（两帮移近量＞50mm/d，顶底板移近量＞80mm/d）。安全技术措施：①加强矿压监测（每2h记录1次支架压力，绘制P-t曲线）；②提高支架初撑力（初撑力≥28MPa，比正常高4MPa），每架支架增设1根单体支柱（DW35-300/100，初撑力≥11.5MPa）；③控制采高（不超过3.5m，避免支架失稳），割煤后立即拉架（滞后煤壁≤300mm）；④减少空顶面积（端面距控制在≤340mm，超过时架设贴帮柱，间距1m）；⑤加强两巷支护（超前支护距离从20m延长至30m，单体柱初撑力≥11.5MPa，棚梁用φ15.5mm钢丝绳联锁）；⑥加快推进速度（日推进度从4m提高至6m，避免顶板长时间悬露）；⑦准备应急材料（备用单体柱20根，π型梁10根，编织袋500条用于装矸石护帮）；⑧瓦斯管理（初次来压时瓦斯涌出量可能增加30%，检查瓦斯传感器（T1设置在工作面回风侧10m，T2在回风口10-15m），浓度＞0.8%时停止作业）。18.分析采煤机摇臂齿轮箱油温过高（＞80℃）的原因及处理方法。答：原因：①润滑油不足（油位低于视油窗1/3），齿轮润滑不良（摩擦生热）；②润滑油变质（粘度下降＞20%，酸值＞2mgKOH/g），润滑性能降低；③齿轮啮合不良（齿侧间隙＜0.2mm或＞1.5mm，接触面积＜60%），局部摩擦加剧；④冷却器失效（冷却水流量＜100L/min，进出口温差＜5℃），散热不足；⑤轴承损坏（滚动体剥落，保持架断裂），运转阻力增大；⑥负载过大（截割深度＞0.8m，牵引速度＞4m/min），功率损耗增加。处理方法：①检查油位（补充至视油窗2/3），更换润滑油（选用N320中负荷工业齿轮油，更换周期500h）；②化验油质（酸值＞2mgKOH/g时更换），清洗油箱（用煤油冲洗，去除金属碎屑）；③调整齿轮啮合（用压铅法测量齿侧间隙，调整为0.3-1.2mm，接触斑点沿齿长≥60%，齿高≥45%）；④清理冷却器（拆除后用高压水枪冲洗，压力≥10MPa），检查水泵扬程（不低于50m），确保流量≥150L/min；⑤拆解检查轴承（用百分表测量径向游隙，超过0.15mm时更换），更换时涂抹高温润滑脂（锂基脂，滴点＞260℃）；⑥降低负载（减少截割深度至0.6m，牵引速度≤3m/min），检查煤岩硬度（f＞4时采用松动爆破，减少截割阻力）。19.简述煤巷锚杆支护设计的主要参