采掘技术员考试题库完整.doc

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1、【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流采掘技术员考试题库完整.精品文档.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12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

2、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

3、）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。

4、 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。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

5、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

6、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

7、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5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、

8、（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。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

9、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3545。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

10、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、

11、（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

12、人并直达地面的安全出口。 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

13、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。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。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。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

14、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。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。137、（

15、1）煤的坚固性系数（f）一般为12。 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）DZ30/100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。 146、（0）当工作面顶板压力大于

16、或等于单体液支柱的额定工作阻力时，支柱就会被压断。 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

17、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

18、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13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

19、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

20、点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时严禁放炮。 182、（1）岩石刚破碎时的碎胀系数一般为1.251.5。183、（1）如果直接顶厚度等于或大于采高的24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1/21/4。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

21、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。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的数据。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。197、（0）单体面常规

22、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。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

23、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

24、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。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

25、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

26、，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

27、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 。2

28、44、（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

29、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

30、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

31、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。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

32、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

33、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

34、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。

35、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。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

36、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

37、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56)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

38、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40-50时，一般每倾斜6-8便应有1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

39、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，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

40、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，

41、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

42、、（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。

43、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。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

44、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

45、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

46、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。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