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1、仪器仪表维修工试题库仪器仪表维修工试题库（六）一、填空题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。2、巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如保护煤柱一侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为煤体煤柱巷道。3、在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.30.5 m、极易垮落的软弱岩层，称为伪顶。它随采随冒，一般为炭质页岩、泥质页岩等。4、随着煤层倾角增加，工作面顶板下沉量将逐渐变小。5、齐梁式支护是指悬梁端与工作面相齐，支柱排成直线状。6、两帮移近量是指巷道沿腰线水平的减少值。7、护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的

2、宽度应不小于煤柱高度的2倍。8、当围岩表面和深部的相对变形量超过锚固剂的极限变形量以后，工作锚固力丧失。但由于已破坏的锚固剂仍具有残存粘结强度，钻孔围岩、破坏的锚固剂、锚杆杆体之间存在摩擦力，称为残余锚固力。9、放顶煤开采的实质是实现工作面煤炭和顶部煤炭同时采出，依靠矿山压力作用，使其自行破碎和冒落，且自行流动和放出。10、冲击矿压大多数发生在巷道，采场则很少。11.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。12、巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如保护煤柱一侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为煤体煤柱巷道。13、 在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.30.5 m

3、、极易垮落的软弱岩层，称为伪顶。它随采随冒，一般为炭质页岩、泥质页岩等。14、随着煤层倾角增加，工作面顶板下沉量将逐渐变小。15、齐梁式支护是指悬梁端与工作面相齐，支柱排成直线状。16、两帮移近量是指巷道沿腰线水平的减少值。17、护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤柱高度的2倍。18、当围岩表面和深部的相对变形量超过锚固剂的极限变形量以后，工作锚固力丧失。但由于已破坏的锚固剂仍具有残存粘结强度，钻孔围岩、破坏的锚固剂、锚杆杆体之间存在摩擦力，称为残余锚固力。19、放顶煤开采的实质是实现工作面煤炭和顶部煤炭同时采出，依靠矿山

4、压力作用，使其自行破碎和冒落，且自行流动和放出。20、冲击矿压大多数发生在巷道，采场则很少。21、一般把直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为（直接顶）。22、在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.30.5 m、极易垮落的软弱岩层，称为（伪顶）。23、通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为（老顶）。24、工作面的围岩，一般指（直接顶、老顶机直接底）的岩层。25、位于煤层下方的岩层称为（底板）。26、直接顶的第一次大面积垮落称为（直接顶初次垮落）。27、影响采场矿山压力显现的主要因素是（围岩性质）。28、顶板下沉量一般指煤壁到采空区边缘

5、裸露的顶底板相对移近量。29、巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如保护煤柱一侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为（煤体煤柱巷道）。30、基本顶周期断裂下沉引起工作面压力增大现象叫做（周期来压）。31、由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力为(矿山压力)。32、由于矿山压力作用使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象，统称为(矿山压力显现)。33、所有减轻 、调节、 改变和利用矿山压力作用的各种方法，均叫做(矿山压力控制)。34、支护能控制围岩变形的发展时，围岩位移挤压支架而产生的压力，称为(变形围岩压力)。35、围岩膨胀、崩解体积增大而施加于支护上

6、的压力，称为(膨胀围岩压力)。36、(冲击和撞击围岩压力)指围岩积累了大量弹性变形能之后，突然释放出来所产生的压力；以及回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支护体所产生的压力。37、(矿山压力与岩层控制)是以矿山岩石力学为基础，与矿山工程、采矿工艺理论和实践密切结合的采矿工业的基础课程。38、根据威严压力成因的不同，围岩压力可分为（松动围岩压力、变形围岩压力、冲击围岩压力、膨胀围岩压力）。39、 (沿空留巷)是在上区段工作面采过后，通过加强支护或采用其他有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，供下区段工作面回采时作为回风平巷。40、基本顶初次来压时，工作面距开切眼煤壁的距离叫做（初次来压步距）

7、。41、基本顶乡里两次周期来压期间工作面的推进距离叫做（周期来压步距）。42、根据切向应力的大小，比原岩应力小的压力区是（减压区）。43、根据切向应力的大小，比原岩应力高的压力区是( 增压区)。44、巷道两侧是松软岩层，在高压力作用下处于破坏状态。此范围内岩块所处的应力圆与其强度包络线相切，这个范围称为(极限平衡区)。45、支架结构上没有掩护梁，对顶板的作用是支撑的支架称为(支撑式)液压支架。46、(掩护式)液压支架结构上有掩护梁，单排立柱连接掩护梁或直接支撑顶梁对顶板起支撑作用的支架。47、(支撑掩护式) 液压支架具有双排或多排立柱及掩护梁结构的支架，支柱大部或全部通过顶梁对顶板起支撑作用，

8、可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。48、由于巷道开挖而松动或塌落的岩体，以重力的形式直接作用于支架结构物上的压力，表现为(松动围岩压力)载荷形式。49、 位于未经采动的煤体内，巷道两侧均为煤体，称为（煤体）巷道。50、 观测工作面矿压显现的指标有顶底板移近量、支架载荷量和支柱（活柱）下缩量，一般称为（三量）。51、 实际测定表明，采场顶板下沉量与采深之间并（无）直接关系。52、根据钻屑量预测冲击矿压危险时，常采用（钻出煤粉量）与正常排粉量之比，作为衡量冲击危险的指标。53、顶板大面积来压的防治措施（顶板高压注水、强制放顶、预防暴风措施）。54、工作面底板按其允许底板载荷强度由小到大分为五

9、个类别，即（极软类、松软类、较软类、中硬类、坚硬类）。55、煤矿安全生产的主要法规：煤炭法、矿山安全法、煤矿安全监察条例以及煤矿安全规程。56、矿山压力显现的基本形式包括围岩的明显运动与支架受力等两个方面。57、大倾角综采工作面必须有防（防滑倒）措施，并在作业规程中明确规定。58、冲击地压采煤工作面必须使用（防飞水平楔）；采掘工作面必须执行躲炮时间和躲炮距离的规定；电器设备必须有（生根）措施；掘进工作面巷道交叉口、采煤工作面（前方50米）范围内的巷道必须进行加强支护。59、具有冲击地压煤层的采区应尽量不留煤柱，采用沿空留巷或沿空掘巷，如需留煤柱时，其宽度不得大于(10)米，形状应规则不得有锐角

10、。应采用合理的采煤方法、顶板管理方法和落煤工艺，保证顶板充分冒落，并及时报废不需要的巷道。开采时采空区不得留有煤柱、木垛或其它板垛，如果在采空区留煤柱或板垛，必须将煤柱、板垛的位置和尺寸及影响范围标在(采掘工程平面图上)。60、炮掘影响巷道顶板管理质量的主要是(打眼)、(放炮)、(架棚子)。61、 停产（3）天以上的采煤工作面，恢复生产的前一班内，应鉴定冲击地压危险程度，并采取相应的安全措施。62、有严重冲击地压的煤层中，采掘工作面的爆破撤人距离和爆破后进入工作面的时间，必须在（作业规程）中明确规定。63、在无冲击地压煤层中的三面或四面被采空区所包围的地区、构造应力区、集中应力区开采和回收煤柱

11、时，必须制定防治冲击地压的安全措施。64、对冲击地压煤层，应根据（顶板岩性）掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷道支护严禁采用混凝土、金属等（刚性）支架。65、 煤粉监测记录内容：（钻孔位置）、（煤粉量）、（距离）、（动力效应）、（煤粉粒度组成）。66、所谓“三量”是指(顶板下沉量)、(支架载荷)及(支柱压缩量)，其测站布置应沿工作面设上、中、下三个测站，其中(中部)测站是重点观测区，一般应设置(25)条测线。67、所有掘进工作面必须编制（作业规程），严禁（无规程）施工。68、巷道开门严格按设计施工。开拓、准备巷道开门由分管副总组织（技术）、（测量）及（工区技术人员）现场定位挂线；其它巷道开门由

12、分管副总指派（有关技术人员）定位挂线。69、所有掘进工作面都必须按作业规程规定使用（临时）支护，严禁（空顶）作业。凡不使用（临时）支护的掘进工作面，一律不准作业。70、架棚时支架间应设牢固的（撑木）或（拉杆），支架构件要（齐全），穿顶背帮要（牢固），不得空顶空帮。71、修倾斜井巷时，应停止行车；需要通车作业时，必须制定（行车安全）措施。严禁（上、下段）同时作业。72、巷道掘进必须实行（光面）爆破。73、实行巷道工程质量终身制或保修制，设计人员、施工单位及质量检查人员必须分别对（工程设计）、（施工质量）和（工程质量验收）负责。74、建立、健全巷道工程质量保障体系，注重工程的（内在）质量，实行（工

13、序）管理，关键工序严格把关，确保巷道安全使用及服务年限。75、斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔（40）米 设置躲避硐并设红灯。76、煤层巷道顶板及深部全岩巷道大力推广全锚；一般情况下应采用（加长）锚；类煤巷顶板和深部全岩巷道严禁使用（端）锚。77、锚杆支护巷道只准使用（树脂）锚固剂和用于全锚的（水泥）锚固剂。78、锚杆直径与孔径、锚固剂直径要匹配，锚杆直径与孔径之差应保持在（6-12）毫米范围之内。 采用锚杆支护时锚杆各构件强度与（设计锚固力）要匹配。79、顶板锚杆与棚式支架联合支护时，支架应架设在两排锚杆（中间）位置。80、对当班新打锚杆和迎头10米范围内锚杆，必须进行扭矩检测。每小

14、班抽样（一组（5个）做螺母扭矩的检验，使用扭矩扳手，每个螺母拧紧力矩应不小于（300）N.m。如果其中一个扭矩不合格，将扭矩不足的螺母（重新拧紧）即可；有2个以上不合格，应将所有螺母（重新拧紧一遍），螺母还应每月检查一次，对松动的螺母要拧紧。81、全螺纹钢等强锚杆检测每月随机抽样一组（5根）锚杆送检，一组不合格再（抽样一组）；若再不合格，分析原因，并按规定对（有关责任单位和人员）进行处罚。82、锚杆托盘要（密贴）岩面。预应力钢丝绳锚杆锚具托盘及圈型梁或托盘压网（紧贴）岩面，不松动，无活盘现象。83、全螺纹钢等强锚杆外露长度符合规定。预应力树脂锚杆尾部露出锚具夹片（80-150）mm。锚索外露长

15、度不大于（150）mm。84、顶板离层指示仪的安设数量，类围岩巷宽小于3米时，每（80）米安设1个，巷宽大于3米时，每（60）米安设1个。类围岩巷宽小于3米时，每（70）米安设1个，巷宽大于3米时，每（50）米安设1个。在地质构造带与巷道交岔点内部应适当安设。85、发现顶板离层达到临界值时，应立即向（矿调度室）汇报。由矿分管领导召集有关人员分析顶板离层的原因，并采取相应的措施： 锚固范围之内离层：加大（支护密度）。锚固范围之外离层：增加（锚杆长度），或（安设锚索），或用（金属支架）加强支护。86、凡因无质量标准化检查工具造成锚固力、锚杆扭矩无法检查的，锚固力和锚杆安设质量视为（不合格）87、速

16、凝剂质量符合标准要求，每批有（出厂合格）证，（过期失效）速凝剂禁止使用，其配比为水泥重量的（24）。88、喷射混凝土配比为喷射砂浆的配比一般为（1：2）；喷射砼配比一般为（1：2：2）。89、采用锚喷支护巷道必须按（光爆）要求施工，岩巷掘进必须采用聚能管中深孔爆破技术。确保眼痕率不少于（40%）。90、锚喷二次支护工艺工艺要求初期支护采用初喷作临时支护。初喷厚度不小于（30）毫米，初凝（20）分钟后进行打、安锚杆及扒装。锚杆间排距一般为1.0-1.6m。91、采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用（潮）料，并使用除尘机对（上料口）、（余气口）除尘。92、对松软、破碎岩层或应力集中区锚喷

17、巷道要预先存放（备用棚）料，其具体规格、型号、数量和存放地点在作业规程中明确规定。93、每个检查点取砼芯样（5）个，取样要（均匀）分布。芯样要在养护（28）天的巷道喷体上钻取。材料或配合比变更时应另行取样。94、锚索参数的确定原则：最小锚固长度。水泥（砂）浆锚固（3.5）m， 树脂锚固（ 1.5）m。 锚索锚固力。单根锚索设计锚固力应大于（200）KN。95、服务年限5年以上锚索，采用树脂锚固剂时，锚孔必须（注满砂浆）。96、掘进质量标准化矿井规定行业级：总分为90分以上（不含90分），巷道工程质量优良品率（100），掘进等级队不少于（3）个。97、掘进质量标准化矿井规定省级：总分为85分以上

18、（不含85分），巷道工程质量优良品率（70及以上），掘进等级队不少于（2）个。98、掘进质量标准化矿井规定企业级：总分为80分以上（不含80分），巷道工程质量优良品率（50及以上），掘进等级队不少于（1）个。99、掘进、巷修每死亡1人，当季扣（10）分（季度得分不得超过80分）,以后每季度扣（5）分。集团公司每下1份事故隐患卡扣（0.5）分,停止作业一次扣（5）分。100、掘进工作面严禁采用（扩散）通风。掘进工作面开门前，必须先安装（局部通风机），实行机械通风。101、局部通风机和掘进工作面电气设备必须装有（风电）闭锁，并实行（人工）复电；采掘供电必须（分开）。102、岩巷掘进工作面通风可以采

19、用（压入）式，也可采用（混合）式；煤巷、半煤巷掘进工作面都应采用（压入）式，如采用（混合）式通风时，必须制定安全措施，报集团公司总工程师批准。103、严禁使用（3）台及以上局部通风机向1个掘进工作面供风。单台局部通风机只能向（一）个掘进工作面供风，风筒出风口距迎头距离不大于（10）米。104、特殊情况下，经矿总工程师批准，一台112KW以上局部通风机在向一个正规掘进工作面供风的同时，可向相邻另一个（非掘进）作业地点供风，两地点（风量、风速）都必须符合规定。105、高瓦斯区、瓦斯重点区内的煤巷、半煤巷及平巷供风距离超过（800）米、斜巷供风距离超过（300）米的掘进工作面必须安装（双风机双）电源

20、，每班安排专人检查一次，并做到自动切换，使用正常。当主风机停运后，必须能自动切断迎头电源，停止工作进行处理。106、局部通风机要设专人（兼职）负责，并（挂牌）管理，保证正常运转，严禁（随意停开）风机，断开风筒。局部通风机停风，必须立即（断电）撤人。风筒必须采用（抗静电及阻燃）风筒，风筒吊挂平直无破口、接头漏风，高瓦斯区风筒吊挂要使用风筒布条吊挂。107、临时停工的掘进工作面必须保持正常通风，并有专人看管风机，现场交接班。临时停风24小时以内要设置（栅栏），并（派专人）站岗，现场（交接班）；停风1个月以内要设置（板闭）；停风时间超过1个月的掘进工作面，必须建筑（砖闭）。108、掘进工作面预透盲巷

21、、旧巷时，必须提前对被贯通巷道按规定探查、排放瓦斯，只有当被贯通巷道内瓦斯浓度不超过（1%）、CO2浓度不超过（1.5%）时，方可贯通。109、高瓦斯区、瓦斯重点管理区采煤工作面及煤巷、半煤巷掘进工作面，必须配备专职瓦斯检查工，每班至少检查（三）次，要求班与班、次与次检查间隔时间在（24）小时之间，每次检查取最大数据填写在瓦斯检查牌板和记录手册上。110、专、兼职瓦斯检查工发现瓦斯超限或瓦斯涌出异常，要立即通知施工单位（停止作业），（撤出人员），并汇报（矿生产调度室）和（通风区）值班领导。制定专门安全措施进行处理，只有瓦斯降至煤矿安全规程允许浓度后方准生产。111、瓦斯重点区掘进工作面停风时间

22、不超过（2）小时，非重点区掘进工作面停风时间不超过（8）小时，可由专职瓦斯检查工检查瓦斯和氧气；当氧气浓度低于（18%）、瓦斯浓度超过（1%）或停风时间超过上述规定必须由救护队进行探查。112、高瓦斯区、瓦斯重点区的采掘工作面每周必须开展一次（炮眼）瓦斯浓度测定工作。并建立瓦斯浓度测定记录台帐，探索瓦斯变化规律。113、高瓦斯区、瓦斯重点区的所有采煤工作面和煤巷、半煤巷掘进工作面、机采面机组都必须安装（瓦斯断电仪）或（瓦斯监测探头）必须具有断电功能。114、爆破前后必须洒水灭尘、开启水幕，掘进工作面应在距迎头（30）米范围内安设自动水幕，（50）米范围内安设净化水幕。115、采掘工作面爆破地点

23、(30)米范围内，爆破前后必须洒水灭尘，冲刷岩（煤）帮。116、井下任何场所不得有厚度超过(2)毫米、长度超过(5)米以上的煤尘堆积地点。117、煤巷、半煤巷掘进面及煤仓同与其相连的巷道间；独立通风的巷道都要安设辅助隔爆设施。水棚距工作面（60200）米， 分散安装时（3060）米，辅助隔爆设施水量应满足（200）L/m2。118、水沟过风门时要设（反水池）或（挡风帘）。通车风门要设（底坎）。溜子道风门要设（挡风帘）。风门前后（5）米内巷道要支护完好，无片帮、冒顶。无杂物、积水、淤泥。119、掘进工作面爆破母线应使用绝缘良好的（铜芯）线缆并保证长度。躲炮距离为：拐弯巷道大于（75）米，直线巷道

24、大于（150）米。有冲击地压煤层爆破母线及躲炮半径必须大于（150）米。爆破母线严禁明接头，严禁使用裸线和铝芯线。120、井下必须使用符合要求的（煤矿许用）炸药和（煤矿许用）电雷管。121、爆破工、班组长、瓦斯检查工都必须在现场执行（“一炮三检”）、（“三人连锁”）、（“三保险”）爆破制度。122、掘进工作面严禁定炮和其他工序（同时）作业。123、无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破；严禁（裸露）、（短母线）爆破。124、水炮泥外剩余的炮眼要用粘土炮泥（填满封实）。炮眼深度小于（0.6）米时，不得装药爆破；特殊条件下需浅眼爆破必须制定安全措施报矿总工程师批准。125、装药的炮眼必须当班放完。在

25、特殊情况下，如果当班留下未起爆的装药炮眼，当班的队长、爆破工、安监员必须在（现场）和下一班的队长、爆破工、安监员进行交接，填写（交接报告）单，并同时向（安监处）汇报。 126、爆破时出现拒爆、残爆必须由当班的（队长）、（爆破工）、（安监员）处理完毕后，方可离开现场。127、区队技术员（或值班领导）必须根据工作面作业规程，确定炸药、雷管的种类、段号和数量，填写（领料单）并签字，否则按（“三违”）论处。128、装配引药数量必须符合（作业规程）规定，按规定在安全地点进行装配，不得由他人代替，并由专人（如班组长、安监员等）负责监督，装配好的引药雷管脚线必须（扭结）。否则对责任者按（“三违”）论处。12

26、9、打眼工必须按照（爆破说明书）规定进行打眼。定炮前爆破工、班组长、安监员按照作业规程对炮眼（深度）、炮眼（角度）、炮眼（位置）、围岩情况进行检查，不符合规定的，严禁定炮。130、定炮前爆破工必须对工作面附近（20）米范围内进行瓦斯检查，并将检查结果记录在册； 131、在煤层中眼距不得小于（0.5）米，在岩层中眼距不得小于（0.3）米，特殊地点地质条件发生变化，眼距小于（0.3）米时，必须使用（聚能管）爆破。 132、定炮必须使用水炮泥。炮眼深度超过1.3米时，必须使用（两块）水炮泥；使用一块水炮泥时，其长度不得低于（0.5）米。水炮泥外用黄泥炮泥填满封实，但最小封泥长度不少于（20）cm。1

27、33、定炮必须由爆破工进行，不得由他人代替。爆破工必须按照作业规程（爆破说明书）规定的雷管段号、炸药量、水炮泥和炮泥量进行装填。134、爆破后，待工作面炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查（通风）、（瓦斯）、（煤尘）、（顶板）、（支架）、（拒爆）、（残爆）等情况，如有危险情况，必须按规程规定及时处理。135、主要轨道上、下山的上车场必须采用（甩车场）设计形式，小轨道上、下山的上车场应尽量采用（甩车场）方式，以防止平车场跑车事故的发生。136、斜井和采区主要轨道上下山都要实行（封闭）管理，禁止行人，各通道口挂（禁止行人）牌板。137、坡度大于（7）的平巷，禁止使用机车

28、或人力推车。138、巷道坡度原则上要按一个坡度施工。巷道确需变坡或已发生变坡时，竖曲线半径不小于（15）米。139、采区设计、采掘作业规程和安全技术措施，必须对安全监控设备的（种类）、（数量）和（位置），信号电缆和电源电缆的敷设，控制区域等做出明确规定，并绘制布置图。140、掘进工作面采用串联通风时，必须在被串掘进工作面的局部通风机前设置（甲烷传感器）。141、掘进工作面严禁（空顶）作业。靠近掘进工作面（10）米内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩歪的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由（外向里）逐架进行。142、更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先

29、加固（临近）支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设（永久）支护，必要时还应采取（临时）支护措施。143、在倾斜巷道更换巷道支护时，必须有防止（矸石）、（物料）滚落和（支架）歪倒的安全措施。144、在爆破地点附近（20）米以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面（1/3）以上时，严禁装药放炮。145、处理拒爆时，在距拒爆眼（0.3）米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。146、 在煤层或矿床的开采过程中，一般把直接进行采煤或采有用矿物的工作空间称为（回采工作面）。147、位于未经采动的煤体内，巷道两侧均为煤体，称为（煤体煤体巷道）。148、 观测工作面矿压显现的指标有

30、顶底板移近量、支架载荷量和支柱（活柱）下缩量，一般称为“三量”。149、实际测定表明，采场顶板下沉量与（采深）之间并无直接关系。150、根据钻屑量预测冲击矿压危险时，常采用钻出（煤粉量）与正常排粉量之比，作为衡量冲击危险的指标。151、在上下区段之间，上区段采空区形成的残余支承压力与下区段工作面超前支承压力叠加，在煤层向采空区凸出的拐角，形成很高的叠合支承压力，应力增高系数可达（57）。152、与回采空间在同一层面的巷道称为（本煤层巷道）。153、 锚杆支护通过锚入围岩内部的杆体，它的受力状况以及它对围岩的作用方式比棚式支架复杂得多。国标GBJ8685将锚固力定义为锚杆对围岩的（约束力）。15

31、4、（顶板离层指示仪）是监测顶板锚固范围内及锚固范围外离层值变化趋势的一种监测装置。155、为了区别于其他煤层，通常将具有浅埋深、基岩薄、上覆厚松散层赋存特征的煤层称为（浅埋煤层）。156、 顶板下沉速度这是指单位时间内的（顶底板移近量）。157、开采解放层是防治冲击矿压的有效和带有根本性的区域性防范措施。一个煤层(或分层)先采，能使临近煤层得到一定时间的卸载。158、通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为老顶。一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。159、无论采用液压自移支架还是单体支柱，第二分层工作面的支架载荷要比第一分层（小）。160

32、、（错梁式）支护这种布置方式的截深是顶梁长度的一半。每进一刀，隔一架棚挂一根梁。161、在实际应用中定义：巷道开掘前所处位置的最大主应力与巷道围岩岩石单向抗压强度的比值为（巷道稳定性指数）。162、在我国煤矿中较常应用的是留小煤墙的（沿空掘巷方式）。163、悬吊理论认为：锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上，增强较软弱岩层的（稳定性）。164、放顶煤开采时（顶煤累计位移量）往往反映顶煤破碎充分，破碎的块度小，具有很好的流动性，易于放出。165、强烈冲击矿压抛出煤量在（50t）以上，震级在2级以上的冲击矿压。166、顶底板移近量简称为顶板下沉量。167、随着煤层倾角增加，工作面顶板下沉量将逐渐变小。168 、直接顶的第一次大面积垮