综采工作面提高放顶煤回采率的分析研究论.docx

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综采工作面提高放顶煤回采率的分析研究论

综采工作面提高放顶煤回采率的研究分析

摘　要：

我国缓倾斜厚煤层使用放顶煤技术开采的工作面,其回采率低是普遍存在的问题,通过对综放面煤量损失构成的原因进行分析,探讨并提出提高综放面回采率的几种措施。

关键词：

综放回采率初采采放工艺

1概述

煤炭是一种不可再生资源,是国家的宝贵财富。

合理开采和利用煤炭资源是我国煤炭工业的一项重要技术政策。

我国缓倾斜厚煤层分布广泛,储量丰富,所以,提高其回采率,减少煤炭损失意义非常重大。

目前开采这些煤层的方法主要有分层开采,一次采全高和放顶煤开采三种方法。

我国引进综采放顶煤工艺技术20多年以来，取得了较大的经济效益。

然而统计资料表明，仍有一些矿井综放工作面的回采率较低，有的不到75%，造成了一定数量的煤炭资源损失。

回采率偏低和指标不稳定仍是目前综放开采工艺中需要解决的问题。

但是以其高产、高效、掘进率低、成本低、经济效益好等优点,已逐步成为我国厚煤层的主导采煤方法,山西大同、阳泉、潞安、汾西、轩岗、晋城等局采用此方法都取得显著的经济效益。

1999年山西共有综放队23个,其中12个超百万吨。

回采产量达2072万t,平均工作面18.54个,平均单产93145t/个·月,工作面效率42.48t/工。

工作面平均回采率80.35%,低于国家规定4.65个百分点。

合理开采,充分利用煤炭资源,提高采出率是我国煤炭工业一项重要技术政策。

综合机械化放顶煤工艺因其对厚煤层开采具有安全、高效、低消耗,高产出的特点,已成为我国厚煤层开采的主要采煤方法之一。

2放顶煤工作面回采率的计算

采区和工作面回采率，是综采放顶煤的一项重要技术经济指标，也是评价综合机械化放顶煤开采成功与否的重要尺度。

在综采放顶煤工作面，其实际的开采高度一般难以通过实测确定。

由于计算参数难以准确测量，采出煤量的准确性也就是很差。

因此，在无法测出实际采高和采出煤量时，采用改正后的统计产量来代替计算产量是比较切合实际的计算方法。

2.1综采放顶煤工作面回采率的计算

1、工作面可采储量（Qs，t）：

公式（2-1）

式中：

a——工作面走向实测长度（不包括切眼），m；

b——工作面实测长度（不包括上、下巷道宽度），m；

M——工作面实测平均厚度，m；

γ——煤的容重，t/m3。

2、工作面采出煤量的计算：

放顶煤综采工作面的实际采出煤量，在不能测算实际采出煤量时，可以采用统计产量代替，但需要进行水分、灰分和矸石量改正。

实际采出煤量（Q1，t）：

公式（2-2）

式中：

Q2——统计产量，t；

y1——煤样水分，%；

y2——原煤全水分，%；

y3——原煤灰分，%；

y4——煤样灰分，%；

y5——矸石灰分，%；

y6——原煤含矸率，%。

3、工作面煤量总损失量（Q3，t）：

公式（2-3）

4、工作面回采率的计算：

工作面回采率（Sf）：

公式（2-4）

工作面煤炭损失率（Sf`）：

公式（2-5）

2.2放顶煤综采采区煤炭回采率计算

1、采区回采率（Sp，%）：

公式（2-6）

式中：

Q1`——改正后的采区产量，t；

Qs`——采区可采储量，t。

2、采区煤炭损失率（Sp`，%）：

公式（2-7）

3、采区采出煤量（QT）：

采区采出煤量（QT）为采区内各工作面实测产量与采区巷道掘进煤量的总和，其计算方法如下：

公式（2-8）

式中：

∑Q2i——巷道掘进出煤量，t；

∑Q1i——采区工作面改正煤量总和，t。

4、巷道掘进煤量可用下式计算：

公式（2-9）

式中：

Ai——煤巷断面积，m2；

Li——各煤巷长度，m。

放顶煤综采采区的煤炭损失主要有：

工作面内各类煤炭损失，如工作面初采、末采损失量，工作面端头、端尾损失量，支架放煤口脊背损失量以及其他各种工艺过程中的煤炭损失量等。

还有工作面以外的各类煤柱损失，其他不可预见的损失。

在实际统计煤量时，往往出现统计产量与计算产量间有严重差别，即采出煤量出现涨吨现象，涨吨量抵消回采中的各类损失，造成工作面回采率偏高。

因此，对统计产量一般应除以1.1倍的涨吨系数。

3　综采放顶煤的煤炭损失分析

任何开采方法,无论先进程度如何都不可能将井下煤炭资源百分之百地采出来,总要有一部分遗留在井下,造成一定量的损失。

国家规定:

厚及特厚煤层的采区回采率应≥75%。

采区内的煤炭损失可分为二部分:

护巷煤柱损失和工作面内的回采失。

3.1护巷煤柱损失

留设区段煤柱是巷道维护的一种手段,在影响回采巷道稳定的诸因素中,煤柱宽度的影响十分突出,煤柱宽度太大,固然对区段平巷维护有利,但资源浪费却十分严重,煤柱尺寸太小,区段平巷难以维护,生产很不安全,对此,各矿应结合具体条件确定。

3.2综放工作面内的回采损失

综采放顶煤是一种特殊的采煤工艺,其回采工作面内的煤碳损失与传统的分层开采相比,除了相同的部分外,还有以下几项不同的部分。

3.2.1初采损失量

综放工作面的顶煤冒落是依靠矿山压力和支架的反复支撑作用来实现的。

煤层的可放性是由顶煤的破碎度来衡量的,顶煤的初次垮落要等到顶板岩石垮落以后才开始进行,是被动等待矿山压力的作用,这样会造成从开切眼到顶板初次垮落的这段距离的顶煤的丢失。

为了使直接顶及时冒落,自开切眼开始就应放出顶煤,但是为防止直接冒落对采场支架造成冲击危害,应控制顶煤的放出量。

其方法是在掘进开切眼时,沿开切眼全长铺设顶网,宽约6~7m,防止开切眼顶煤冒落,冲击支架。

这一部分煤由于金属网的阻挡,仍不能从天窗放出而丢弃在采空区。

密度设计和现场施工。

在顶煤初次垮落以前，高度为h1的顶煤全部丢失。

当顶煤初次垮落步距为s1时，其损失量按下式计算：

公式（3-1）

式中：

N1——顶煤初次垮落前的损失量，t；

s1——顶煤初次垮落步距，m；

L——工作面长度，m；

h1——顶煤厚度，m；

γ——煤体的容重，t/m3。

在顶煤全部垮落而直接顶尚未垮落的情况下，当支架移动一个放煤步距s后，高为h1的顶煤，垮落后其横截面积可以表示为h1*s。

由于直接顶尚未垮落，顶煤垮落后按安息角呈自然堆积，此时冒落的顶煤尚未形成放落漏斗，只能放出堆积体积线以上的落煤，其下部分全部丢失。

其损失量按下式计算：

公式（3-2）

式中：

N2——顶煤初次垮落后至直接顶垮落前的顶煤损失量，t；

L——工作面长度，m；

γ——煤体的容重，t/m3；

s1——顶煤初次垮落步距，m；

s2——直接顶初次垮落步距，m；

b——支架掩护梁长度，m；

h1——顶煤厚度，m；

α——散煤自然安息角；

则工作面的初采损失为：

图1顶煤初采损失计算图

为了给支架安装创造条件，防止开切眼顶煤冒落，掘进时就铺设顶网，其长度等于开切眼的长度，宽度6-7m。

这一部分煤由于金属网的阻挡，不能从天窗放出而丢弃。

其损失量占采区总损失，最大为4.66%，最小为2.48%，平均为4%；占采区回采率的1%左右。

3.2.2末采损失量

终采损失即工作面收尾时的顶煤损失。

综放工作面的收尾方法有二种,一种是在距停采线一定距离内（一般10~25m）,顶煤不再放出,以便保证设备回撤区内的顶板及顶煤稳定;另一种是爬顶板回收,即使工作面以8°~10°的坡度由煤层底板爬到顶板岩层下方,并到达停采线（该法在顶板松软条件下使用）。

无论那种方式,都会造成顶煤的一定损失,且其损失量与工作面长度成反比例关系。

末采损失量与顶煤的物理特性无关，只与顶煤的厚度和工作面长度有关：

公式（3-3）

式中：

Nm——末采损失量，t；

L——工作面长度，m；

h1——顶煤厚度，m；

s3——工作面停采前不放煤的推进距离，m；

γ——煤体的容重，t/m3。

工作面到达停采线以前，为了保证支架拆除时的顶煤完整性，距停采线12m时，开始铺顶网，不放顶煤，直到停采线止，这一部分煤也不能采出。

其损失量占采区总损失的4.01%，占采区回采率的1%以上。

3.2.3工作面端头损失量

为了保护工作面二端出口,工作面两端的过渡支架,虽有放煤机构,但仍要2~3架过渡支架不能放煤,或只能放出少部分;在过渡支架和基本支架交接处,因为两种支架的长度不一,过渡支架较基本支架长,出现一个无掩护三角区,为了防止窜矸,一般与过渡支架相邻的基本架不能完全放煤,只能够回收一部分,且其损失量与顶煤厚度成正比,与工作面长度成反比。

综放工作面两端一般各有2架过渡支架不放煤，所造成的顶煤损失量可按下式计算：

公式（3-4）

式中：

Nd——综放工作面两端顶煤损失量，t；

L——工作面长度，m；

s0——工作面走向推进长度，m；

h1——顶煤厚度，m；

β——顶煤放落角；

n1——工作面端头不放煤支架数。

为维护工作面上下端头和运输设备的安全，工作面两端各有两架不放顶煤。

按每端2.5m计，共有5m不放顶煤，其损失量平均占采区总损失的7%左右，占采区回采率的2%左右。

3.2.4工作面上下顺槽顶煤损失量

为了保持巷道顶板的完整性,在掘进上、下顺槽时,在支架与顶板之间铺设一层金属网,其目的是为强化工作面端头支架创造条件。

因此,两顺槽顶煤可能丢失而不能够全部回收。

3.2.5架间脊背损失量

由于工作面支架放煤口相临近,放煤时放煤口间距大小不一,在相临的二个放煤口之间有一个类似三角形的煤带（即脊背煤损）,煤带大小与支架结构有关,这部分煤不易从放煤口放出,被遗弃在采空区中,从而造成一定量的煤炭损失（在低位插板式支架情况下无此损失）。

3.2.6采放工艺损失量

放煤工艺包括放煤步距、放煤方式和采放比等几个方面。

放煤工艺的选择与煤层赋存特点、矿山压力大小、顶煤断裂状态和松散煤岩运动规律有关。

据有关统计资料表明,下部综采工作面的煤炭泼洒损失率约为5%,放煤工艺损失率通常为15%左右,则采放工艺损失率约为10%~12%左右。

放顶煤工艺损失量与上述前5项损失量是不同的,前5项是合理损失量,是能够计算的（但并非所有放顶煤综采面都有这5项损失量）,而工艺损失量大小不能直接计算,只能用间接方法求出,即:

放顶煤工艺损失量=总损失量-可直接计算出的各项损失量之和。

4提高综放回采率的途径研究

提高综放回采率的途径,应在全面考虑影响回采率因素的基础上进行研究,这是因为一些看似次要因素,但在一定条件下就会成为丢煤的主要因素。

4.1优化采区设计与巷道布置,减少采区煤柱

（1）采区设计在充分考虑地质条件、装备水平的基础上,应尽可能向大采长、大走向的方向发展,并科学合理地确定留设煤柱的尺寸,这样可有效减少采区煤柱个数,增加回采工作面采出量。

如潞安矿务局王庄煤矿,将全矿井原有的四个生产采区、三个准备采区合理调整为三个集中生产区,回采工作面走向长度达2000m以上,开切眼长度为200m以上。

（2）在高瓦斯矿井中,认真研究不留设瓦斯尾巷的瓦斯抽排系统,如采用邻近层采空区抽放瓦斯,走向高抽巷抽放上临近层瓦斯,利用工作面回风顺槽抽放瓦斯,地面打钻孔埋设管路抽放瓦斯等,可以避免因留设瓦斯尾巷造成的煤柱损失。

（3）改进采区巷道与工作面顺槽巷道的连接方式,减少工作面停采线与采区巷道间的煤柱尺寸。

阳泉矿务局综放工作面停采线与采区巷道间留设的煤柱尺寸一般为40m~60m。

造成煤柱大的原因是:

从采区大巷掘进回采工作面顺槽时,先沿顶板掘进长度为20m左右的车场,然后再下坡沿底板掘进,这段下坡过渡巷长因煤层角度而异,一般在20m~40m左右。

之所以沿顶板开口向底板过渡,而不沿底板直接开口掘进下层回采巷道,主要是考虑工作面停采后,沿顶板进行采空区密闭方便,质量有保证,否则密闭困难,这样就增加了煤柱宽度。

这就提出一个末采结束后如果能在下层巷道进行密闭的课题。

阳泉一矿曾进行过实验,也取得一定效果。

如这个课题得到解决,则可改进巷道布置,减少末采煤柱损失。

4.2巷道掘进与支护必须保证质量

巷道掘进与支护对工作面回采率看似关系不大,实际生产中往往因掘进与支护质量造成工作

面开采煤量损失。

如因巷道支护质量差,特别是邻近采空区时巷道极易压垮,给工作面回采造成困难,推进速度慢,易引发煤层自燃产生有害气体。

此时,现场多采用快速推进不放顶煤的办法来解决,以避免造成更大的自燃事故。

当掘进巷道不直,中线偏差大等,同样会给工作面回采造成困难。

另外,巷道掘进时个别区域因某些原因而丢底煤,工作面回采过程中个别区域也被迫丢底煤而影响回采率。

4.3建立健全科学合理的通风与瓦斯排放系统,

有利于回采率的提高由于综放装备与工艺的使用,矿井瓦斯涌出规律发生了较大的变化,瓦斯涌出量明显增加,矿井瓦斯等级普遍升级,如阳泉矿务局15#煤层矿井均由原来的低瓦斯矿井升为高瓦斯矿井,给通风瓦斯管理与安全生产带来新的困难。

如果通风瓦斯问题得不到科学合理的解决,工作面就不能实现正常推进,一是易引发自燃发火造成资源损失;二是引发瓦斯事故,造成资源损失。

所以要保证工作面安全生产和回采率的提高,必须建立健全与综放相套的科学合理的通风与瓦斯管理系统,这方面仍然需要进行深入研究。

4.4优化综放设备选型配套对提高综放回采率至关重要

4.4.1推广低位放顶煤液压支架,是提高综放回采率的关键途径

低位放顶煤液压支架放煤速度快、煤尘小、回收率高已为公认。

根据潞安矿务局漳村矿实测,低位放顶煤比高位放顶煤高出3.36个百分点。

阳

泉矿务局从1996年使用低位放顶煤液压支架后,到目前为止,低位放顶煤工作面回采率达到87%,比中位放顶煤回采提高近4个百分点,回采率最高达90%之多。

所以厚煤层使用低位放顶煤可实现高产高效回采率,是今后的发展方向。

但在设计与选型时,其支架的尾梁摆动幅度、插板的伸缩范围、后部空间、后立柱工作阻力要有充分的余地,以便充分发挥放煤机构效能。

4.4.2进一步开发配套综放端头支架

如果综放工作面两端头配置支架,则可增加回采工作面2架~4架支架的放煤长度,实现多回收煤炭而提高回收率。

但端头支架的研究使用,受多种因素制约,仍然需要进一步开发研究。

4.4.3后部输送机、顺槽转载机及皮带运输机的选型配套

选型配套应向大功率方向发展实践证明,综放工作面后部输送机能力的大小对综放面产量与回收率有直接影响。

一般综放面放煤厚度均大于割煤厚度,如潞安矿务局采放比为1∶1.3,阳泉矿务局采放比为1∶1.6,放煤量大于割煤量,后部运输机能力应大于前部运输机,否则出现割煤后等放煤,不仅制约回采工作面推进速度,又易造成顶煤放不净,后部运输机能力小而造成压溜、断链等事故。

潞安、阳泉矿务局综放工作面后部输送机已由初始的SCB—630/220发展到目前的SCZ—764/630,提高了综放产量和回采率。

顺槽转载机及皮带运输机的选型配套,应以能满足工作面割煤、放煤平行作业时的最大生产能力为原则,以满足工作面的正常快速推进和顶煤的充分放出、潞安矿务局、阳泉矿务局转载机发展到880/220型,皮带运输机带宽达1.2米。

另外,工作面采煤机、前部运输机、乳化液泵站选型也向大功率方向发展。

4.5选择科学合理的综放工艺

放煤工艺是综放采煤法的核心。

在支架架型确定后,放煤工艺就成为工作面回采率高低的关键,据统计其损失率一般为10%左右。

4.5.1合理选择放煤工艺

沿工作面长度方向上任意处都能够进行放煤，因此存在着放煤顺序和放煤口同时开启的数目问题。

一般常用的方式有：

单轮、多口、顺序、不等量放煤方法，多轮、分段、顺序、等量放煤方法和多轮、间隔、顺序、等量放煤方法等几种。

这几种方法基本上都能使煤岩接触面保持沉降均匀。

最佳的放煤工艺应是回采率高、含矸率低，而改进放煤工艺使之更合理，可以提高回采率、降低含矸率。

1、多轮顺序均匀放煤

放煤顺序按1号、2号、3号、……支架顺序进行放煤，每次放出顶煤量的1/2~1/3；第一轮放完后，再从1号支架开始放第二轮，然后放第三轮并把顶煤全部放完。

一般情况下，放采比较小时，即小于3时，采用双轮放完煤即可；当放采比较大时，即大于3时，采用三轮放完的较多。

这种放煤顺序能使煤岩分界面均匀下降，可得到回采率高和含矸少的效果。

这种程序要求操作水平高，放煤速度较慢。

从目前情况看，主要应用于大采高的急倾斜水平分层放顶煤工作面，而缓倾斜厚煤层放顶煤工作面很少采用，主要原因是放煤速度太慢。

2、单轮间隔顺序均匀放煤

放煤顺序是按1号、3号、5号……支架顺序进行放煤，放完后再以2号、4号、6号……支架顺序放煤，见矸关门。

为了加强放煤速度，也可以两个放煤工相隔一定距离同时放煤，一人放单号支架，另一个人迟后放双号支架。

这种放煤工艺适用于放采比不大的工作面。

由于放煤速度快，回采率较高，矸石混入量也较少，所以实际采用的较多，如阳泉矿业集团的几个矿就是采用此放煤工艺。

3、单轮顺序放煤

此放煤工艺是放完第1号支架，再放2号支架，依次顺序将每个放煤口的煤全部放完。

这种工艺放煤速度快，但是有一不足，即不是混矸严重就是丢煤太多。

解决的办法是通过使用低位放顶煤支架来改善回采率和矸石的混入状况，同时建立洗煤厂来提高煤质。

如潞安矿业集团的五阳矿和王庄矿就是如此。

4．单轮顺序折返补放式放煤

先放第1号支架，见矸后关门，改放2号支架，待见矸后折返回头补放1号支架，将1号支架第一次未放净的残留余煤经放2号支架活动落下的煤补放干净，然后跳过2号支架而放3号支架，见矸后关门再折返补放2号支架，将2号支架第一次未放净的残留余煤经过补放1号和3号左右两架松动下的2号支架架顶余煤补放干净，之后再放4号支架。

这样依序放4号、5号、6号、……，每向前放一架，即返回补放前一架，使每一架放煤后都进行一次补放。

如果想加快放煤速度，可两人或三人分段同时放煤，这样做时有一点需要注意，即输送机的运输能力，否则，由于放出煤量太多压死输送机。

这种放煤方式集中了单轮放煤与多轮放煤、顺序放煤与间隔放煤的优点，从放煤速度、回采率和混矸率来看，效果较好。

兖州矿业集团的几个综采放顶煤工作面就是采用这种放煤工艺。

在选择放煤方式时应根据具体条件而定，而主要的是应根据煤层的厚度来确定：

一般情况下，煤层较薄时，采用单轮放煤；煤层较厚时，采用多轮放煤；间隔放煤较顺序放煤效果好。

单轮放煤工艺简单，易于操作；多轮放煤工艺复杂，操作技术要求较高。

放煤工艺应采取单轮间隔放煤的方法，这种方法工人既比较容易掌握，脊背损失相对又小。

实践证明，综采放顶煤是一种复杂的综合采煤技术，不是有了放顶煤支架就可以获得高回采率的高产高效，因为增加的放煤工序的一次采全高采煤法导致的回收率、含矸率、煤尘、煤层自燃等问题，使采煤工艺及技术比一次采全高和分层开采在一定程度上是复杂化了。

总之，应把综采放顶煤当做综合采煤技术才是正确的。

从矿压观点出发，必须解决综采放顶煤工作面煤岩的可控性、可冒性和可放性，否则将不会获得好效果。

4.5.2合理选择放煤步距

放煤步距是两次放煤之间综采工作面向前推进的距离。

合理地选择放煤步距，对提高回采率、降低含矸率十分重要。

它与顶煤厚度、破碎质量、松散程度及放煤口的位置有关，还与顶煤冒落时的垮落角有关。

最佳的放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出的距离。

若放煤步距太大，遗留在采空区的脊背煤炭损失就多，回采率低，但煤质好含矸率少；若放煤步距太小，则回采率高，混矸严重。

据统计，在顶煤垮落角为60~90度时的条件下，达到合理回收率大于80%和含矸率小于15%的最佳综合效益时的放煤步距应是1.2~1.8m，也就是采煤机每割2~3刀（截深为0.6m左右）放一次顶煤为宜。

所以要根据煤层条件破碎松散程度、垮落角等有关因素，通过试验来最终确定合理的放煤步距。

另外，在架型确定以后，放煤步距应当与支架放煤口的纵向尺寸相一致。

对于综采放顶煤工作面而言，放煤步距应与移架步距（或采煤机截深）成倍数关系，即割一刀、两刀或三刀煤放一次顶煤。

也就是说，支架放煤口的纵向尺寸亦应与采煤机循环进刀量成倍数关系，否则，若放煤步距大于支架放煤口的纵向尺寸，则会有一部分冒落的顶煤留在支架放煤口的后方而丢到采空区；如果放煤步距小于支架放煤口的纵向尺寸，则必然有一部分矸石处于放煤口的上方，放煤时这部分矸石被一并放出，增加了含矸率。

所以放煤步距应根据煤层厚度、放煤窗口的几何尺寸及选煤、排矸能力确定。

煤层较厚、窗口较大时，放煤步距就可适当加大，否则应适当缩小。

选煤系统若采用洗选加工，排矸能力较大，则适当缩小放煤步距，可以提高回采率，又不至于影响煤质。

从目前综采放顶煤工作面的情况看，所用采煤机的截深一般是0.6m，由于一刀一放（放煤步距为0.6m）或三刀一放（放煤步距为1.8m）其放煤步距不是小就是大，因此大部分工作面采用两刀一放（放煤步距为1.2m）。

而从实际情况来看，放煤步距为1.2m并非对每一个工作面都是一个合理值。

一般情况下，顶煤高度大时，放煤步距则偏大，反之则偏小。

潞安矿业集团王庄矿的某综放工作面所采用的采煤机将0.6m的截深改为0.8m的截深，该工作面采用一刀一放，单轮顺序放煤，放煤步距为0.8m，滞后机组30m追机放煤，各项指标均创好水平。

一般情况下，在缓倾斜厚煤层中，放煤步距应控制在1.2-1.8m之间。

4.5.3其他主要环节

（1）改变过去初采阶段不放煤为一采出切眼就放顶煤。

（2）割煤过程中,一是做到不留底煤,二是清净浮煤。

（3）推广使用端头支架,使过去靠近上下顺槽的2架—4架由支架不放煤变为放顶煤。

（4）末采过程中,当做拆架道所铺顶网直至放煤窗口处或放煤插板处再停止放煤。

（5）停采线位置应选在予留煤柱的合理位置,不得随意增大予留煤柱尺寸。

（6）强化顶板管理。

放顶煤过程中,往往出现顶煤破碎导致顶板恶化,造成阶段性少放顶煤或不放顶煤而丢失资源。

（7）实行采、放平行作业和利用采煤机工艺性停割间隙放顶煤的方式,保证充足的放煤时间把顶煤放净。

4.6健全计量管理,加强监督检查

放顶煤的计量管理是提高采出率途径的重要部分,也是难度大、人为因素多的一项工作。

因为其实际采高与储量无法丈量,顶煤是否放净又看不见,所以健全计量管理、加强监督检查尤为重要。

1）要有健全的准确探煤厚度。

阳泉矿务局的做法是掘进顺槽巷道时,10m~15m探一次煤厚,工作面每推进10m~15m再探一次,以确定真实储量,为回采率计量提供依据。

2）采出量在丈量进度测算的同时,使用核子称和出车数计量,三个方面的结合,能有效保证采出量的真实性。

3）放煤管理方面,一是地测部门配备专人现场跟班监督检查;二是制定调动放煤工积极性的经济政策,如以放煤量计算工资等;三是配备高素质的放煤工。

4）加强回采率的测算与分析管理,保证回采率数据的真实性,并及时发现问题,予以纠正。

5）制定回采率考核制度,做到责任明确,奖罚分明,促进综放回采率的管理工作。

5　提高综放面回采率的措施

针对以上情况,要想使厚及特厚缓及倾斜煤层的采区回采率达到国家规定的≥75%的要求,就必须对上述的一些煤炭损失进行严格控制。

建议采取以下主要措施来提高综放面的回采率：

5.1改善采区设计，合理布置巷道

适当加大工作面走向长度和工作面长度，减少区段煤柱，减少端头损失及初、末采损失。

从而减少采区煤柱损失，提高回采率。

条件允许的情况下,采用无煤柱开采技术（如沿空留巷和沿空掘巷）可提高采区回采率。

在条件允许的情况下,尽可能加大工作面的长度和推进长度,这样可使端头支架不放煤及首、末采不放煤损失所占比例下降,相对提高综放面的回采率。

5.2合理的选择综放架型

支架架型对放顶煤工艺及顶煤回收率有较大的影响。

综放面液压支架的结构类型按输送机的数目可分为设单输送机和双输送机的液压支架;按放煤口的位置,又可分为高位放煤、中位放煤和低位放煤的液压支架。

根据煤矿的煤层赋存情况