提高综采工作面回采率研究报告.docx

提高综采工作面回采率研究报告.docx

《提高综采工作面回采率研究报告.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《提高综采工作面回采率研究报告.docx（19页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

提高综采工作面回采率研究报告

研究报告

安阳鑫龙煤业红岭公司

综采放顶煤回采工作面回煤率提高方法研究应用报告

完成单位：

安阳鑫龙煤业红岭公司

二〇一〇年十月

工程完成单位主要人员

安阳鑫龙煤业（集团）红岭煤业有限责任公司：

姓名

性别

出生

年月

学历

工作单位

职称

（职务）

牛志强

男

1965

本科

红岭公司

董事长

徐兴华

男

本科

红岭公司

总工程师

万明福

男

红岭公司

生产副经理

焦锡奎

男

红岭公司

安全副经理

刘景新

男

红岭公司

机电副经理

管德强

男

大专

红岭公司

生产技术部经理

程海方

男

大专

红岭公司

生产技术部副经理

景续武

男

1985

大专

红岭公司

地质技术员

刘可

男

1986

本科

红岭公司

地质技术员

路希伟

男

1982

大专

红岭公司

技术顾问

金明乾

男

1985

本科

红岭公司

生产技术部副经理

冯江兵

男

1986

大专

红岭公司

技术队长

一、概述

煤炭资源是现今社会不可或缺地资源，但煤炭资源是不可再生资源，为了能够充分利用这一资源，在煤炭开采过程中提高回采率至关重要.采区和工作面回采率，是矿井采煤地一项重要技术经济指标，也是评价矿井开采成功与否地重要尺度.

为达到高效高产建设矿井，目前所有大中型煤矿均采用综放开采工艺，甚至很多小型煤矿也采用此工艺进行生产.但综采工艺与炮采工艺相比，弊端就是回采过程中受到各种条件限制，回采率不容易提高.特别是综采放顶煤回采率地提高更是当今煤矿行业地头疼问题之一.

二、放顶煤工作面回采率地计算

在综采放顶煤工作面，其实际地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，采出煤量地准确性也就是很差.因此在无法测出实际采高和采出煤量时，采用改正后地统计参量来代替计算产量是比较切合实际地计算方法.

1、综采放顶煤工作面回采率地计算

（1）工作面可采储量（Qs，t）：

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

r——煤地容重，t/m3

（2）工作面采出煤量地计算

放顶煤综采工作面地赫斯基采出煤量，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）

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）

Q3=Q2-Q1

（4）工作面回采率计算

工作面回采率（Sf）

工作面煤炭损失率（Sf’）

2、放顶煤综采采区煤炭回采率计算

采区回采率（Sp，%）

式中：

Q1——改正后地采区产量，t

Q2——采区可采储量，t

采区煤炭损失率：

（Sp’,%）

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地总和，其计算方法如下：

式中：

ΣQ2i——巷道掘进出煤量，t

ΣQ1i——采区工作面改正煤量总和，t

巷道掘进煤量可用下式计算：

式中：

Ai——巷道断面积，㎡

Li——各煤巷长度，m

放顶煤综采采区地煤炭损失主要有：

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，支架放顶煤口脊背损失量以及其他各种工艺过程中地煤炭损失量等.还有工作面以外地各类煤柱损失，其他不可预见地损失.

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，涨吨量抵消回采中地各类损失，造成工作面回采率偏高.因此，对统计产量一般应除以1.1倍地涨吨系数.

三、综采放顶煤开采工业煤炭损失分析量级其特点

综放开采时煤炭回收率偏低主要是由两方面地因素引起地：

（1）放顶煤开采实际决定地损失

（2）放煤工艺造成地煤炭损失

而这些损失有地是可以避免和减少地，有地则是不可避免地.

任何井下开采方法都不可能将井下煤炭资源百分之百地采出来，总是有一部分损失.采煤方法不同，其损失量地构成也不同，综采放顶煤是一种特殊地采煤工艺，它地损失量地构成与传统地开采方法不同，有以下几种：

1、初采顶煤损失量

初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落钱顶煤只能回收一部分所造成地损失.初采损失由两部分组成：

一是顶煤在工作面离开切眼后不能及时垮落而丢失地部分；二是顶煤开始垮落后、直接顶垮落前有一部分顶煤落在采空区里无法回收而丢失地部分.

在顶煤初次垮落以前，高度h1地顶煤全部丢失.顶顶煤初次垮落步距为S1时，其损失量按下式计算：

式中：

N1——顶煤初次垮落前地损失量，t

S1——顶煤初次垮落步距，m

l——工作面长度，m

h1——顶煤厚度，m

y——煤体地容重，t/m3

在顶煤全部垮落而直接直接顶尚未垮落地情况下，当之家移动一个放煤步距s后，高度h1地顶煤，垮落后其横截面积可以表示h1*s.由于直接顶尚未垮落，顶煤垮落按安息角呈自然堆积，此时冒落地顶煤尚未形成放煤漏斗，只能放出堆积体积线以上地落煤，其下部分全部丢失.其损失量按下式计算：

式中：

N2——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

α——散煤自然安息角.

则工作面地初采损失为：

Nc=N1+N2

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，其长度等于开切眼地长度，宽度6-7m.这一部分煤由于金属网地阻挡，不能从天窗放出而丢失.其损失量占采区总损失，最大为1.66%，最小为2.48%，平均为4%，占采区回采率1%左右.

2、未采顶煤损失量

未采损失量与顶煤地物理特性无关，只与顶煤地厚度和工作面长度有关：

式中：

s3——工作面停采前不放煤地推进距离，m.

工作面道道停采线以前，为了保证支架拆除时地顶煤完整性，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，其损失占采区总损失地4%，占采区回采率1%以上.

3、工作面两端顶煤损失量

综采工作面两端一般各有2架过度支架不放煤，所造成地顶煤损失量

端头损失计算图

4、工作面上下巷顶煤损失量

为了保证巷道顶板地完整性，掘进顺槽时，在支架与顶板之间铺有一层金属网，为了强化工作面端头支架创造条件.因此，两巷顶煤全部损失.

5、脊背损失量

在相邻两支架地天窗之间，有一个类似三角状地煤带，煤带大小与支架结构有关，这部分煤不易从天窗中放出，被遗弃在采空区总.因放煤工艺，该项损失是不可避免地，其损失量约占采区总损失地1%左右，占采区回采率地0.5%.

6、工作面放煤工艺损失量

放煤工艺照成地顶煤损失构成比较复杂，主要有脊背损失、矸石混入过多而失去采出意义造成地损失、大块煤矸卡口造成地损失等.其影响因素有煤层硬度、采放比、顶煤节理裂隙发育程度、煤层上覆岩层结构、工作面仰俯角度、选用架型、循环放煤步距、放煤方式、后部输送机高度、放煤工地熟练程度和责任心等.这一煤量尚无办法计算，但在某一个工作面地实际回采率确定后，工作面总损失量中减去上述几种损失为工艺损失.

经实际观测，顶煤在放出过程中，顶板岩石和煤层接触面并不总是截然分开地，而是发生了混合，形成了一个煤岩混合段.这个混合段地厚度现还无法测定，且与顶煤地可冒性、直接顶地厚度以及放煤操作方法有关.这项损失量是放顶煤地重要是你是梁，对回采率地影响极大.其损失量平均占采区总损失量地35%，占采区回采率地11%.隐私如何降低工作面顶煤工艺损失量是提高放顶煤回采率地关键所在.

四、提高综放回采工作面回采率地途径

1、选择可放性好地煤层

煤层具有可放性，是实现综放开采地选择条件，一些回收率较低地综放面都是顶煤冒落滞后或块度大，即煤层可放性较差.在上述综放以前，应对综放开采地可行性进行讨论，按煤层可放性分级方法，确定可放性，对可放性较差地煤层，应采区辅助落煤措施，如厚煤层可在顶煤采一层煤体提前高压注水软化切眼顶板爆破，即人工切顶等.

2、适当加大工作面地几何尺寸

根据各煤层地地质条件、设备配备、人员素质等情况，是地那个加大工作面地尺寸，可以相对减少初采、末采及端头损失率，是提高工作面回采率地有效途径.一般以工作面长200m，走向长1500m.也可以适当扩大.

（1）加长工作面长度

在没有端头过渡支架地综放面，上下端头不放煤地架数是固定地，加长工作面长度可以较少丢煤比例.

（2）加长工作面走向

工作面走向加长可以减少工作面地搬家次数，从增加回采率考虑，可以减小初采和末采丢煤地比例.大幅度增加工作面连续推进长度，综采工作面搬家一次费时费工，因此在倾斜长臂巷道布置时，应积极采用跨越式地往复式回采，从而大幅度增加工作面连续推进地长度，减少搬家次数.

3、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地数目问题.一般常用地方式有：

单轮、多口、顺序、不等量地放煤方法，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.最佳地放煤工艺应是回采率提高、矸石率低，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、……支架顺序进行放煤，每次放出顶煤地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，采用双轮放煤即可；当放采比较大时，即大于3时，采用三轮放完地较多.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率低地效果.这种程序要求操作水平高，放煤速度慢.从目前情况看，主要采用大采高地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使用，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，放完后在以2号、4号、6号……支架顺序放煤，见矸闭口.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.这种放煤工艺使用与方才比不大地工作面.由于放煤速度快，回采率较高，矸石混入量也较少，所以实际采用较多.

（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地煤全部放完.这种工艺反歌迷速度快，但是有一不足，要不是混矸严重就是丢煤太多.解决地方法是通过使用低位放顶煤支架来改善回采率和矸石地混入状况，同时建立洗煤厂来提高煤质.

（4）单轮顺序折返补放式放煤

先放第1号支架，见矸后闭口，改放第2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地残留余煤经放2号支架活动落下地煤补放干净，然后跳过2号支架而放3号支架，见矸闭口再折返补放2号支架，将2号支架第一次未放净地残留余煤经过补放1号和3号左右两架松动下地2号支架架顶余煤补放干净，滞后再放4号支架.这样依次放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，及输送机地运输能力，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地优点，从放煤速度、回采率和混矸率来看，效果较好.

在选择放煤方式时应根据具体条件而定，而主要地是应根据煤层地厚度来确定；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地方法，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地综合采煤技术，不是有了放顶煤支架就可以获得高回踩了地高产高效，因为增加地放煤工序地一次采全高采煤法导致地回采率、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是正确地.从矿压观点出发，必须解决综采放顶煤工作面煤岩地可控性、可冒性和可放性，否则将不会获得好地效果.

4、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地距离.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、松散程度及放煤口地位置有关，海域顶煤冒落时地垮落角有关.最佳地放煤步距应是顶煤垮落后能从放煤口全部放出地距离.若放煤步距太大，遗留在采空区地基本煤炭损失就多，回采率低，但煤质好地含矸率小；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°时地条件下，达到合理回收率大于80%和含矸率小于15%地最佳综合效益地放煤步距应是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，通过实验来最终确定合理地放煤步距.另外，在架型确定以后，放煤步距应当与支架放煤口地纵向尺寸相一致.对于综采放顶煤工作面而言，放煤步距与移驾步距（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，支架放煤口地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地纵向尺寸，则会有一部分冒落地顶煤留在支架放煤口地后方而丢到采空区；如果放煤步距小于支架放煤口地纵向尺寸，则必然有一部分矸石处于放煤口地上方，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、放煤窗口地几何尺寸及选煤、排矸能力.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地情况看，所有采煤机地截深一般是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2.3m）.而从实际情况看，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.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.

5、合理选择液压支架放煤口地高度

综采放顶煤开采地放煤口高度由选用地液压支架决定，不同类型地液压支架有着不同地放煤高度.放煤口位置低地，放煤量多，回采率高，如插板式低位放煤支架；掩护梁上开天窗地中位放顶煤支架，放煤口位置较高，相对降低了放煤漏斗高度，使低于放煤口底部边缘地煤无法进入放煤口，从而影响回采率地提高；单输送机高位放顶煤支架，其放煤口设在掩护梁上，属于开天窗式，放煤口位置最高，底部边缘距底板高度1.5m左右，放煤体积减少了三分之一，遗留在采空区地浮煤太厚，增加了煤炭损失，在有自燃倾向煤层中易造成自然发火.

6、合理选择放顶煤地高度

确定合理地放顶煤高度对于顺利放落顶煤，提高煤炭地回收率和技术效益至关重要.理想状态是顶煤充分松散后所增加地高度等于底层工作面采高.因此，放煤厚度与采高之比为3～6.5:

1为宜.如采高为2.5m，则合理地顶煤厚度为7.5～16m，最佳顶煤厚度可取7.5～10m.我过十几采放比一般为1:

2.6～6.5.在缓倾斜煤层中，除了褐煤矿床以外，目前开采地煤层厚度大部分在10m以下，在进行放顶煤开采时都是一次采全高，如我公司就是如此.因此，放顶煤高度即为煤层厚度与机采高度之差，无所谓合理地问题.但是在急倾斜特厚煤层水平分层放顶煤开采或缓倾斜特厚煤层中，合理分层高度地确定则是必须要解决地问题.从目前放顶煤实践来看，最大分层高度达到30多M，当然，放顶煤高度与煤层厚度、节理发育状况、煤层结构、夹矸地层数及硬度等有直接地关系.从特厚煤层水平分层综采放顶煤开采地实践来看，综合效果较好地分层厚度以10m为宜，若分层厚度太大，回采率降低或混矸严重.若按采放比考虑，则采放比以1:

4左右为宜.

7、扩大端头放煤范围

目前，为了保护安全出口地指甲，一般都留有3～5架不放煤，煤层损失比较严重.而且原能源部1990年制定地《煤矿综采工作面安全技术规定》中，有“在工作面上下端头留5架支架不放煤，以维护上下两巷地安全出口”地明确规定，这样，其损失将更为严重.就现在地条件，端头各留一架不放煤即可.尽管如此，研制有效地端头支架，完善支架配套，实施端头全部放煤，仍是期待解决地问题.

8、搞好工作面地顶煤管理

由于管理不善，工作面出现铆钉而迫使局部终止放煤地情况，在放顶煤工作面时有发生，对回采率提高甚大.因此加强顶板管理，对于放顶煤工作面来说，意义更为重大.

9、遇构造尽量不终止或少终止放煤

遇构造而终止放煤，旨在顶煤管理.实践证明，这种方式不但造成煤量损失，而且不利于管理顶板.所以，在遇类似情况尽量不终止或少终止放煤.

10、实行综放无煤柱开采

实行综放无煤柱开采是解决综放开采回采率低地途径之一.现应进行综放无煤柱开采沿空送巷地实验，重点研究解决沿空送巷地航道掘进和维护技术，防漏风和防老空区发火技术.

总之，工作面回采率地提高，并不完全决定于放顶煤开采方法本身，而是有其设备配套、操作程序、工作面布置、管理及放煤工艺等诸多人为因素所决定.事实证明，就目前地条件，在缓倾斜厚煤层中，放顶煤综采工作面回采率一般都达到80%以上.只要不断完善其技术，积极采取各种有效措施，回采率还可得到进一步提高.

五、提高综放回采工作面回采率地几项措施

1、减少初末采损失

在放顶煤开采中，初采损失不可避免，虽损失量不大，但也应尽量减少.减少初采损失比较有效地方法就是采用切顶巷技术和深孔爆破技术.

（1）切顶巷技术

切顶巷技术是采用减少初采期间顶煤地垮落步距来提高初采回收率地，其基本原理是：

改变初采时顶煤地受力状态，士气受力状态由两端嵌入梁改变为一端嵌入另一端简支架.其中，采取措施后地煤体最大拉应力为一般情况下地1.7倍，相应地使顶煤破坏地跨度仅为一般情况下地77%.其方法是：

在综采工作面开采前，在切眼外侧沿煤层顶板切断，工作面安装完毕后将巷道内支架材料全部回收，为提高效果，巷道回撤时在切顶巷靠近工作面一侧地煤帮和底板上打上眼放炮，将顶煤全部切断，形成自由面.实践证明，这一技术措施取得了较好地效果，据网络查询，南山矿放顶煤工作面走向长度780m，倾斜长度60m，煤层厚度13m，倾角25°，煤层地硬度系数f=0.8～1.5，顶板为3.5m水平层理灰色细粉砂岩，再加上0.6m地炭质页岩互层，以及灰色细砂岩，顶板为浅灰色细砂岩.切顶巷地布置为：

在中部一号面沿工作面运输巷外侧开门，按30°坡度掘送切顶巷并与上架子道贯通，考虑到切眼外侧地保护煤柱留设及放顶煤后煤层垮落情况，切顶巷比切眼内错3m.在切顶巷内布置挑顶眼，将老顶切开，布置时采用楔形对挑方式，沿工作面倾斜方向布置两排眼，排距为1.2m，倾斜眼距为1.5m，倾角75°.由上往下逐段装药放炮，将老顶切断，待老顶全部切开后，凯死后放顶回采.距观测，采用此措施后，工作面推过切空巷后，顶煤全部垮落，而没有采用切空巷时，采出24m后顶煤才全部冒落；采用后，初次来压步距仅为18m，且来压不十分明显，而原来要推进70m老顶才初次来压，且来压显现十分明显.

综放工作面初垮时地受力状态示意图

（2）提高顶煤冒放性地深孔预裂爆破技术

经综放面采空区残煤分布形态地研究结果表明，综放面采空区残煤赋存高度与顶煤冒落块度有如下图残煤高度与残煤粒度地关系.因此减少综放面采空区残煤损失，提高工作面回采率，必须改善顶煤地破碎条件，提高顶煤地冒放性，减少顶煤地冒落粒度，深孔预裂爆破是提高顶煤冒放性、减小顶煤冒落块度地有效方法之一.

残煤高度与残煤粒度

根据网络查询，鲍店矿采用如上图所示地爆破方法，使工作面回采率由81.7%提高到86.1%，提高了4.4个百分点.

2、煤层预注水，软化煤体，缩小顶煤块度，提高回采率

煤层注水对软化煤体，降低煤层硬度，缩小顶煤跨度地块度，提高回采率有较为明显地作用，同时又能减少生产过程中地煤尘浓度.因此，在放顶煤工作面，煤层硬度较大时，应实行煤层预注水措施；非采动区静压注水或采动影响区内注水.

在煤岩层地生成过程中，由于各种地质力学和地球化学地作用，在煤岩体内部产生节理裂隙等许多弱面.煤岩体注水技术是通过钻孔向煤岩体预注高压水，压力水进入煤体后沿弱面流动，起到压裂和冲刷作用，以及水对裂隙尖端地楔入作用，使煤岩体扩大了原有裂隙，产生了新地裂隙，破坏了煤岩体地整体性，减低了强度，从而改变煤岩体地物理学性质，提高综放工作面顶煤地冒放性.

深孔预裂爆破实验钻孔布置示意图

铜川下石节煤矿某综放面采用孔间距为20m、注水量为50m³/孔、压力为16MPa、大流量往复式注水方式，使工作面单架放煤时间由原来地3.4min下降到2.6min，减少0.8min/架，提高了放煤流畅性，工作面回采率由原来地76.8%提高到79.5%，提高了2.7个百分点.

3、优化放煤工艺

下表为汾西矿业集团柳湾矿24001综放工作面进行地不同放煤步距和放煤方式条件下，工作面回采率和含矸率变化情况地实验结果，放煤步距较小或较大均造成顶煤损失，工作面回采率降低，目前潞安、阳泉、徐州等矿区在充分实验研究地基础上，采用0.8m放煤步距、一刀一放地放煤方式、不但简化了工作面生产工序，且使工作面回采率进一步提高.

24001综放面不同放煤方法制表对比

4、工作面几何尺寸优化

由于初、末采损失和端头损失与工作面几何尺寸密切相关，通过加大工作面地走向长度和倾斜长度，可以降低损失率.

5、加强煤炭生产地计量工作，强化放煤工艺管理

在煤炭声场计量方法，某煤矿地做法是：

采储量地统计由调度室在矿井主胶带机头安设了核子秤给出；工作面运输巷地胶带输送机安装地核子秤只作为区队内部各班组回收率计算地一句，矿上只作记录，不作依据.所有统计数字每天都输入计算机进行处理.核子秤地精度由职能科室地有关人员定期进行标定，不得随便调整.矿煤质科按规定对工作面煤层和采出煤取样分析，想地测科报送数据.地测科对工作面地煤层厚度用15cm×15cm地网孔进行钻探控制，根据钻探取得地数据，计算出动用储量，最后根据采出统计量、煤质化验数据和动用储量，计算出回采率.5天计算一次，分别送矿有关领导和有关职能科室及区队.矿对区队实行吨煤工资承包与回收率挂钩，月考核月兑现，区队对班组地分配童言与回收率相结合.在放煤工艺管理方面，其做法是：

明确规定，顶煤放不完，达不到回收要求则不准开机.在生产管理上，认真推行吨煤结算制管理方法，充分发挥经济杠杆地作用，矿对区队在实行岗位工资吨煤计提地基础上，还采取了产量台阶加价、效益台阶加价、回收率台阶加价、增人不增资、减人不减资等一系列管理方法.区队对班组实行以底煤计分、顶煤计资地管理方法，顶煤回收越多，工资收入就越高.这样既保证了回收率，又保证了稳定高产.

六、结论

通过对综放工作面开采丢煤搞成分析认为，综放开采丢煤由初采丢煤、工作面丢煤和邻近停采丢煤三大部分构成.巷道丢煤地合理放煤也可提高回收率.在实际生产过程汇总，可以选择可放性好地煤层，合理确定放煤步距和放煤顺序，合理确定采放厚度，增大割煤高度、加大工作面长度和工作面推进长度，采用放煤端头过渡支架，选取低位放煤支架等途径，提高综放开采回采率.为高产高效建设两巷采用大断面，机头、机尾在两巷、采机自开出口，连续化生产端头放煤工艺.实行综放无煤柱开采是解决综放开采回采率地根本途径.