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93145 t/个·月,工作面效率42.48 t/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，t）：1、工作面可采储量（Qsγ=公QabMs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/m 3。

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（Q 1，t ）： ()63543122111100100y y y y y y y Q Q -⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛-----= 公式 （2-2） 式中： Q 2——统计产量，t ；y 1——煤样水分，%；y 2——原煤全水分，%；y 3——原煤灰分，%；y 4——煤样灰分，%；y 5——矸石灰分，%；y 6——原煤含矸率，%。

3、工作面煤量总损失量（Q 3，t ）：13Q Q Q s -= 公式 （2-3）4、工作面回采率的计算：工作面回采率（ S f ）：%1001*=s f Q Q S 公 式 （2-4）工作面煤炭损失率（S f `）：f f S S -=1` 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（S p ，%）：%100``1*=s p Q Q S 公 式（2-6）式中： Q 1`——改正后的采区产量，t ；Q s `——采区可采储量，t 。

2、采区煤炭损失率（S p `，%）：p p S S -=1`公 式（2-7）3、采区采出煤量（Q T ）：采区采出煤量（Q T ）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：∑∑==+=n i in i i T Q Q Q 1211 公式（2-8）式中： ∑Q 2i ——巷道掘进出煤量，t ；∑Q 1i ——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：γi i i L A Q =2公式（2-9）式中： A i ——煤巷断面积，m 2；L i ——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h 1的顶煤全部丢失。

当顶煤初次垮落步距为s 1时，其损失量按下式计算：γ***111h l s N = 公 式（3-1）式中： N 1——顶煤初次垮落前的损失量，t ；s 1——顶煤初次垮落步距，m ；L ——工作面长度，m ；h 1——顶煤厚度，m ；γ——煤体的容重，t/m 3。

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h 1的顶煤，垮落后其横截面积可以表示为h 1*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： ()()s h b b s s l N 121222*sin ***++--=αγ 公式（3-2）式中： N 2——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/m 3；s 1——顶煤初次垮落步距，m ；s 2——直接顶初次垮落步距，m ；b ——支架掩护梁长度，m ；h 1——顶煤厚度，m ；α——散煤自然安息角；则工作面的初采损失为：21N N N c +=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：γ***31s h l N m =公 式（3-3）式中： N m ——末采损失量，t ；L ——工作面长度，m ；h 1——顶煤厚度，m ；s 3——工作面停采前不放煤的推进距离，m ；γ——煤体的容重，t/m 3。

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：⎪⎪⎭⎫ ⎝⎛-=βtan *2**5.1***221110h h n s l N d 公 式（3-4）式中： N d ——综放工作面两端顶煤损失量，t ；L ——工作面长度，m ；s 0——工作面走向推进长度，m ；h 1——顶煤厚度，m ；β——顶煤放落角；n 1——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。