安陽鑫龍煤業紅嶺公司綜采放頂煤回采工作面回煤率提高方法研究應用報告PAGE27-研究報告安陽鑫龍煤業紅嶺公司綜采放頂煤回采工作面回煤率提高方法研究應用報告完成單位：安陽鑫龍煤業紅嶺公司二〇一〇年十月

項目完成單位主要人員安陽鑫龍煤業（集團）紅嶺煤業有限責任公司：姓名性別出生年月學歷工作單位職稱（職務）牛志強男1965本科紅嶺公司董事長徐興華男本科紅嶺公司總工程師萬明福男紅嶺公司生產副經理焦錫奎男紅嶺公司安全副經理劉景新男紅嶺公司機電副經理管德強男大專紅嶺公司生產技術部經理程海方男大專紅嶺公司生產技術部副經理景續武男1985大專紅嶺公司地質技術員劉可男1986本科紅嶺公司地質技術員路希偉男1982大專紅嶺公司技術顧問金明乾男1985本科紅嶺公司生產技術部副經理馮江兵男1986大專紅嶺公司技術隊長

目錄一、概述 -1-二、放頂煤工作面回采率的計算 -1-1、綜采放頂煤工作面回采率的計算 -2-2、放頂煤綜采采區煤炭回采率計算 -3-三、綜采放頂煤開采工業煤炭損失分析量級其特點 -4-1、初采頂煤損失量 -5-2、未采頂煤損失量 -7-3、工作面兩端頂煤損失量 -7-4、工作面上下巷頂煤損失量 -8-5、脊背損失量 -8-6、工作面放煤工藝損失量 -8-四、提高綜放回采工作面回采率的途徑 -9-1、選擇可放性好的煤層 -9-2、適當加大工作面的幾何尺寸 -9-3、合理選擇放煤工藝 -10-4、合理選擇放煤步距 -13-5、合理選擇液壓支架放煤口的高度 -14-6、合理選擇放頂煤的高度 -15-7、擴大端頭放煤范圍 -16-8、搞好工作面的頂煤管理 -16-9、遇構造盡量不終止或少終止放煤 -16-10、實行綜放無煤柱開采 -17-五、提高綜放回采工作面回采率的幾項措施 -17-1、減少初末采損失 -17-2、煤層預注水，軟化煤體，縮小頂煤塊度，提高回采率 -20-3、優化放煤工藝 -22-4、工作面幾何尺寸優化 -22-5、加強煤炭生產的計量工作，強化放煤工藝管理 -23-六、結論 -24-安陽鑫龍煤業紅嶺公司綜采放頂煤回采工作面回煤率提高方法研究應用報告一、概述煤炭資源是現今社會不可或缺的資源，但煤炭資源是不可再生資源，為了能夠充分利用這一資源，在煤炭開采過程中提高回采率至關重要。采區和工作面回采率，是礦井采煤的一項重要技術經濟指標，也是評價礦井開采成功與否的重要尺度。為達到高效高產建設礦井，目前所有大中型煤礦均采用綜放開采工藝，甚至很多小型煤礦也采用此工藝進行生產。但綜采工藝與炮采工藝相比，弊端就是回采過程中受到各種條件限制，回采率不容易提高。特別是綜采放頂煤回采率的提高更是當今煤礦行業的頭疼問題之一。二、放頂煤工作面回采率的計算在綜采放頂煤工作面，其實際的開采高度一般難以通過實測確定。由于計算參數難以準確測量，采出煤量的準確性也就是很差。因此在無法測出實際采高和采出煤量時，采用改正后的統計參量來代替計算產量是比較切合實際的計算方法。1、綜采放頂煤工作面回采率的計算工作面可采儲量（Qs，t）：式中：a——工作面走向實測長度（不包括切眼），mb——工作面實測長度（不包括上、下巷道寬度），mM——工作面實測平均厚度，mr——煤的容重，t/m3（2）工作面采出煤量的計算放頂煤綜采工作面的赫斯基采出煤量，在不能測算實際采出煤量時，可以采用統計產量代替，但需要進行水分、灰分和矸石量改正。實際采出煤量（Q1，t）式中：Q2——統計產量，ty1——煤樣水分，%y2——原煤全水分，%y3——原煤灰分，%y4——煤樣灰分，%y5——矸石灰分，%y6——原煤含矸率，%(3)工作面煤量總損失量（Q3，t）Q3=Q2-Q1(4)工作面回采率計算工作面回采率（Sf）工作面煤炭損失率（Sf’）2、放頂煤綜采采區煤炭回采率計算采區回采率（Sp，%）式中：Q1——改正后的采區產量，tQ2——采區可采儲量，t采區煤炭損失率：（Sp’,%）采區采出煤量（QT）為采區內各工作面實測產量與采區巷道掘進煤量的總和，其計算方法如下：式中：ΣQ2i——巷道掘進出煤量，tΣQ1i——采區工作面改正煤量總和，t巷道掘進煤量可用下式計算：式中：Ai——巷道斷面積，㎡Li——各煤巷長度，m放頂煤綜采采區的煤炭損失主要有：工作面內各類煤炭損失，如工作面初采、末采損失量，工作面端頭、端尾損失量，支架放頂煤口脊背損失量以及其他各種工藝過程中的煤炭損失量等。還有工作面以外的各類煤柱損失，其他不可預見的損失。在實際統計煤量時，往往出現統計產量與計算產量間有嚴重差別，即采出煤量出現漲噸現象，漲噸量抵消回采中的各類損失，造成工作面回采率偏高。因此，對統計產量一般應除以1.1倍的漲噸系數。三、綜采放頂煤開采工業煤炭損失分析量級其特點綜放開采時煤炭回收率偏低主要是由兩方面的因素引起的：放頂煤開采實際決定的損失放煤工藝造成的煤炭損失而這些損失有的是可以避免和減少的，有的則是不可避免的。任何井下開采方法都不可能將井下煤炭資源百分之百的采出來，總是有一部分損失。采煤方法不同，其損失量的構成也不同，綜采放頂煤是一種特殊的采煤工藝，它的損失量的構成與傳統的開采方法不同，有以下幾種：1、初采頂煤損失量初采損失為頂煤初次垮落以前頂煤無法回收以及直接頂垮落錢頂煤只能回收一部分所造成的損失。初采損失由兩部分組成：一是頂煤在工作面離開切眼后不能及時垮落而丟失的部分；二是頂煤開始垮落后、直接頂垮落前有一部分頂煤落在采空區里無法回收而丟失的部分。在頂煤初次垮落以前，高度h1的頂煤全部丟失。頂頂煤初次垮落步距為S1時，其損失量按下式計算：式中：N1——頂煤初次垮落前的損失量，tS1——頂煤初次垮落步距，ml——工作面長度，mh1——頂煤厚度，my——煤體的容重，t/m3在頂煤全部垮落而直接直接頂尚未垮落的情況下，當之家移動一個放煤步距s后，高度h1的頂煤，垮落后其橫截面積可以表示h1*s。由于直接頂尚未垮落，頂煤垮落按安息角呈自然堆積，此時冒落的頂煤尚未形成放煤漏斗，只能放出堆積體積線以上的落煤，其下部分全部丟失。其損失量按下式計算：式中：N2——頂煤初次垮落步距mS2——直接頂初次垮落步距，mb——支架掩護梁長度，mα——散煤自然安息角。則工作面的初采損失為：Nc=N1+N2頂煤初采損失計算圖為了給支架安裝創造條件，防止開切眼頂煤冒落，掘進時就鋪設頂網，其長度等于開切眼的長度，寬度6-7m。這一部分煤由于金屬網的阻擋，不能從天窗放出而丟失。其損失量占采區總損失，最大為1.66%，最小為2.48%，平均為4%，占采區回采率1%左右。2、未采頂煤損失量未采損失量與頂煤的物理特性無關，只與頂煤的厚度和工作面長度有關：式中：s3——工作面停采前不放煤的推進距離，m。工作面道道停采線以前，為了保證支架拆除時的頂煤完整性，距停采線12m時，開始鋪頂網，不放頂煤，直到停采線止，這一部分煤也不能采出，其損失占采區總損失的4%，占采區回采率1%以上。3、工作面兩端頂煤損失量綜采工作面兩端一般各有2架過度支架不放煤，所造成的頂煤損失量端頭損失計算圖4、工作面上下巷頂煤損失量為了保證巷道頂板的完整性，掘進順槽時，在支架與頂板之間鋪有一層金屬網，為了強化工作面端頭支架創造條件。因此，兩巷頂煤全部損失。5、脊背損失量在相鄰兩支架的天窗之間，有一個類似三角狀的煤帶，煤帶大小與支架結構有關，這部分煤不易從天窗中放出，被遺棄在采空區總。因放煤工藝，該項損失是不可避免的，其損失量約占采區總損失的1%左右，占采區回采率的0.5%。6、工作面放煤工藝損失量放煤工藝照成的頂煤損失構成比較復雜，主要有脊背損失、矸石混入過多而失去采出意義造成的損失、大塊煤矸卡口造成的損失等。其影響因素有煤層硬度、采放比、頂煤節理裂隙發育程度、煤層上覆巖層結構、工作面仰俯角度、選用架型、循環放煤步距、放煤方式、后部輸送機高度、放煤工的熟練程度和責任心等。這一煤量尚無辦法計算，但在某一個工作面的實際回采率確定后，工作面總損失量中減去上述幾種損失為工藝損失。經實際觀測，頂煤在放出過程中，頂板巖石和煤層接觸面并不總是截然分開的，而是發生了混合，形成了一個煤巖混合段。這個混合段的厚度現還無法測定，且與頂煤的可冒性、直接頂的厚度以及放煤操作方法有關。這項損失量是放頂煤的重要是你是梁，對回采率的影響極大。其損失量平均占采區總損失量的35%，占采區回采率的11%。隱私如何降低工作面頂煤工藝損失量是提高放頂煤回采率的關鍵所在。四、提高綜放回采工作面回采率的途徑1、選擇可放性好的煤層煤層具有可放性，是實現綜放開采的選擇條件，一些回收率較低的綜放面都是頂煤冒落滯后或塊度大，即煤層可放性較差。在上述綜放以前，應對綜放開采的可行性進行討論，按煤層可放性分級方法，確定可放性，對可放性較差的煤層，應采區輔助落煤措施，如厚煤層可在頂煤采一層煤體提前高壓注水軟化切眼頂板爆破，即人工切頂等。2、適當加大工作面的幾何尺寸根據各煤層的地質條件、設備配備、人員素質等情況，是的那個加大工作面的尺寸，可以相對減少初采、末采及端頭損失率，是提高工作面回采率的有效途徑。一般以工作面長200m，走向長1500m。也可以適當擴大。加長工作面長度在沒有端頭過渡支架的綜放面，上下端頭不放煤的架數是固定的，加長工作面長度可以較少丟煤比例。加長工作面走向工作面走向加長可以減少工作面的搬家次數，從增加回采率考慮，可以減小初采和末采丟煤的比例。大幅度增加工作面連續推進長度，綜采工作面搬家一次費時費工，因此在傾斜長臂巷道布置時，應積極采用跨越式的往復式回采，從而大幅度增加工作面連續推進的長度，減少搬家次數。3、合理選擇放煤工藝沿工作面長度方向上任意處都能夠進行放煤，因此存在著放煤順序和放煤口同時開啟的數目問題。一般常用的方式有：單輪、多口、順序、不等量的放煤方法，多輪、分段、順序、等量放煤方法和多輪、間隔、順序、等量放煤方法等幾種。這幾種方法基本上都能使煤巖接觸面保持沉降均勻。最佳的放煤工藝應是回采率提高、矸石率低，而改進放煤工藝使之更合理，可以提高回采率、降低含矸率。多輪順序均勻放煤放煤順序按1號、2號、……支架順序進行放煤，每次放出頂煤的1/2～1/3；第一輪放完后，再從1號支架開始放第二輪，然后放第三輪并把頂煤全部放完。一般情況下，放采比較小時，即小于3時，采用雙輪放煤即可；當放采比較大時，即大于3時，采用三輪放完的較多。這種放煤順序能使煤巖分界面均勻下降，可得到回采率高和含矸率低的效果。這種程序要求操作水平高，放煤速度慢。從目前情況看，主要采用大采高的急傾斜水平分層放頂煤工作面，而緩傾斜厚煤層放頂煤工作面很少使用，主要原因是放煤速度太慢。單輪間隔順序均勻放煤放煤順序是按1號、3號、5號……支架順序進行放煤，放完后在以2號、4號、6號……支架順序放煤，見矸閉口。為了加強放煤速度，也可以兩個放煤工相隔一定距離同時放煤，一人放單號支架，另一個人遲后放雙號支架。這種放煤工藝使用與方才比不大的工作面。由于放煤速度快，回采率較高，矸石混入量也較少，所以實際采用較多。單輪順序放煤此放煤工藝是放完第1號支架，再放2號支架，依次順序將每個放煤口的煤全部放完。這種工藝反歌迷速度快，但是有一不足，要不是混矸嚴重就是丟煤太多。解決的方法是通過使用低位放頂煤支架來改善回采率和矸石的混入狀況，同時建立洗煤廠來提高煤質。單輪順序折返補放式放煤先放第1號支架，見矸后閉口，改放第2架，待見矸后折返回頭補放1號支架，將1號支架第一次未放凈的殘留余煤經放2號支架活動落下的煤補放干凈，然后跳過2號支架而放3號支架，見矸閉口再折返補放2號支架，將2號支架第一次未放凈的殘留余煤經過補放1號和3號左右兩架松動下的2號支架架頂余煤補放干凈，滯后再放4號支架。這樣依次放4號、5號、6號、……，每向前放一架，即返回補放前一架，使每一架放煤后都進行一次補放。如果想加快放煤速度，可兩人或三人分段同時放煤，這樣做時有一點需要注意，及輸送機的運輸能力，否則，由于放出煤量太多壓死輸送機。這種放煤方式集中了單輪放煤與多輪放煤、順序放煤與間隔放煤的優點，從放煤速度、回采率和混矸率來看，效果較好。在選擇放煤方式時應根據具體條件而定，而主要的是應根據煤層的厚度來確定；一般情況下，煤層較薄時，采用單輪放煤；煤層較厚時，采用多輪放煤；間隔放煤較順序放煤效果好。單輪放煤工藝簡單，易于操作；多輪放煤工藝復雜，操作技術要求較高。放煤工藝應采取單輪間隔放煤的方法，這種方法工人既比較容易掌握，脊背損失相對又小。實踐證明，綜采放頂煤是一種復雜的綜合采煤技術，不是有了放頂煤支架就可以獲得高回踩了的高產高效，因為增加的放煤工序的一次采全高采煤法導致的回采率、含矸率、煤塵、煤層自燃等問題，使采煤工藝及技術比一次采全高和分層開采在一定程度上是復雜化了。總之，應把綜采放頂煤當做綜合采煤技術是正確的。從礦壓觀點出發，必須解決綜采放頂煤工作面煤巖的可控性、可冒性和可放性，否則將不會獲得好的效果。4、合理選擇放煤步距放煤步距是兩次放煤之間綜采工作面向前推進的距離。合理地選擇放煤步距，對提高回采率、降低含矸率十分重要。它與頂煤厚度、破碎質量、松散程度及放煤口的位置有關，海域頂煤冒落時的垮落角有關。最佳的放煤步距應是頂煤垮落后能從放煤口全部放出的距離。若放煤步距太大，遺留在采空區的基本煤炭損失就多，回采率低，但煤質好的含矸率小；若放煤步距太小，則回采率高，混矸嚴重。據統計，在頂煤垮落角為60～90°時的條件下，達到合理回收率大于80%和含矸率小于15%的最佳綜合效益的放煤步距應是1.2～1.8m，也就是采煤機每割2～3刀（截深為0.6m左右）放一次頂煤為宜。所以要根據煤層條件破碎松散程度、垮落角等有關因素，通過實驗來最終確定合理的放煤步距。另外，在架型確定以后，放煤步距應當與支架放煤口的縱向尺寸相一致。對于綜采放頂煤工作面而言，放煤步距與移駕步距（或采煤機截深）成倍數關系，即割一刀、兩刀或三刀煤放一次頂煤。也就是說，支架放煤口的縱向尺寸亦應與采煤機循環進刀量成倍數關系，否則，若放煤步距大于支架放煤口的縱向尺寸，則會有一部分冒落的頂煤留在支架放煤口的后方而丟到采空區；如果放煤步距小于支架放煤口的縱向尺寸，則必然有一部分矸石處于放煤口的上方，放煤時這部分矸石被一并放出，增加了含矸率。所以放煤步距應根據煤層厚度、放煤窗口的幾何尺寸及選煤、排矸能力。煤層較厚、窗口較大時，放煤步距就可適當加大，否則應適當縮小。選煤系統若采用洗選加工，排矸能力較大，則適當縮小放煤步距，可以提高回采率，又不至于影響煤質。從目前綜采放頂煤工作面的情況看，所有采煤機的截深一般是0.6m，由于一刀一放（放煤步距為0.6m）或三刀一放（放煤步距為1.8m）其放煤步距不是小就是大，因此大部分工作面采用兩刀一放（放煤步距為2.3m）。而從實際情況看，放煤步距為1.2m并非對每一個工作面都是一個合理值。一般情況下，頂煤高度大時，放煤步距則偏大，反之則偏小。一般情況下，在緩傾斜厚煤層中，放煤步距應控制在1.2～1.8m之間。5、合理選擇液壓支架放煤口的高度綜采放頂煤開采的放煤口高度由選用的液壓支架決定，不同類型的液壓支架有著不同的放煤高度。放煤口位置低的，放煤量多，回采率高，如插板式低位放煤支架；掩護梁上開天窗的中位放頂煤支架，放煤口位置較高，相對降低了放煤漏斗高度，使低于放煤口底部邊緣的煤無法進入放煤口，從而影響回采率的提高；單輸送機高位放頂煤支架，其放煤口設在掩護梁上，屬于開天窗式，放煤口位置最高，底部邊緣距底板高度1.5m左右，放煤體積減少了三分之一，遺留在采空區的浮煤太厚，增加了煤炭損失，在有自燃傾向煤層中易造成自然發火。6、合理選擇放頂煤的高度確定合理的放頂煤高度對于順利放落頂煤，提高煤炭的回收率和技術效益至關重要。理想狀態是頂煤充分松散后所增加的高度等于底層工作面采高。因此，放煤厚度與采高之比為3～6.5:1為宜。如采高為2.5m，則合理的頂煤厚度為7.5～16m，最佳頂煤厚度可取7.5～10m。我過十幾采放比一般為1:2.6～6.5。在緩傾斜煤層中，除了褐煤礦床以外，目前開采的煤層厚度大部分在10m以下，在進行放頂煤開采時都是一次采全高，如我公司就是如此。因此，放頂煤高度即為煤層厚度與機采高度之差，無所謂合理的問題。但是在急傾斜特厚煤層水平分層放頂煤開采或緩傾斜特厚煤層中，合理分層高度的確定則是必須要解決的問題。從目前放頂煤實踐來看，最大分層高度達到30多米，當然，放頂煤高度與煤層厚度、節理發育狀況、煤層結構、夾矸的層數及硬度等有直接的關系。從特厚煤層水平分層綜采放頂煤開采的實踐來看，綜合效果較好的分層厚度以10m為宜，若分層厚度太大，回采率降低或混矸嚴重。若按采放比考慮，則采放比以1:4左右為宜。7、擴大端頭放煤范圍目前，為了保護安全出口的指甲，一般都留有3～5架不放煤，煤層損失比較嚴重。而且原能源部1990年制定的《煤礦綜采工作面安全技術規定》中，有“在工作面上下端頭留5架支架不放煤，以維護上下兩巷的安全出口”的明確規定，這樣，其損失將更為嚴重。就現在的條件，端頭各留一架不放煤即可。盡管如此，研制有效的端頭支架，完善支架配套，實施端頭全部放煤，仍是期待解決的問題。8、搞好工作面的頂煤管理由于管理不善，工作面出現鉚釘而迫使局部終止放煤的情況，在放頂煤工作面時有發生，對回采率提高甚大。因此加強頂板管理，對于放頂煤工作面來說，意義更為重大。9、遇構造盡量不終止或少終止放煤遇構造而終止放煤，旨在頂煤管理。實踐證明，這種方式不但造成煤量損失，而且不利于管理頂板。所以，在遇類似情況盡量不終止或少終止放煤。10、實行綜放無煤柱開采實行綜放無煤柱開采是解決綜放開采回采率低的途徑之一。現應進行綜放無煤柱開采沿空送巷的實驗，重點研究解決沿空送巷的航道掘進和維護技術，防漏風和防老空區發火技術。總之，工作面回采率的提高，并不完全決定于放頂煤開采方法本身，而是有其設備配套、操作程序、工作面布置、管理及放煤工藝等諸多人為因素所決定。事實證明，就目前的條件，在緩傾斜厚煤層中，放頂煤綜采工作面回采率一般都達到80%以上。只要不斷完善其技術，積極采取各種有效措施，回采率還可得到進一步提高。五、提高綜放回采工作面回采率的幾項措施1、減少初末采損失在放頂煤開采中，初采損失不可避免，雖損失量不大，但也應盡量減少。減少初采損失比較有效的方法就是采用切頂巷技術和深孔爆破技術。切頂巷技術切頂巷技術是采用減少初采期間頂煤的垮落步距來提高初采回收率的，其基本原理是：改變初采時頂煤的受力狀態，士氣受力狀態由兩端嵌入梁改變為一端嵌入另一端簡支架。其中，采取措施后的煤體最大拉應力為一般情況下的1.7倍，相應的使頂煤破壞的跨度僅為一般情況下的77%。其方法是：在綜采工作面開采前，在切眼外側沿煤層頂板切斷，工作面安裝完畢后將巷道內支架材料全部回收，為提高效果，巷道回撤時在切頂巷靠近工作面一側的煤幫和底板上打上眼放炮，將頂煤全部切斷，形成自由面。實踐證明，這一技術措施取得了較好的效果，據網絡查詢，南山礦放頂煤工作面走向長度780m，傾斜長度60m，煤層厚度13m，傾角25°，煤層的硬度系數f=0.8～1.5，頂板為3.5m水平層理灰色細粉砂巖，再加上0.6m的炭質頁巖互層，以及灰色細砂巖，頂板為淺灰色細砂巖。切頂巷的布置為：在中部一號面沿工作面運輸巷外側開門，按30°坡度掘送切頂巷并與上架子道貫通，考慮到切眼外側的保護煤柱留設及放頂煤后煤層垮落情況，切頂巷比切眼內錯3m。在切頂巷內布置挑頂眼，將老頂切開，布置時采用楔形對挑方式，沿工作面傾斜方向布置兩排眼，排距為1.2m，傾斜眼距為1.5m，傾角75°。由上往下逐段裝藥放炮，將老頂切斷，待老頂全部切開后，凱死后放頂回采。距觀測，采用此措施后，工作面推過切空巷后，頂煤全部垮落，而沒有采用切空巷時，采出24m后頂煤才全部冒落；采用后，初次來壓步距僅為18m，且來壓不十分明顯，而原來要推進70m老頂才初次來壓，且來壓顯現十分明顯。綜放工作面初垮時的受力狀態示意圖提高頂煤冒放性的深孔預裂爆破技術經綜放面采空區殘煤分布形態的研究結果表明，綜放面采空區殘煤賦存高度與頂煤冒落塊度有如下圖殘煤高度與殘煤粒度的關系。因此減少綜放面采空區殘煤損失，提高工作面回采率，必須改善頂煤的破碎條件，提高頂煤的冒放性，減少頂煤的冒落粒度，深孔預裂爆破是提高頂煤冒放性、減小頂煤冒落塊度的有效方法之一。殘煤高度與殘煤粒度根據網絡查詢，鮑店礦采用如上圖所示的爆破方法，使工作面回采率由81.7%提高到86.1%，提高了4.4個百分點。2、煤層預注水，軟化煤體，縮小頂煤塊度，提高回采率煤層注水對軟化煤體，降低煤層硬度，縮小頂煤跨度的塊度，提高回采率有較為明顯的作用，同時又能減少生產過程中的煤塵濃度。因此，在放頂煤工作面，煤層硬度較大時，應實行煤層預注水措施；非采動區靜壓注水或采動影響區內注水。在煤巖層的生成過程中，由于各種地質力學和地球化學的作用，在煤巖體內部產生節理裂隙等許多弱面。煤巖體注水技術是通過鉆孔向煤巖體預注高壓水，壓力水進入煤體后沿弱面流動，起到壓裂和沖刷作用，以及水對裂隙尖端的楔入作用，使煤巖體擴大了原有裂隙，產生了新的裂隙，破壞了煤巖體的整體性，減低了強度，從而改變煤巖體的物理學性質，提高綜放工作面頂煤的冒放性。深孔預裂爆破試驗鉆孔布置示意圖銅川下石節煤礦某綜放面采用孔間距為20m、注水量為50m3/孔、壓力為16MPa、大流量往復式注水方式，使工作面單架放煤時間由原來的3.4min下降到2.6min，減少0.8min/架，提高了放煤流暢性，工作面回采率由原來的76.8%提高到79.5%，提高了2.7個百分點。3、優化放煤工藝下表為汾西礦業集團柳灣礦24001綜放工作面進行的不同放煤步距和放煤方式條件下，工作面回采率和含矸率變化情況的實驗結果，放煤步距較小或較大均造成頂煤損失，工作面回采率降低，目前潞安、陽泉、徐州等礦區在充分實驗研究的基礎上，采用0.8m放煤步距、一刀一放的放煤方式、不但簡化了工作面生產工序，且使工作面回采率進一步提高。24001綜放面不同放煤方法制表對比4、工作面幾何尺寸優化由于初、末采損失和端頭損失與工作面幾何尺寸密切相關，通過加大工作面的走向長度和傾斜長度，可以降低損失率。5、加強煤炭生產的計量工作，強化放煤工藝管理在煤炭聲場計量方法，某煤礦的做法是：采儲量的統計由調度室在礦井主膠帶機頭安設了核子秤給出；工作面運輸巷的膠帶輸送機安裝的核子秤只作為區隊內部各班組回收率計算的一句，礦上只作記錄，不作依據。所有統計數字每天都輸入計算機進行處理。核子秤的精度由職能科室的有關人員定期進行標定，不得隨便調整。礦煤質科按規定對工作面煤層和采出煤取樣分析，想地測科報送數據。地測科對工作面的煤層厚度用15cm×15cm的網孔進行鉆探控制，根據鉆探取得的數據，計算出動用儲量，最后根據采出統計量、煤質化驗數據和動用儲量，計算出回采率。5天計算一次，分別送礦有關領導和有關職能科室及區隊。礦對區隊實行噸煤工資承包與回收率掛鉤，月考核月兌現，區隊對班組的分配童言與回收率相結合。在放煤工藝管理方面，其做法是：明確規定，頂煤放不完，達不到回收要求則不準開機。在生產管理上，認真推行噸煤結算制管理方法，充分發揮經濟杠桿的作用，礦對區隊在實行崗位工資噸煤計提的基礎上，還采取了產量臺階加價、效益臺階加價、回收率臺階加價、增人不增資、減人不減資等一系列管理方法。區隊對班組實行以底煤計分、頂煤計資的管理方法，頂煤回收越多，工資收入就越高。這樣既保證了回收率，又保證了穩定高產。六、結論通過對綜放工作面開采丟煤搞成分析認為，綜放開采丟煤由初采丟煤、工作面丟煤和鄰近停采丟煤三大部分構成。巷道丟煤的合理放煤也可提高回收率。在實際生產過程匯總，可以選擇可放性好的煤層，合理確定放煤步距和放煤順序，合理確定采放厚度，增大割煤高度、加大工作面長度和工作面推進長度，采用放煤端頭過渡支架，選取低位放煤支架等途徑，提高綜放開采回采率。為高產高效建設兩巷采用大斷面，機頭、機尾在兩巷、采機自開出口，連續化生產端頭放煤工藝。實行綜放無煤柱開采是解決綜放開采回采率的根本途徑。80196單片機IP研究與實現,TN914.42AT89S52單片機實驗系統的開發與應用,TG155.1F406基于單片機的LED三維動態信息顯示系統,O536TG174.444基于單片機的IGBT光伏充電控制器的研究,TV732.1TV312基于89C52單片機的印刷品色彩質量檢測系統的研究,TP391.41基于單片機+CPLD體系結構的信標機設計,TU858.3TN915.62基于單片機SPCE061A的汽車空調控制系統,TM774TM621.3帶有IEEE488接口的通用單片機系統方案設計與研究,TN015基于VC的單片機軟件式開發平臺,TG155.1F406基于VB的單片機虛擬實驗軟件的研究與開發,TG155.1F406采用單片機的電阻點焊智能控制器開發,TG155.1F406基于51系列單片機的PROFIBUS-DP智能從站研究,TG155.1F406八位單片機以太網接入研究與實現,TG155.1F406基于單片機與Internet的數控機床遠程監控系統的研發,R319TP319基于單片機和DSP控制的醫用輸液泵的研究,U467.11基于單片機控制新型逆變穩壓電源的設計與仿真,F426.22TP311.52基于8位單片機的摩托車發動機電控單元軟硬件的開發,TB61基于430單片機的變壓器監控終端的研究,TG155.1F406逆變點焊單片機控制系統研究,TG131TG113.14單片機控制數字變量柱塞泵的研究,F426.22TP311.52基于單片機控制的高通量藥物篩選及檢測系統開發,R730.55R734.2MCS8051以及DS80C320單片機軟核的設計,TP391基于AVR單片機的應用設計實踐,TN015LPC2210單片機的KGW脈沖固體激光掩膜加工控制系統研究,TG131TG113.14基于單片機控制的交流伺服系統的多梳櫛經編機的研究,TN916TP31780C196單片機在鐵路客車發電機控制系統中的應用研究,TP368.1TP393基于單片機的工程車輛3參數自動換檔技術研究,F426.22TP311.52削方制材機搖尺機構單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