采矿工程本科毕业专题设计

1对综采放顶煤工作面回采率的讨论摘要综采放顶煤工作面回采率一直是制约我国综放开采进一步发展的问题之一。本文论述了我国综放开采回采率现状，研究了综放开采顶煤损失构成和形成机理，系统地分析了综放回采工作面的煤炭损失，并在此基础上，从采煤工艺、设备等方面提出了提高综放回采工作面回收率的有效技术途径及管理方法，以及回采率的计算。关键字放顶煤回采率损失量措施一、引言我国于1982年引进综采放顶煤工艺技术以来，取得了较大的经济效益。经过20年来的不断探索、研究和试验，我国综放开采技术得到了长足的进步，每年综放开采的煤炭产量已占全国重点国有煤矿年产量的1/51/4。无疑，综放开采为我国厚煤层尤其是特厚煤层的开采开创了一条新路子，成为我国开采厚煤层最有效、经济效益最好的手段，使我国厚煤层开采技术和经济指标居于世界领先水平。现在我国已经充分掌握这种针对厚煤层的采煤方法。综采放顶煤技术在我国得到了迅速发展，但是综放技术中的瓦斯、煤尘工作面自燃发火及顶煤回收率等问题是制约综放开采技术发展的重要因素。然而统计资料表明，仍有一些矿井综放回采工作面的回采率较2低，有的还不到50，造成了一定数量的煤炭资源损失。采煤方法的改革是技术进步的表现，是实现集中生产、高产高效的根本保证。但回采率问题是综放开采工艺必须研究解决的最为重要的问题之一，研究分析综放开采的煤炭损失的构成，计算回采率以及寻求提高回采率的途径。二、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。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）SQABM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；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3石量改正。实际采出煤量（Q1，T）3421261501YQY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）31SQ（4）工作面回采率的计算工作面回采率（SF）10FSQ工作面煤炭损失率（SF）1FFS2放顶煤综采采区煤炭回采率计算采区回采率（SP，）410PSQS式中Q1改正后的采区产量，T；QS采区可采储量，T。采区煤炭损失率（SP，）1PPS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12NNTIIIIQQ式中Q2I巷道掘进出煤量，T；Q1I采区工作面改正煤量总和，T。巷道掘进煤量可用下式计算2IIQAL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11倍的涨吨5系数。三、综放开采工艺煤炭损失分析量及其特点综放开采时煤炭回收率偏低主要是由两方面的因素引起的（1）放顶煤开采设计决定的损失（2）放煤工艺造成的煤炭损失而这些损失有的是可以避免和减少的，有的则是不可避免的。任何井工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，其损失量的构成也不同。综采放顶煤是一种特殊的采煤工艺，它的损失量的构成与传统的开采方法不同，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前顶煤只能回收一部分所造成的损失。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的部分；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的部分。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11NSL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；6H1顶煤厚度，M；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H1S。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22211SINNLSBHS式中N2顶煤初次垮落后至直接顶垮落前的顶煤损失量，T；S2直接顶初次垮落步距，M；B支架掩护梁长度，M；散煤自然安息角。则工作面的初采损失为；12CN7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67M。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466，最小为248，平均为4；占采区回采率的1左右。2末采顶煤损失量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13MNLHS式中S3工作面停采前不放煤的推进距离，M。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401，占采区回采率的1以上。3工作面两端顶煤损失量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210125TANBDHNLSN式中S0工作面走向推进长度，；顶煤放落角；N1工作面端头不放煤支架数。8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25M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。图2端头损失计算图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，掘进顺槽时，在支架与顶板之间铺有一层金属网，为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的天窗之间，有一个类似三角状的煤带，煤带大小与支架结构有关，这部分煤不易从天窗中放出，被遗弃在采空区中。因放煤工艺，该项损失是不可避免的，其损失量约占采区总损失的1左右，占采区回采率的05。顺槽顺槽顺槽96工作面放煤工艺损失量放煤工艺造成的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的损失、大块煤矸卡口造成的损失等。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、工作面仰俯斜角度、选用架型、循环放煤步距、放煤方式、后部输送机高度、放煤工的熟练程度和责任心等。这一煤量尚无办法计算，但在某一个工作面的实际回采率确定后，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的，而是发生了混合，形成了一个煤、岩混合段。这个混合段的厚度现还无法测定，且与顶煤的可冒性、直接顶的厚度以及放煤操作方法有关。这项损失量是放顶煤的重要损失量，对回采率的影响极大。其损失量平均占采区总损失量的35左右，占采区回采率的11。因此，如何降低工作面放顶煤工艺损失量是提高放顶煤回采率的关键。四、提高综放回采工作面回采率的途径1选择可放性好的煤层煤层具有可放性,是实现综放开采的先择条件。一些回收率较低的综放面都是顶煤冒落滞后或块度大,即煤层可放性较差。在上综放以前,应对综放开采的可行性进行论证,按煤层可放性分级方法,确定可放性,对可放性较差的煤层,应采取辅助落煤措施,如厚煤层可在顶层采一层煤体提前高压注水软化切眼顶板爆破,10即人工切顶等。2适当加大工作面的几何尺寸根据各煤层的地质条件、设备配备、人员素质等情况，适当加大工作面的尺寸，可以相对减少初、末采及端头损失率，是提高工作面回采率的有效途径。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的综放面,上下端头不放煤的架数是固定的,加长工作面长度可以减少丢煤比例。（2）加长工作面走向工作面走向加长可减少工作面的搬家次数,从增加回采率考虑,可以减小初采和临采丢煤的比例。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,在倾斜长壁巷道布置时,应积极采用跨越式的往复式回采,从而大幅度增加工作面连续推进的长度,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。11（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1/21/3；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12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13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6090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1218M，也就是采煤机每割23刀（截深为06M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14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06M，由于一刀一放（放煤步距为06M）或三刀一放（放煤步距为18M）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12M）。而从实际情况来看，放煤步距为12M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06M的截深改为08M的截深，该工作面采用一刀一放，单轮顺序放煤，放煤步距为08M，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1218M之间。5合理选择液压支架放煤口的高度综采放顶煤开采的放煤口高度由选用的液压支架决定，不同类型的液压支架有着不同的放煤高度。放煤口位置低的，放煤量多，回采率高，如插板式低位放顶煤支架；掩护梁上开天窗的中位放顶15煤支架，放煤口位置较高，相对降低了放煤漏斗的高度，使低于放煤口底部边缘的煤无法进入放煤口，从而影响回采率的提高；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15M左右，放煤体积减少了三分之一，遗留在采空区的浮煤太厚，增加了煤炭损失，易造成自然发火。6合理选择放顶煤的高度确定合理的放顶煤高度对于顺利放落顶煤，提高煤炭的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的高度等于底层工作面采高。因此，放煤厚度与采高之比为3651为宜。如采高为25M，则合理的顶煤厚度为7516M，最佳顶煤厚度可取7510M。我国实际采放比一般为12665。在缓倾斜厚煤层中，除了褐煤矿床以外，目前开采的煤层厚度大都在10M以下，在进行放顶煤开采时都是一次采全高，如兖州矿区、潞安矿区及阳泉矿区等。因此，放顶煤高度即为煤层厚度与机采高度之差，无所谓合理的问题。但是在急倾斜特厚煤层水平分层放顶煤开采中或缓倾斜特厚（超过15M）煤层中，合理的分层高度的确定则是必须要解决的问题。从目前放顶煤的实践来看，最大分层高度达30多米，当然，放顶煤高度与煤层硬度、节理发育状况、煤层结构、夹矸的层数及硬度等有直接的关系。从特厚煤层水平分层综采放顶煤开采的实践来看，综合效果较好的分层厚度以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14左右为宜。167扩大端头放煤范围目前，为了保护安全出口的支架，一般都留有35架不放煤，煤量损失比较严重。而且原能源部1990年制定的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，以维护上下两巷的安全出口”的明确规定，这样，其损失将更为严重。就现在的条件，端头各留一架不放煤即可。尽管如此，研制有效的端头支架，完善支架配套，实施端头全部放煤，仍是亟待解决的问题。8搞好工作面的顶板管理由于管理不善，工作面出现冒顶而迫使局部中止放煤的情况，在放顶煤工作面时有发生，对回采率影响甚大。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，旨在顶板管理。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，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的途径之一。现应进行综放无煤柱开采沿空送巷的试验,重点研究解决沿空送巷的巷道掘进和维护技术,防漏风和防老空区发火技术。总之，工作面回采率的高低，并不完全决定于放顶煤开采方法本身，而是由其设备配套、操作程序、工作面布置、管理及放煤工17艺等诸多人为因素所决定。事实证明，就目前的条件，在缓倾斜厚煤层中，放顶煤综采工作面回采率一般都能达到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的几项措施1减少初末采损失在放顶煤开采中，初采损失不可避免，虽然损失量不大，但也应尽量减少之。减少初采损失比较有效的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的垮落步距来提高初采回收率的。其基本原理是改变初采时顶煤的受力状态，使其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，采取措施后的煤体最大拉应力为一般情况下的17倍，相应地使顶煤破坏的垮度仅为一般情况下的77。其方法是在综采工作面开采前，在切眼外上侧沿煤层顶板施工一条与切眼平行的辅助巷道（取各切顶巷），将顶煤沿顶板切断，工作面安装完毕后将巷道内支护材料全部回收，为提高效果，巷道回撤时在切顶巷靠近工作面一侧的煤帮和底板上打眼放炮，将顶煤全部切断，形成自由面。这种方法在兖州矿业集团鲍店矿已被采用。实践证明，这一技术措施取得了较好的效果，据该矿观测，当工作面推进34M时，顶煤开始冒落，推进78M时，直接顶垮落，比相邻工作面的垮落步距减少52M，使该工作面回收18率提高031；又如鹤岗矿业集团南山矿利用切顶巷技术解决了特厚煤层放顶煤工作面初次来压步距增加、压力集中、顶煤冒落不充分、丢煤严重、工作面回采率低的问题。南山矿放顶煤工作面走向长度为780M，倾斜长度为60M，煤层厚度为13M，倾角为25度，煤的硬度系数F0815，顶板为35M水平层理灰色细粉砂岩，再加上06M的煤页岩互层，以及灰色细砂岩，顶板为浅灰色细砂岩。切顶巷的布置为在中部一号面沿工作面运输巷外侧开门，按30度坡度掘送切顶巷并与上架子道贯通，考虑到切眼外侧的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12M，倾斜眼距为15M，倾角为75度。由下往上逐段装药放炮，将老顶切断，待老顶全部切开后，开始放顶回采。据观测，采用此措施后，工作面推过切顶巷后，顶煤全部垮落，而没有采用切顶巷时，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，19且来压显现十分明显。（A）（B）图3综放工作面初垮时的受力状态示意图（2）提高顶煤冒放性的深孔预裂爆破技术经综放面采空区残煤分布形态的研究结果表明，综放面采空区残煤的赋存高度与顶煤冒落块度有如图4残煤高度与残煤粒度的关系。因此，减少综放面采空区残煤损失，提高工作面回采率，必须改善顶煤的破坏破碎条件，提高顶煤的冒放性，减少顶煤的冒落粒度。深孔预裂爆破是提高顶煤冒放性、减小顶煤冒落块度的有效方法之一。图4残煤高度与残煤粒度兖州矿业集团鲍店矿采用如图5所示爆破方法，使工作面回采率20由817提高到861，提高了44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，缩小顶煤垮度的块度，提高回采率有较为明显的作用，同时，又能减少生产过程中的煤尘浓度。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。在煤岩层的生成过程中，由于各种地质力学和地球化学的作用，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，以及水对裂隙尖端的楔入作用（水楔作用），使煤岩体扩大了原有裂隙，产生了新的裂隙，破坏了煤岩体的整体性，降低了强度，从而改变煤岩体的物理力学性质，提高综放工作面顶煤的冒放性。21图5深孔预裂爆破试验钻孔布置示意铜川下石节煤矿某综放面采用孔间距为20M、注水量为50M2/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34MIN下降到26MIN，减少08MIN/架，提高了放煤流畅性，工作面回采率由原来的768提高到795，提高了27个百分点。3优化放煤工艺表1是汾西矿业集团柳湾矿24001综放工作面进行的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的试验结果，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、兖州、阳泉、徐州等矿区在充分试验研究的基础上，采用08M放煤步距、一刀一放的放煤方式、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。表124001综放面不同放煤方法指标对比时间71710711720721731818586878883122放每步距M121212061812放煤方式单轮顺序单轮顺序双轮顺序单轮顺序单轮顺序单轮顺序推进距离M15521520843638原煤产量T25485347033323214050601764961含矸率48456481704404402回采率8862825583248012782686144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，通过加大工作面的走