综采面回采总结

综采面回采总结（精选4篇）

综采面回采总结篇1

一、工作面概况

21041工作面位于21采区西翼，工作面标高-186m～-270m，走向长466m,倾斜长106m,面积47250m2，工业储量30.90万t，回采28.74万t储量。煤层倾角平均18～250，开采二1煤层，平均厚度,4.5m。采用走向长壁后退式综合机械化采煤法采煤，停采位置距21回风下山巷道留35m护巷煤柱。

二、工作面装备及作业方式

工作面机头、机尾选用ZFG3200/16/25型液压支架各6架作为过渡支架，采面选用ZF3000/16/24型液压支架79架作为基本支架。采用MG170/410-WD型采煤机，采放比1：1.5，实行一采一放，追机放顶煤作业方式。

三、回采过程中遇到的问题及处理方法

21041工作面煤岩层走向220-240°，倾角18-25°，上陡下缓趋势，466-110米之间工作面上部局部褶曲构造出现频繁，110米向外靠近工作面上安全出口15米左右底板变化较大，回采时采取抬底措施回采。工作面回采至425米至410米处时在工作面中下部出现采空区一个出水点，水量1-13m3/h，回采过程中在出水点挖临时翻井用管子装水直接把水引入下部水仓；另一方面在出水点前方布置钻场向出出水打钻超前放水和局部底板注浆加固改造，该出水点随工作面推排由下往上逐渐推移，回采到410米处时消失。总体上讲，21041工作面区域地质及水文地质条件较为简单，对工作面回采影响不大。

四、矿压显现及顶板管理经验

21041工作面回采期间没有揭露断层，但受申家门断层及其支断层影响，面内煤的坚固性差，回采过程中工作面前后支撑应力区破及工作面前方20-30米范围，工作面正常回采时矿压不明显。工作面前推一排，放一次顶，大多顶板随采随落，回采时放顶步距为0.6m。

五、工作面回采率

21041工作面回采期间，420-390m由于煤层底板在走向和倾向上呈上下起伏，工作面局部呈鸡窝状丢底煤较多，后采取根据煤层厚度和底板变化及时调整采高，提高煤炭回收率。

采煤队每月计划产量46000吨，实际产量月平均达到45000吨，根据21041工作面理论数据工业储量30.90万t，实际回采30.07万t储量，回收率97.3%。

结合工作面回采时产量和回采和煤层注水时钻探煤层厚度综合分析：21041工作面回采率97。3%，除留35米护巷煤柱损失煤量1万吨，其他就是局部因工作面出水造成的极少煤量损失，总体讲该工作面回采率符合煤矿储量管理规范要求。

六、推采难点及经验总结

一）推采难点

1.局部煤层底板变化和煤层坚固性差，造成采前掉顶，支架受力不均，出现咬架、错架现象。

2.回采过程中遇到由于地质构造破坏了煤岩层的原始整体性，回采过程中放煤时煤矸分选性差，煤质管理有难度。

3.煤层底板的变化，造成工作面前后溜运行时底槽回煤溜子噎死、压死等现象。

4.综采队伍人员技能操作水平有待提高，不能根据现场情况地质变化提前调整回采工艺。

二）经验总结

1.严格执行现场交接班制度和两班生产、一班检修制度。2.建立一支技术过硬、工作负责的高素质综采队伍，是保证工作面安全生产的前提。

3.加强工作面前后溜现场管理，保证设备正常运行。三）今后应采取措施

1．遇顶板压力大、破碎地带，放慢割煤速度，支架追机、擦顶带压移架。

2.根据煤层厚度和地质变化及时调整采高及回采方案，也可采取适当的破顶、割底办法，保证支架活柱量，防止压死支架。

综采面回采总结篇2

1 大采高综采时回采巷道断面设计

巷道掘进断面确定应综合考虑巷道中运输设备的类型和数量、行人要求、通风要求和巷道围岩变形预留量等。

1.1 巷道宽度

(1) 运输巷。 (1) 运输巷为安装设备和行人的巷道, 为满足辅助运输要求, 巷道宽度可以容许无轨胶轮车运输通行, 宽度需5 m。 (2) 根据工作面刮板输送机机头链轮的空间位置及采煤机自行进刀要求, 运输巷计算宽度By应满足:By>B3+e+B4+K1。其中, B3为转载机中心线与巷道外帮的距离, 取2m;e为转载机中心线与工作面刮板输送机机头链轮中心线之间的富余距离, 取1 m;B4为工作面刮板输送机机头链轮中心线与巷道里帮的最小距离, 取1.1 m;K1为巷道变形余量, 取0.5 m。代入数据计算得By>4.6 m。综合考虑运输巷宽度B'确定为5m。

(2) 回风巷。回风巷为安装期间的辅助运输巷道, 为满足辅助运输要求, 选取回风巷宽度为5 m。

(3) 切眼。按支架安装要求, 开切眼宽度应满足:Bq≥ (Lz2+W2) 1/2+S+K'。其中, Lz为支架的运输长度, 取8.0 m;W为支架宽度, 取1.75 m;S为安全间隙, 取0.7 m;K'为辅助支护的支柱所需空间, 取0.4 m。将数据代入公式计算得Bq≥9.29 m。故切眼宽度取9.5 m。

1.2 巷道高度

大采高综采支架的支撑高度为3.0~6.7 m, 采煤机滚筒直径3.5 m。综合考虑, 两巷的高度选为4.0 m, 切眼高度选为4.5 m。

2 大采高综采时回采巷道支护设计

根据潞安矿区围岩强度及结构、地应力、锚固性能测试等情况, 并结合巷道围岩稳定性分类得出建议支护参数[1]。结合理论计算, 提出设计方案。

2.1 锚杆支护参数确定

2.1.1 顶板锚杆

(1) 锚杆长度。根据普氏地压理论[2], 两帮松软的巷道其顶板免压拱高h=[B1/2+Htan (45°-φ/2) ]/f。其中, B1为巷道跨度, 5 m;H为巷道高度, 4.0 m;φ为两帮煤层的内摩擦角, 27°;f为直接顶的坚固性系数, 取2.5。由此计算出h=1.98 m, 从而得锚杆计算长度L'=2.38 m。因此, 锚杆长度取2.4 m。

(2) 间、排距。按20 mm螺纹钢计算, 顶板需布置锚杆根数由n=KQ/F确定。其中, F为锚杆锚固力, 60 k N;K为安全系数, 取2;Q为单位面积内锚杆对顶板的支护载荷, Q=L'γ (γ为顶板岩层容重, 取24 k N/m3) , 即57.1 k N。从而得n=1.34根/m2。结合数值模拟结果, 顶板锚杆间、排距分别取0.85, 0.90 m。

2.1.2 两帮锚杆

(1) 锚杆布置密度。两帮需布置锚杆根数可按nb=KQB/FB计算[3]。其中, FB为两帮锚杆的锚固力, 60 k N;QB为两帮支护载荷, 运用普氏地压理论计算结果为26.0 k N[4]。从而得nb=1.3根/m2。故两帮需要的支护密度与顶板相同, 间、排距同样定为0.85, 0.90 m。

(2) 两帮锚杆长度。根据形成大厚度挤压加固墙要求进行计算[5], 对于高度为4.0 m的巷道, 锚固墙厚应不小于0.8 m, 故帮锚杆最小长度Lmin=L1+L2+L3 (图1) 。其中, L1为锚杆锚固长度, 取1.0 m;L2为锚固墙厚度, 取0.8 m;L3为锚固墙之外长度 (包括锚杆外露长度) , 取0.2 m。即Lmin=2.0 m。

2.2 锚索参数计算

在井巷工程中预应力锚索支护占有重要地位, 尤其在大断面、顶板软弱且较厚、高地应力、综放巷道等支护困难的巷道中发挥着巨大作用[6]。一般说来, 锚杆长度是有限的, 且当锚杆长度增加到一定数值后, 锚杆长度的增加对巷道围岩支护效果的改善是有限的, 除此之外, 增加锚杆长度将会带来支护工艺的困难, 工程量也会增加。与普通锚杆相比, 预应力锚索的优越性表现在两方面: (1) 锚索锚固深度大, 能够将下部不稳定岩层锚固到上部稳定岩层中, 可靠性大; (2) 可施加预应力, 主动支护围岩, 限制岩体有害变形的发展, 从而保持围岩的稳定[7]。

在煤矿巷道中采用预应力锚索支护的条件为: (1) 当计算的巷道顶板破坏深度超过2.4 m; (2) 当巷道顶板层理、节理发育且有高水平主应力时, 应考虑采用锚索支护进行补强; (3) 当巷道断面较大、跨度大于4 m且巷高大于3 m时, 应考虑采用锚索支护。

根据潞安矿区大采高综采工作面回采巷道断面布置情况, 巷道宽5 m、高4 m, 断面较大, 且巷道沿底板掘进时顶板还有1~2 m厚的煤层, 节理、裂隙发育, 单靠锚杆很难维护好顶板, 为防止锚杆支护失效造成的危害, 顶板应增加锚索。可以通过锚索将顶板载荷传递到稳定岩层之上, 同时减轻锚固结构承受的荷载。

(1) 支护载荷确定。按广义悬吊作用[8]进行锚索补强加固设计, 保证锚索有能力承担其承载范围内潜在冒落岩层所受的重力。 (1) 巷道顶板潜在冒落高度h1取免压拱高2.38 m。 (2) 按自然冒落拱理论[9], 沿巷道单位长度顶板悬吊载荷Q1的计算公式为Q1=2B'h1γ/3。从而得Q1=190.4 k N/m (以上受力由锚杆和锚索共同承担) 。

(2) 锚索破断载荷Nt。Nt=AηPtk, 其中, A为预应力锚索的截面积;η为锚具效率系数, 取0.90~0.95;Ptk为锚索强度标准值, 取1 860 MPa。从而得Nt=230 k N。

(3) 锚索密度。根据相关资料[10], 锚索密度可按下面的方法确定。B'<5 m, 1排1根;5 m≤B'<8 m, 1排2根;B'≥8 m, 1排3根。

锚索排距按最危险状态设计:即利用两角倾斜锚杆和锚索悬吊破坏岩层, 并考虑一定的安全系数[11]。潞安矿区大采高综采面回采巷道宽度5 m, 顶板每排布置2根锚索, 根据计算, 锚索排距应为2m, 考虑到锚杆排距0.9 m, 并考虑一定的安全系数, 锚索排距定为1.8 m。

(4) 锚索长度。通常, 在可锚岩层中锚固段长度不小于1.5 m时即可满足支护要求[12]。根据3#煤层顶板岩层分布状况, 锚索应使锚固段位于基本顶细砂岩岩层中为宜, 巷道顶板煤层厚2~3 m, 直接顶泥岩厚4.5 m, 则锚索长度取8.3 m。每根锚索带1根1 m长的槽钢, 以增大其护顶面积。

3 巷道支护数值模拟

3.1 模拟方案

为了更加详细地了解巷道周围围岩的应力分布规律, 验证锚杆支护的作用, 并用于指导工程实际, 本次计算采用了多个步骤进行分析比较, 除无支护方案外, 对两帮锚杆参数及顶板锚杆参数也进行了比较分析。

(1) 无支护状态。主要计算在无支护状态下两帮和顶、底板的位移变形情况。

(2) 锚杆间距确定。为了得到合适的锚杆间距, 分别计算锚杆间距在650, 750, 850, 950 mm情况下巷道变形情况以及应力分布情况。参数选取:顶板锚杆为20 mm×2.4 m, 两帮锚杆为20 mm×2.0 m。

(3) 锚杆长度确定。为了得到合适的锚杆长度参数, 在确定锚杆间距的基础上, 计算顶板锚杆长度分别为2.4, 2.2, 2.0 m, 两帮锚杆长度分别为1.8, 2.0 m这5种情况下巷道围岩的变形量, 通过对比确定顶板锚杆和帮锚杆的长度。

(4) 锚索补强分析。由于巷道断面较大, 为了确保巷道的稳定, 采用锚杆、锚索联合支护的方式。选取锚索参数为17.8 mm×8 300 mm, 间排距为2.0 m×1.8 m。通过计算验证锚杆、锚索联合支护的效果。

(5) 为了对比不同参数下的支护效果, 这里采用巷道变形量作为对比量。

3.2 不同方案模拟结果分析

(1) 无支护状态。巷道的竖直方向和水平方向位移模拟如图2所示 (时间步长为0.5 s) , 顶底板相对移近量达900 mm, 两帮移近量达1 000 mm。这种情况下, 巷道已经严重破坏, 不能保证生产的正常进行, 所以必须采取相应的支护措施。

(2) 不同锚杆间距。采用锚杆支护, 顶板选用20 mm×2 400 mm高强度螺纹钢锚杆, 两帮选用20 mm×2 000 mm高强度螺纹钢锚杆, 排距900mm。分别考虑间距650, 750, 850, 950 mm时的支护效果。不同情况下的巷道变形量见表1。

以上几种不同的支护参数, 两帮的锚杆数同样是5根, 但是采用的间距不同。而顶板上, 当间距为950 mm时, 可以打5根锚杆;间距为750, 850 mm时, 可以打6根锚杆;间距为650 mm时, 可以打7根锚杆。通过巷道变形量的对比可以看出, 顶板的锚杆数由5根到6根, 巷道变形显著;而锚杆数由6根到7根时, 巷道变形就十分微小。所以从经济的角度来看, 顶板宜采用6根锚杆。

当顶板采用6根锚杆支护时, 锚杆间距有750, 850 mm 2种选择, 在此间距选取850 mm。一般情况下, 巷道的两肩和底角容易发生应力集中, 巷道的跨度是5 m, 间距采用750 mm时, 顶角锚杆距两帮的距离是625 mm, 悬露的面积较大, 巷道的顶角处较危险;而间距采用850 mm时, 顶角锚杆距两帮只有325 mm, 巷道的顶角也较为安全。同时2种参数的支护效果差别不大, 所以锚杆间距选择850 mm, 排距设计为900 mm。

根据晋煤寺河矿回采巷道的支护经验, 将顶角锚杆布置为与顶板垂直方向的夹角为30°, 其余锚杆垂直顶板布置。上、下帮角锚杆与两帮的角度均布置为20°, 其余锚杆垂直两帮布置。图3为锚杆间距为850 mm支护方案下的巷道位移模拟示意。

(3) 锚杆长度的选择。采用20 mm的高强度螺纹钢锚杆, 锚杆的间排距布置为850 mm×900mm。顶板锚杆长度分别为2.4, 2.2, 2.0 m, 巷道围岩顶底板相对移近量分别为425, 410, 400 mm;两帮锚杆长度分别为1.8, 2.0 m时, 巷道围岩两帮相对移近量分别为640, 620 mm。由此可知, 当顶板锚杆的长度取2.4 m时, 顶底板移近量控制得最好;两帮锚杆长度取2.0 m时, 两帮移近量控制得最好。

(4) 锚索补强分析。由锚杆支护模拟可以看出, 巷道的变形量已经得到了较好控制, 为了进一步补强锚杆的支护效果, 又对在顶板打锚索的巷道进行了模拟。图4为锚索补强后的围岩位移模拟和该支护方案下的围岩变形量的历史计算量。

由图4可以看出, 在顶板上打2根17.8 mm×8 300 mm锚索, 排距设计为1 800 mm, 间距设计为2 000 mm, 模拟得到巷道的变形量为顶板下沉270 mm, 底鼓68 mm, 两帮移近550 mm。巷道的顶底板移近量以及两帮的变形量得到了有效控制。

4 方案确定

针对潞安矿区的具体条件及大采高综合机械化开采时回采巷道的断面参数的确定方法, 确定巷道支护方式为锚杆和锚索联合支护, 给出了锚杆、锚索的力学参数、几何参数以及布置参数的计算方法, 设计支护断面如图5所示。

(1) 通过相关计算, 设计出大采高综采面巷道的断面为:运输平巷和回风平巷均为宽5 m、高4 m。

(2) 通过巷道支护参数理论计算, 设计出相应的支护方案为锚杆和锚索联合支护。 (1) 锚杆支护:顶板为6根20 mm×2 400 mm高强度螺纹钢锚杆, 锚杆间距850 mm, 两角锚杆分别距煤帮375mm, 两角锚杆布置角度均为20°, 其余锚杆均垂直顶板岩面布置;两帮为5根20 mm×2 000 mm高强度螺纹钢锚杆, 间距850 mm, 两角锚杆分别距顶底板300 mm, 上顶角锚杆布置角度为20°, 底角锚杆布置角度为10°。锚杆支护排距均为900 mm;采用2支Z2350中速树脂药卷锚固。 (2) 锚索:排距1 800mm, 每排布置2根17.8 mm×7 300 mm锚索。每根锚索用3卷23 mm的中速Z2360树脂药卷锚固, 锚索托板为300 mm×300 mm×16 mm高强度托板及配套锁具。

5 结语

通过理论计算, 利用FLAC2D软件对巷道支护进行相应的数值模拟, 着重探讨在大采高综合机械化开采时, 锚杆和锚索的力学参数和布置参数的确定方法。以潞安矿区为例, 在保证巷道支护效果、安全程度以及实际需求的前提下, 进行了大采高综采时巷道的断面和支护参数的设计, 通过对比不同参数下的支护效果, 得出原有的支护方案为最优。

参考文献

[1]吴建星.锚杆托板的合理结构与支护效果研究[D].北京:煤炭科学研究总院, 2009.

[2]李建军.大采高综采工作面矿压观测与顶板管理[J].华北科技学院学报, 2004, 1 (2) :10-12.

[3]何满潮, 孙晓明.软岩巷道支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社, 2004.

[4]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.

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[7]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[8]王飞虎.地下硐室预应力锚杆支护机理及设计参数确定方法研究[D].西安:西安理工大学, 2001.

[9]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

[10]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术, 2006, 34 (12) :78-81.

[11]侯朝炯, 勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石力学与工程学报, 2000, 19 (3) :342-345.

综采面自动化控制系统研究篇3

图1为综采面自动化控制系统总体结构示意图。该系统基于覆盖全矿井的工业以太网、无线局域网、无线自组网技术，构建井下信息交互快速通道，确保井下设备有线及无线方式的快速接入。与此同时，运用Ethernet/IP通讯协议，将采煤机、运输机、破碎机、泵站等各类井下综采设备联入网络，通过顺槽监控中心进行统一调度。而在顺槽监控中心内布设高效隔爆工况机与本安显示装置，并通过所设计上位机控制软件对综采面各个设备运行状态参数进行监测分析和智能控制[2]。

2.2支架与采煤机远程控制分析

伴随电液控制系统在煤矿井下的不断普及应用和升级，已基本达成与采煤机的跟机自动化作业。所以，支架的远程控制应以液压支架跟随采煤机智能动作为主，以人工远程操控为辅。针对这一目标，需借助顺槽监控中心内配设的工况机对液压支架使用数据进行采集分析，进而判定其动作到位情况，并根据需要通过远程操作平台发送相关动作指令，对设备运行进行调控。顺槽监控中心中还配设有采煤机工况机，通过采煤机实时状态监测和视频监控系统对采煤机运行进行判定，在需要时可发出动作调控指令，经由数据通讯总线传输至采煤机，达成对采煤机的远程调控。

2.3支架防碰撞技术

鉴于煤矿井下作业条件相对恶劣，地质环境复杂多变，在回采作业过程中往往会伴生大量煤尘，使得回采面能见度较低，容易发生采煤机与支架的碰撞事故。针对此，在自动化控制系统中引入三维虚拟现实技术，从而实现对支架碰撞的超前预警。三维虚拟现实技术应用原理为在回采面液压支架及采煤机周围布设1圈碰撞包围圈，用于感应彼此距离，同时在虚拟软件中对支架和采煤机两设备三维模型的包围圈相对安全距离进行设定，作业时通过对包围圈两者相对距离的实时监测，实现对两者是否存在碰撞危险的判定。其作业流程示意图如图2所示。

2.4回采面找直技术

综采面液压支架在经历自动降架、移架和升架作业后，可能会导致回采面不再符合三平两直的相关要求，同时考虑到综采面及两侧巷道均为狭长形状，内部不仅分布有很多的各类综采设备，同时地形也存在显著的起伏，这使得回采面的找直难度大幅增加。针对这一难题，在综采面所有液压支架的相同位置布设1盏指示灯，并在回采面端头布设摄像仪对支架方向图像进行抓取，在此基础上再借助图像处理算法对各支架指示灯进行检测，从而判定所有指示灯是否处于同一直线，并对偏离直线的指示灯位置进行确定，从而计算出作业面支架所需推移的实际距离，实现回采面支架的`自动找直。自动找直后综采面布设见图3。

2.5视频拼接技术分析

伴随光学检测技术的不断发展，井下专用矿井摄像仪的成像质量不断提升，这为顺槽监控中心远程控制设备更高质量的作业提供了更加有力的技术保障。不过由于单个摄像装置所能检测范围相对有限，简单地通过多个窗口进行同步显示，不仅观测效果不够直接且容易造成作业人员的视觉疲劳。针对这一问题研发视频拼接技术，并应用于井下视频监控系统中，从而确保监测终端可对全综采面进行直接观测，从而为远程干预操作提供直接参考。多路视频的实时拼接系统运行流程示意图如图4所示，首先通过摄像装置获得多个待拼接的图像，并通过广角畸变进行校正;然后针对相邻图像进行特征点检测和匹配，所得结果开展坐标转换后，开展图像融合处理，获得最终拼接完成的图像。通过视频拼接系统实现了井下多路支架视频画面的有效拼接展示，所得拼接画面能方便作业人员对支架作业状态进行更加直观的观测，对于更好地保障井下作业安全性效果显著。

3应用效果分析

A矿3102综采面处于井下二采区，作业面走向长度250m，推进长度1800m，上部顶板松散层厚度6~42.1m，主采煤层为3#煤，煤层倾角2°~5°，厚度均值4.1m，设计采高3.9m。通过在该综采面应用所设计自动化控制系统，在确保井下生产作业有效开展的同时大幅减少了作业面人员数量，矿井综合效益显著提升。

4结语

综采作业自动智能化发展是现代化矿井发展的必然趋势之一。矿井管理者必须高度重视相关问题，在生产中组织专业人员开展积极研究，通过综合运用多种新型现代化技能，构建有效的综采自动化控制系统，实现对综采设备的集中远程监视和操控，确保回采作业效率的同时减少回采面人员数量，实现矿井综合效益的提升。

参考文献：

[1]张保文.综采自动化采煤技术的使用及分析[J].山东工业技术，(2)：92.

[2]拜志军.综采工作面设备集中控制应用分析[J].能源与节能，(11)：162-163.

2017年上半年回采率总结篇4

2017年上半年回采率总结

地测防治水中心

二〇一七年七月

山西煤炭运销集团左权盘城岭煤业有限公司

2017年上半年回采率总结

编制：审核：主任：地测副总：总工程师：

二〇一七年七月

2017年上半年回采率总结

根据煤矿地测安全生产质量标准化要求，为了进一步加强煤炭资源储量监督管理，适时、准确掌握煤炭资源储量变化情况及变化的原因，促进煤炭资源储量的有效保护和合理开发利用，准确掌握矿山资源储量、动用量、损失量和损失率及回采率，随时掌握资源储量的变化情况及变化的原因，促进矿山资源储量的有效保护和合理利用。现对2017年上半年矿井煤炭资源开采损失率及回采率具体分析总结。

一、开采现状

1、开采方式：地下开采。

2、开拓方式为主斜井、副斜井、行人斜井及回风立井综合开拓。采煤方式采用走向长壁式放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板；采煤方法为掩护式支架综合机械化。

二、本开采现状：

2017年1-6月生产期间，矿井总动用资源储量139634吨，损失资源储量9774吨，矿井实际采出煤129860吨，损失率7%，回采率93%，半年矿井动用储量列表如下：

工作面损失量采工作区煤层性质面名名称称储量级别工作面采出量动用量（吨）（吨）采区损失量回采率构造及厚度落煤面积不合理工作面采区煤柱损损失损失损失损失回采率回采失（吨）（吨）（吨）（吨）（%）率（%）（吨）一中厚15010采15煤煤层 3 区（111b）139634 129860 0 6195 0 0 3579 93%

三、损失量原因分析：

1、工作面由于受回采工艺限制的正常厚度损失。

2、工作面相对面积、厚度的减少造成的损失。

3、丢落的顶、底煤造成煤炭损失。

4、工作面受地质构造的影响。

四、提高回采率措施：

我矿在提高工作面回采率方面通过采取以下措施，保证了回采率达到要求：

1、我们加强对煤炭资源的需求及资源不可再生的全社会性教育，使全矿所有干部职认识到煤炭资源的不可再生性。

2、在工作面回采过程中，我们及时下发预防丢煤通知单。

3、由安全科负责检查采煤队的浮煤清理情况，浮煤平均厚度均不超过0.03m，确保工作面回收率达标。

4、严格执行回采率奖罚制度。

5、工作面若过断层时，我们及时的研究方案，提出可行的措施，在保证安全通过的情况下，最大限度的回收煤炭资源。