bond2009
谈矿井供电安全管理 煤矿供电的安全直接关系到一个煤矿的生存，煤矿发展状况供电系统起关键地位，在工作中我们应做好以下几个方面的问题：一、要具备预防触电的措施1、避免人体接触低压带电体，避免人体接近高压带电体。2、对于人员易接触的电气设备尽量采用低压供电。3、不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。4、中性点严禁直接接地。5、配备可靠的接地保护和漏电保护。6、严格遵守各项安全用电制度和《煤矿安全规程》的相关规定。二、做好井下的电网保护1、接地保护2、漏电保护3、过流保护4、欠压保护5、杜绝其他的电气安全问题：电火灾、杂散电流、静电三、严格三专两闭锁按照《煤矿安全规程》规定：高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井、瓦斯喷出区域，所有掘进工作面的局部通风机都应装设“三专”、“两闭锁”装置，保证局部通风机可靠运行，保证局部通风机停止运行时，风电闭锁装置能立即切断供风巷道内的一切电源；保证任一巷道风流中的瓦斯浓度超过1%时，瓦斯电闭锁装置能立即切断掘进工作面的电源。（三专：专用线路、专用开关、专用变压器两闭锁：风电闭锁、瓦斯电闭锁）四、三专两闭锁的安全管理 1、高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井、瓦斯喷出区域，掘进工作面的局部通风机应采用三专进行供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路进行供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风机的可靠运行。 2、使用局部通风机的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。 3、局部通风机因故停止运行，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，停风区内最高瓦斯浓度不超过1%、最高二氧化碳浓度不超过5%，并且符合《煤矿安全规程》第一百二十九开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。 4、用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。 5、恢复通风前，必须由专职瓦检员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过5%时，方可由指定人员开启局部通风机。五、风电瓦斯闭锁装置的装设 井下下列地点必须装设风电瓦斯闭锁装置，风电闭锁、瓦斯电闭锁必须正常投入运行，严禁甩掉不用。 1、瓦斯突出矿井的所有掘进工作面； 2、高瓦斯矿井所有有瓦斯的掘进工作面； 3、低瓦斯矿井中的高瓦斯掘进工作面； 4、其他存在瓦斯积聚并安装有机电设备的地点。 六、经常对供电系统进行安全检查 1·、地面供电线路的安全检查； 2、过流保护的安全检查； 3、井下电网漏电保护的安全检查； 4、井下电气设备保护接地的安全检查； 5、风电闭锁的安全检查； 6、井下电缆的安全检查； 7、机电设备硐室的安全检查； 8、井下电气设备检修、停送电作业的安全检查； 9、机电系统违章行为的安全检查。七、杜绝电气火花 1、电气设备不具备防爆性能以及淘汰设备严禁使用。因煤矿井下运行环境恶劣，造成电气设备绝缘降低、破坏、短路、漏电等，产生电气火花，引起煤矿井下瓦斯爆炸。 2、电气设备使用中维护不到位，维修时损坏防爆性能，严重老化，超期服役等，降低了电气设备的安全可靠性、运行可靠性，造成电气设备防爆性能的缺失。 3、矿井电气作业不遵守安全操作规程，如煤矿在未做好相关安全措施情况下，擅自停、送电，或明电下井、电工带电安装电气设备，或井下作业工人擅自打开矿灯灯罩、不安全使用照明灯具等人员行为过失和管理缺陷，均会导致产生电气火花，引发瓦斯爆炸事故。 实例:2000年9月27日，贵州省水城矿务局木冲沟煤矿发生特别重大瓦斯煤尘爆炸事故，死亡162人，事故的原因是巷道内瓦斯浓度过高，现场人员违章拆卸矿灯引起火花，造成瓦斯爆炸。 实例：2002年6月20日，黑龙江省鸡西矿务局城子河煤矿发生特大瓦斯爆炸事故，死亡115人，对局部通风机停电停风管理不严是酿成这起事故的直接原因。 实例：2003年5月13日，安徽省淮北矿业集团公司芦岭煤矿发生瓦斯爆炸事故，死亡86人，其主要原因是工人维修电器开关时带电作业产生火花引起瓦斯爆炸。 4、电气设备选型、配置不合理，超负荷使用，防爆类型的级别、组别选择不符合相应场所及使用条件的要求，产生电气火花或电气爆炸诱发煤矿瓦斯爆炸事故。 2004年3月1日，山西省某煤矿爆炸，死亡28人。事故当日，该煤矿市电大电网限电停电，使用1台90 kW的发电机发电，由于该发电机容量小，只能带动主通风机，其他生产用电供应不上，通风不畅，造成局部瓦斯积聚，引发瓦斯爆炸。 因此，消灭煤矿瓦斯爆炸事故，首先要保证煤矿电源或自备电源的供电可靠，以解决主要扇风机的停电、停风问题，以消除矿井内瓦斯气体的集聚、超标。煤矿安全规程》规定：矿井应有两回路电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井的全部负荷，备用电源的容量必须满足通风、排水、提升等要求，并保证主要通风机等在10分钟内可靠启动和运行。 八、做好失爆的安全检查 电气失爆是煤矿瓦斯爆炸事故的主要原因之一 ，应做好防爆电气设备的安全检查。由于使用、管理、维护不善会造成防爆电气设备的失爆。 1、隔爆型电气设备是否经过考试合格的防爆电气设备检 查员检查其安全性能，并取得合格证。 2、外壳完整无损，无裂痕和变形。 3、外壳的紧固件、密封件、接地件是否齐全完好。 4、隔爆接合面的间隙和有效宽度是否符合规定，隔爆接合面的粗糙度、螺纹隔爆结构的拧入深度和啮合扣数是否符合规定。 5、电缆接线盒和电缆引入装置是否完好，零部件是否齐全，有无缺损，电缆连接是否牢固、可靠。与电缆连接时，一个电缆引入装置是否只连接一条电缆；电缆与密封圈之间是否包扎其他物；不用的电缆引入装置是否用钢板堵死。6、连锁装置功能完整，保证电源接通打不开盖，开盖送不上电；内部电气元件、保护装置是否完好无损、动作可靠。 7、接线盒内裸露导电芯钱之间的电气间隙是否符合规定；导电芯线是否有毛刺，上紧接线螺母时是否压住绝缘材料；外壳内部是否随意增加了元部件，是否能防止电气间隙小于规定值。 8、在设备输出端断电后，壳内仍有带电部件时，是否在其上装设防护绝缘盖板，并标明“带电”字样，防止人身触电事故。 9、接线盒内的接地芯是否比导电芯线长，即使导线被拉脱，接地芯线仍保持连接；接线盒内保持清洁，无杂物 和导电芯线丝。 10、隔爆型电气设备安装地点有无滴水、淋水，周围围岩是否坚固；设备放置是否与地平面垂直，最大倾斜角度是否符合规定。 11、是否使用失爆设备及失爆的小型电器。九、预防井下电气火灾 1、电缆发生短路故障，高低压开关由于断流容量不足而不能断弧，引燃电缆。在检查中要检查高低压开关断流容量，校验高、低压开关设备及电缆的动稳定性及热稳定性，校验整定系统中的继电保护是否灵敏可靠。 2、为防止已着火的电缆脱离电源或火源后继续燃烧，必须采用合格的矿用阻燃橡套电缆。 3、电缆不准备圈成堆或压埋送电，检查电缆悬挂要符合《煤矿安全规程》要求。 4、必须有断电保护，并按《煤矿安全规程》进行整定，保证灵敏可靠。若开关因短路跳闸，不查明原因不许反复强行送电。 5、高压电缆接线盒是否符合规定，接线盒处是否有可燃物。 6、矿用变压器接线端子接触不良，或变压器检修时掉入异物会造成高压短路。变压器不定期化验，会造成绝缘油失效，使变压器升温，发生过热造成套管炸裂，绝缘油喷出着火。 7、井下不准用灯泡取暖，照明灯应悬挂，不准将照明灯放置在易燃物上。 8、架线电机车运行时产生电弧，当架空线距木棚太近或接触木棚时，高温电弧可能引燃木棚着火。另外，当架线断落在高压铠装电缆外皮上，直流电弧沿电缆燃烧，烧毁电缆的铠装和油侵纸绝缘。为预防上述事故发生，应严格按规定架设架线。架线电机车的巷道，必须是锚喷、砌碹或混凝土棚支护。 9、检查变配电硐室是否有足够的消防灭火器材，机电 室不得用可燃材料支护，并应有防火门。十、加强对机电系统违章行为的安全检查 煤矿在生产中还存在较普遍的安全生产问题：煤矿管理制度不健全、安全监管不力、安全意识淡薄。 1、违反停送电规定，机电设备检修时不停电、不挂牌、不加锁，已停用的电器开关不挑保险丝。 2、使用失爆电气设备，不按规定使用保险丝。 3、对计划大范围停电检修或高压电气设备停电检修，无停电措施就施工。 4、电工高压作业无人监护。 5、没有接地、过流、漏电保护或虽然有但未投入使用，电气设备脱体运行。 6、手持式电气设备操作手柄或工作中接触的部分不符合绝缘规定要求。 7、绞车保护装置和主要通风机反风设施动作失灵。 8、对故障未排除的供电线路强行送电。 9、局部通风机无安全防护装置。 10、各种入井管线、接地装置不定期检验。 11、防爆设备不经检查并签发合格证就擅自入井投入使用。 12、未经批准擅自增设用电设施。 13、井下用电炉、灯泡取暖。 14、局部通风机不实行“三专两闭锁”或虽然有但失灵。 15、矿灯灯头、矿灯线破损、接触不良而闪灯 。 16、检修电气设备时，不关开关盖就送电试验。 17、井下配电变压器中性点直接接地，并直接向井下送电。 18、带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。 19、带油的电气设备溢油或漏油时，不立即处理。 20、在溜放煤、矸和材料的溜道中敷设电缆。 21、在井下拆开、敲打、撞击矿灯。 22、在井下擅自打开电气设备进行修理。 23、井下供电设备有“鸡爪子”、“羊尾巴”、明接头。 24、用铜、铝、铁丝等代替熔断器中的熔件。 25、停电作业人员违反《煤矿安全规程》规定，忘停电、停错电、忘记停有关的电、没验电、没放电等。 26、煤电钻未安设综合保护装置。 煤矿安全工作是一个很大的系统工程。煤矿瓦斯爆炸的电气诱因十分复杂，要实现煤矿稳定的安全生产，关键在于保证供电电源可靠，消除井下瓦斯超标和配置防爆性能可靠的矿井电气产品；在管理上，应严格执行国家和行业的方针政策，有针对性地细化部门规章制度，加强安全管理和安全监督，重视员工安全意识的培养，杜绝人员行为过失和管理缺陷引发的事故发生。 
沿空留巷的巷旁支护技术 目前，国内外在应用沿空留巷时，绝大多数都要设置巷旁支护。巷旁支护的作用是利用巷旁支护的高阻力去支撑冒落带边缘的顶板载荷，从而分担和减轻巷内支架的受载;当直接顶比较坚硬或顶板有周期性来压时，利用巷旁支护切断该处顶板，从而避免顶板沿巷道煤壁出断裂，同时利用它承受直接顶板冒落或周期冒落时所产生的动载荷;利用可缩量较小的巷旁支护去限制巷道与采空区交界处的顶板下沉量，避免巷内支架产生严重变形;利用巷旁支护去隔离或密闭采空区。当然，希望巷旁支护能同时起到上述四个方面的作用，但实际上由于所采用的巷旁支护材料和支护形式的不同，并不是所有的巷旁支护都能起到上述各方面的作用。而且根据矿山地质条件的不同，也并不要求巷旁支护在所有情况下都具有上述各方面的作用。巷旁支护的种类很多，按其力学特征可分为刚性的，有限可缩量的和大可缩量的。国内外应用较广的巷旁支护有木垛、密集支柱、矸石带、料石砌垛、人造砌块、硬石膏充填和水材料充填等。1木垛巷旁支护我国过去巷旁支护应用较广，其形式一般是单排木垛。现在为降低坑木消耗，使用越来越少。木垛作为巷旁支护的优点是:支撑面积大，稳定性好，用以挡矸比较有效;架设比较灵活、方便，劳动量少;后期支撑能力大。其缺点是:木材消耗量大，随煤层厚度加大此缺点更为突出;从力学性质来看，木垛属于晚支撑支架，承载过程中载荷增长速度很慢，且早期支撑能力太低，因而不能起到早期减少顶板下沉的作用;木垛的可缩量大，通常可以压缩到只有原始高度的40%一50%因而不能起到切断采空区顶板的作用，相反，常使脆性顶板沿巷道煤壁产生断裂现象，从而加大了巷道支架所受载荷;木垛属于宽幅巷旁支护类型，它使巷道控顶宽度加大，从而增加了巷内支架上的载荷，国外在应用沿空留巷时曾采用双排木垛作为巷旁支护，但效果并不理想。2密集支柱巷旁支护由于应用木垛护巷存在一系列缺点，故在许多情况下，采用了密集支护作为巷旁支护。所谓密集支护作为巷旁支护是指随工作面推过之后，在采空区边缘新架设的密集支柱。密集支柱属于刚性支护类型。与木垛相比，其优点是可缩量小，早支撑性能好，可进行切顶，架设工作量小等。木材密集支柱的缺点是木材消耗量大，并且一般不能回收复用;当顶板或地板较软时，密集支柱易于顶地板造成卸载，因而失去支撑和切顶作用;密集支柱的稳定性较差，在受到采空区冒落矸石的冲击时容易倾倒，同时，由于沿空巷道两帮下沉不均，通常靠采空区一侧顶板的下沉量大于煤体一侧，巷道顶板产生倾斜，故也会使密集支柱倾倒而失去支撑作用;密集支柱的工作性能常受到架设质量的影响，尤其当采高较大时，密集支柱不仅不易架设，而且也不稳定。可见。用木材密集支柱作为巷旁支护可以起到承载、切顶和隔离采空区碎研石的作用。它适宜在顶板岩石为中等稳定以上，顶板属于脆性，采高在2一2M以下的薄及中厚煤层中使用。3矸石带、料石垛巷旁支护矸石带巷旁支护是国内外普遍采用的方式，我国在开采厚度为5M以下的层时大量应用。矸石带作为沿空留巷的巷旁支护，具有节省支护材料，隔离采区，承载面积大。稳定性较好等优点。其缺点是砌矸石带的工作量大，工人体劳动繁重。从力学特性来看，矸石带属于宽幅、大可缩量和晚支撑的支撑物。于空隙大，压缩量达40%，虽然压实后支撑能力可以提高，但这时顶板己大量沉并失去稳定性，而且矸石带较宽，又增加了顶板的悬伸宽度。因此，除了韧大的缓慢下沉顶板之外，对于脆性顶板，这种顶板悬伸可能造成顶板沿煤壁断裂，并造成巷内支架上载荷增加。料石垛巷旁支护高强度有限可缩量特性，属于早支撑类型，实现了切顶卸载，巷道变形量小，支架完整。但由于料石垛内外两侧受力不均，故可能使石垛在载过程中出现各种形式的变形和破坏。4人造砌块巷旁支护人造砌块作为巷旁支护，是为了节约木材、克服木垛可缩量和承载晚等缺而发展起来的。近二十年来，这种巷旁支护形式在国外有相当的发展，国内也一定应用。这种支护形式的优点是材料来源广，价格低廉;构件的刚性大，承快，压缩20%就达到最大载荷。我国中国矿业大学北京研究生部研制的水泥、渣、锯末“三合一”砌块在阳泉及平顶山矿务局使用效果良好。5巷旁泵充填支护技术巷旁泵充填支护是巷旁支护技术的一次革命，它克服了上述巷旁支护方法在的支撑阻力不够、可缩性能不匹配、运输量大、劳动强调高等缺点。巷旁泵充填技术包括硬石膏风力输送充填技术和高水材料泵充填技术。德国的硬石膏充填材料主要由硬石膏和普通硅酸盐水泥组成，充填料水固比为08一12左右，其工作原理是将配好的充填干料以压风为动力，通过充填泵和管道将干料输送到充填点，然后与水混合注入构筑好的模板内，连续充填构筑成密封墙。沿空留巷巷旁支护技术分析按力学特性可将巷旁支护分为刚性、有限可缩量、大可缩量几种。传统的巷旁支护有木垛、密集支柱、研石带、混凝土砌块等①木垛巷旁支护的优点是稳定性好、架设劳动强度小;缺点是增阻速度慢、可缩量大、支护阻力小、巷道控顶宽度大、留巷效果差，不能密闭采空区、木材消耗量大，适用于薄及中厚煤层。②密集支柱巷旁支护与木垛相比，其优点是可缩量小、早期支撑性能好、巷道控顶宽度小、切顶效果较好;缺点是可缩量小、支护阻力小、稳定性差，不能密闭采空区、木材消耗量大，适用于脆性顶板、中等稳定的薄及中厚煤层③矸石带巷旁支护的优点节省支护材料、稳定性较好;缺点是研石带的可缩量大、前期支护阻力小、顶板下沉量大，构筑研石带的劳动强度大，密闭采空区效果较差，适用于顶板韧性较大的薄煤层④混凝土砌块巷旁支护的优点是前期支护阻力大、增阻速度快、切顶效果好;缺点是可缩量较小、成本较高、构筑巷旁支护的劳动强度大，密闭采空区效果较好，适用于顶板中等稳定的薄及中厚、中硬以上的煤层传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火，所以长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中难以发展，多采用沿空掘巷3沿空留巷带支护设计由沿空留巷围岩变化规律、支架工作阻力变化规律以及载荷构成分析可见，沿空留巷支护只有在适应围岩变形规律的基础上控制围岩变形，因此对支架有一定的要求。为了适应沿空留巷条件下“支架一围岩”相互作用的特点，支架不仅要有足够的工作阻力，而且要有与围岩移近量相适的可缩量。根据统计，沿空留巷的支架工作阻力应大于巷道上方4倍采高的冒落带岩层重量。支架结构的可缩量，对于围岩中等稳定条件一般可为400一600~，对于分层开采的下部各分层应达到600一800~。加上临时加强支柱，较快的增阻速度，使支架可缩稳定、具有与巷道围岩共同作用过程中仍能保持支架本身的工作特性。同时，沿空留巷支护必须具有较好的封闭性，既能保证对顶板、两帮的支护和控制，又能很好地隔绝采空区和预留的巷道，最大限度降低采空区瓦斯或其他有害气体、采空区积水进入预留巷道，隔绝空气进入采空区，降低采空区煤层自燃现象。我国沿空留巷技术存在问题到目前为止，我国在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索，积累了丰富的经验，从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。但是，由于我国煤矿地质条件多样，沿空留巷围岩控制机理研究复杂、巷旁支护技术还不十分完善，在沿空留巷技术研究与应用中仍存在着不足之处，使得一些矿井在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果，并限制了沿空留巷技术在我国更广泛的推广。目前在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一定问题。①支护设计思路问题以往采用沿空留巷技术，支护设计思路不合理，大多将工作面回采前的巷道掘进与回采后的留巷相互独立，没有统筹考虑，没有将沿空留巷视为一项系统工程，如在对需要保留的巷道掘进前，进行巷道支护形式选择和支护参数设计时，没有预先考虑后期沿空留巷技术的需要，从而导致沿空留巷后巷内支护体强度不能满足两次采动影响的要求、巷内支护与巷旁支护不匹配，使留巷效果达不到预期目标，甚至失败。②巷内支护问题1)大量理论研究和生产实践表明，如何提高巷道围岩强度，并正确选择合适的巷内支护方式是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着综采、综放采煤技术的发展，工作面采高逐渐加大，由于工作面一次采出的煤层厚度增大，上覆岩层活动程度及波及的范围相应增加，回采巷道压力随采高的增加而增加，以及己采区和工作面采动引起的支承压力的叠加作用，使巷道围岩应力增加，使得工作面超前支承压力影响距离加大，矿压显现剧烈，沿空留巷的顶板下沉量随开采厚度增加而增大，在工作面前方附近，巷道断面收缩率较大，若不采取合理的巷内支护方式将所留巷道的变形控制在一定的范围内，则很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用。以前国内沿空留巷巷内支护多采用金属支架，属被动支护，即使加大型钢重量、减小棚距仍难以维护所留巷道的稳定，因此有必要采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式。2)巷内与巷旁支护方式选型和参数的选择上不够合理，造成巷内与巷旁支护不能共同维护沿空留巷的稳定。随着沿空留巷技术在中厚煤层和综合放顶煤中的应用，随着留巷断面的不断扩大，巷道围岩变形量增加、巷道维护越来越困难，原来所用的金属支架型钢重量不断增加，棚距日益减小，留巷支护费用和维护费用显著增加，而且施工、运输更加困难和复杂，同时由于金属支架属于被动支护，支护的可靠度不高，即使加大重量、减小棚距仍难以维护条件困难的留巷。③巷旁支护问题l)巷旁支护作为沿空留巷的一个技术难点，在我国一直没有得到很好地解决。传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火。所以，长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中采用这种方式留巷成功率不高，大部分留巷需要翻修方可复用。传统的巷旁支护方式只适用于中厚以下煤层的低瓦斯矿井和无自然发火倾向的煤层。高水速凝材料与高水灰渣材料巷旁充填、硬石膏等风力充填，都需要建立一套较为复杂的充填系统，而且充填设备性能不佳、充填材料成本较高。2)在薄煤层进行沿空留巷，巷旁支护阻力一般较小，甚至有时不需要进行巷旁支护;但随着采高的增大，巷旁支护阻力必然大大增加。但不论是传统的木垛巷旁支护还是最新的高水材料巷旁充填支护，它们都属于被动支护，只有当顶板垮落压在支护体上时，它们才会对顶板施加支护阻力，而不是在顶板垮落之前就主动对顶板施加支护阻力。而巷旁支护的初始阻力对顶板支护有着十分重要的作用。因此有必要寻求一种能主动提供支护阻力的巷旁支护方式，增加巷旁支护的初始阻力。④沿空留巷理论研究问题l)在巷旁煤体对沿空留巷顶板稳定的作用方面研究还不够。己往建立的沿空留巷力学模型，一般只考虑顶板岩层同支架之间的相互作用关系，把巷旁煤体仅作为刚性支座来考虑。然而，煤体的不同力学性质同样对留巷顶板岩层的稳定起着重要的作用。所以有必要对沿空留巷顶板岩层控制规律进行深入研究，在研究沿空留巷“支护—围岩”相互机理时，应更深入地研究煤体与沿空留巷顶板以及支护的相互作用，不仅应考虑顶板、支护间的关系，而且更要考虑煤体与顶板岩层及支护三者间的关系。2)沿空留巷与一般的回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈，它是一项极其复杂的工程技术，但到目前为止，对沿空留巷围岩控制机理研究不够深入，对沿空留巷所处的应力环境及其矿压显现规律掌握不够，构建的沿空留巷受力模型还不完善，还没有一套行之有效的沿空留巷支护参数设计方法，不能很好的指导沿空留巷工程实践，从而带来以下两种后果:一是因缺乏理论上的正确指导，在沿空留巷支护设计时，认为安全系数越高越好，造成不必要的经济损失;二是在沿空留巷设计时，常因巷内支护和巷旁支护参数选择不合理而导致留巷失败，影响正常生产和煤矿安全，并造成重大的经济损失。5沿空掘巷特点由于沿空巷道的矿压显现与一般的实体煤中掘进的回采巷道不一样，在本区段工作面回采后，由于顶板冒落及上覆岩层的移动，围岩应力将发生重新分布，相邻区段所形成的固定支承压力和本区段工作面超前支承压力叠加，其巷道围岩变形破坏严重、变形量大。尽管采用了加大支护刚度等一系列措施，但巷道维护仍然十分困难，严重影响着矿井的安全生产。90年代以前中厚煤层沿空掘巷多采用金属支架维护，包括矿用工字钢梯形棚支架和U型钢拱形可缩支架维护，90年代以后随着高强锚杆支护技术的发展，中等稳定程度以上的综采煤层巷道普遍采用锚杆支护，沿空掘巷锚杆支护也取得了成功。6沿空掘巷支护类型1矿用工字钢梯形棚支护矿用工字钢梯形棚支护有着支护形式简单、操作方便、取材简单、支护适应性强等特点。矿用工字钢梯形棚支护有其自身的优点，但也有其自身的不足。采用工字钢梯形棚支护时，由于支架与围岩接触不好，初期处于空松状态，支架被动等劲，随着煤体变形逐渐与支架接触，支架才与围岩相互作用。初期围岩受约束力很小，软弱煤体松动范围变大，煤体承载较低，造成支架载荷较大，由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性，在掘进期间基本能满足巷道支护的要求，但巷道施工时工人劳动强度大，巷道推进缓慢，管理较为复杂。在回采期间采用工字钢梯形支架支护时，由于老顶回转变形较大，破坏后的煤体挤向巷道空间，棚腿变形急剧加大，弯曲、折断较多，巷道有效断面迅速减小，支架变形严重，稳定性差，极易发生垮棚、冒顶、堵人等事故。当巷道位移量较大时、需要维修，同时过大的变形使支护系统的整体安全性得不到根本保障。同时在回采期间替棚工作量较大，安全隐患增多，并且由于沿空巷道变形量大，支架产生严重变形，工字钢的复用率极低，造成支护成本加大。U型棚支护U型棚解决了梯形工钢稳定性差、不能适应围岩的大变形的特点，其适用范围较矿用工字钢梯形棚的大。但U型棚有也其自己的缺点:当采用U型棚支护时，由于围岩的应力大、蠕变速度不均而使得支架构件局部承载，常常出现支架顶梁弯曲、棚腿扭折、卡缆崩裂等现象，使支架失去承载能力，折损比较严重，巷道维修工程量较大。随着矿井机械化程度的提高，采用U型棚支护的回采巷道不能满足机械化开采快速推进的要求，特别是沿空掘巷的支护问题更加突出，成为制约工作面高产、高效的瓶颈。锚杆支护煤巷锚杆支护是我国煤矿自综采之后的第二次支护技术革命。自1996年以来，质量上有了显著提高，数量上有了迅猛发展。通常使用的锚杆支护属于“主动”支护，在锚杆安装后及时对围岩提供支护阻力，而且随着围岩的变形，支护阻力不断增加，因而能够及时、有效地强化围岩强度，防止围岩早期离层和控制围岩变形，从而保持围岩的稳定。由于沿空巷道在回采期间变形量大，从支护与围岩运动统一的角度及支护与围岩的相互作用关系出发，寻求防止支架因局部承载而遭受破坏、减少巷道维修工程量的沿空巷道支护方法是及待解决的研究课题。随着锚杆支护理论和技术的发展，锚杆支护在沿空掘巷中的成功运用，为推动窄煤柱沿空掘巷的应用起到了重要作用。锚杆支护与传统的棚式支护相比，具有显著的技术、经济优越性。其主要表现在：:锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体，为主动支护，而一般棚式支护属被动支护;与棚式支护相比，锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况，保持巷道围岩的长期稳定，在相同生产地质条件下，锚杆支护的巷道围岩变形量通常要比棚式支护减少一半以上;锚杆支护还可以节约大量钢材，减少材料辅助运输和减轻工人劳动强度，还有利于快速掘进;锚杆支护的巷道能适应大变形要求，在巷道服务期间，基本不需要维修就能保证巷道的正常使用;在使用机械化程度较高的回采工作面，锚杆支护巷道减少了棚式支护巷道的替棚工作量，有利于回采工作面的安全、快速推进。7沿空掘巷支护技术在沿空巷道支护中，合理的支护形式对巷道围岩控制起着重要的作用，支护体与围岩相互作用的理论研究成果证明:支护强度是控制巷道围岩剧烈变形的关键因素，只有在支护强度大于3MPa时，才能有效控制巷道的剧烈变形，而这是现有的单一支护形式所不能达到的。即使是U型钢支架，在支架受力不均匀的情况下，支架支护强度也只能达到05一IMPa，不仅难以控制巷道的剧烈变形，而且在掘进期间会影响巷道的掘进速度，在采动影响期间，会造成支架的大量损坏，给支架回收工作带来困难。由此可见，仅仅依赖巷道支架本身的支护能力，很难控制巷道的剧烈变形，必须充分发挥巷道围岩自身的承载能力。实践证明，锚杆支护作为一种主动支护形式，对于改善巷道围岩结构特性，提高围岩自承能力方面具有独特的优势，并且成本低，在世界上的主要产煤国家中得到了广泛的应用。1掘进期间锚杆支护技术分析锚杆支护与传统的棚式支护相比，锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体，为主动支护，而一般棚式支护属被动支护，与棚式支护相比，锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况，保持巷道围岩的长期稳定，且能适应大变形。当回采巷道采用小煤柱沿空掘巷时，要保证巷道支护系统具有良好的支护性能，由于窄煤柱沿空掘巷围岩变形剧烈程度与巷道围岩介质属性和上覆岩体结构关系很大，而巷道上覆岩体结构的载荷变化和结构的运动方式决定了巷道在回采期间大变形的必然性，这就要求巷道支护形式能够适应大的围岩变形，实现支护系统的高强可缩，具有这样特征的支护形式只有锚杆支护系统才能满足这些要求。传统的悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且适用于特定的条件。对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体，上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石处于峰后的状态下的力学性质的改善和锚杆支护参数的改变对围岩稳定状态的影响，研究表明:(l)锚杆支护巷道围岩强度强化理论认为，破碎岩体中布置的锚杆强化了岩体的内聚力、内摩擦角、残余内聚力、残余内摩擦角和极限强度、残余强度，而且这些参数随锚杆支护强度的提高而增加，极限强度、残余强度提高到一定程度就能保持围岩稳定。(2)围岩强度强化理论是发展高(超高)强度锚杆的理论依据，锚杆初锚力和支护强度对保持围岩的稳定性具有极其的重要性。锚索的作用是控制锚固区外部较高处的离层和防止巷道顶板两角的剪切破坏。(3)不同的锚杆布置参数所形成的锚固体的力学性态有较大的不同，短而密的锚杆群支护所加固的板，受剪而呈现高阻，表现出围岩变形较小而应力较大，也就是说支护体的刚度较大;长而稀的锚杆群支护所加固的板，易产生弯拉型失稳破坏，表现出围岩变形较大而应力较小，也就是说刚度较小(柔性)。从锚固体的围岩受力特征看出，破裂岩体的极限强度和残余强度随支护阻力的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定。从图中还可以看出，在支护阻力为O的情况，即围岩的残余强度很低，不利于沿空巷道围岩的控制，采用架棚支护就属于这种情况;当采用锚杆支护时，属于主动支护，在支护初期可以结围岩施加一定的预紧力，从图中可以看出，当支护阻力在22MPa时，围岩的残余强度增加数倍，这就是锚杆支护设计、支护参数研究的沿空巷道围岩控制技术综合分析基本依据。但当地质条件较差时，不能保证锚杆支护有良好的锚固性能时，要采用架U型棚或采用复合支护。2回采期间支护技术分析由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性，由前面沿空巷道围岩结构和围岩的稳定性分析表明:沿空巷道在掘进期间围岩变形不太明显，围岩相对较稳定，但在回采期间，巷道的变形量较掘进期间大得多，实际工程实践中变形量数以米计，多数沿空巷道在回采期间破坏，要进行卧底、撕帮等维修后才能正常使用。分析其主要原因是巷道超前加强支护范围过短、支护强度过低，对煤柱没有采取加固措施。合理加强支护范围合理的超前加强支护对保持沿空巷道围岩稳定性有着重要的作用，一般煤矿都是凭借实体煤巷道超前加强支护的范围来类比确定超前加强支护范围，超前支护的范围为20-30m不等，在巷道遭到支承压力影响破坏后才进行维护、加强支护，所以造成沿空巷道维护难度大、维护成本高、制约回采工作面的安全生产。沿空巷道上覆岩层结构决定了本区段超前支承压力对其影响较敏感，主要是因为受采动影响，上覆岩层在支承压力作用下由静止状态变为运动状态，煤柱本来呈塑性状态，其承载能力较低，在超前支承压力作用下，表现出大的位移，甚至整体向巷道内移。造成煤柱向巷道内整体移动的其它原因还有超前加强支护的范围过小、加强支护强度过低、锚杆布置不合理(许多矿井都是沿煤层布置)。因此沿空巷道超前加强支护范围要和支承压力影响范围一致，确定合理的超前加强支护范围采用理论计算并辅以计算机数值模拟同时进行研究确定。加强支护形式选择大多数矿井沿空巷道的超前加强支护形式主要采用单体液压支护配合金属顶梁加设走向棚，然而煤柱变形和顶板下沉量仍然较大，从而在有些矿井认为沿空巷道只有进行撕帮、卧底等维修才能正常使用。主要原因是没有认清沿空巷道在回采期间的围岩的变形特征。沿空巷道在回采期间，其上覆岩层在支承压力作用下由静止变为运动状态，大结构发生回转变形，而巷道围岩小结构变形与大结构变形不同步，锚索的支护强度不够。同时由于煤柱在支承压力作用下变得更加破碎，承载能力进一步降低，表现出向巷道内大的位移。因此要从根本上解决沿空巷道超前加强支护的问题，必须充分利用巷道围岩的自身承载作用，在超前工作面支承压力影响范围内补打锚索，补强顶板锚固范围的围岩，使其与上覆岩层锚固成一整体，同时在巷道内补架采用单体液压支柱的加强棚。同时在沿空侧煤帮沿倾斜向上方向顶板补打帮锚索，增加煤柱的围压，以限制煤柱向巷道内位移，充分利用煤体的强度支撑顶板。
