贵州某铁路客运专线瓦斯隧道未知煤层正洞揭煤专项施工方案(附图).docx

新建沪昆客专贵州段ckgztj-9标段斗磨瓦斯隧道d1k841+931932未知煤层正洞揭煤专项施工方案编制：审核：审批：中铁二十局集团沪昆客专贵州段工程指挥部二一三年十月3目录一、编制说明11.1编制依据11.2编制原则11.3适用范围2二、工程概况22.1地质概况22.2设计概况52.3目前施工情况7三、施工方案73.1瓦斯工区作业流程73.2瓦斯检测73.3揭煤段长度与开挖断面103.4揭煤作业流程113.5揭煤施工工艺要点133.6通风213.7施工供电及照明233.8揭煤施工注意事项24四、施工组织安排254.1施工组织254.2劳动力组织274.3主要机械设备投入284.4施工工期计划29五、安全技术措施及组织管理295.1预测预报监测措施305.2施工措施305.3通风措施325.4电气防爆设备管理335.5通风管理355.5组织管理375.6其它安全技术措施39六、质量管理措施406.1建立健全体系406.2完善各项管理制度406.3材料、机械设备管理措施416.4测量、试验检测管理措施426.5施工技术管理措施42七、文明施工措施437.1建立健全体系437.2完善制度437.3落实措施44八、应急救援预案468.1工程概况468.2预测事故可能发生的场所及部位468.3应急资源478.4应急组织机构488.5应急工作程序508.6应急响应518.7应急预案538.8后续处理55斗磨瓦斯隧道d1k841+931932未知煤层正洞揭煤专项施工方案一、编制说明1.1编制依据关于印发加强铁路隧道工程安全工作的若干意见通知(铁建设【2007】102号)；铁路工程施工安全技术规程（tb10401.1-2003）；高速铁路隧道工程施工技术指南铁建设【2010】241号；防治煤与瓦斯突出规定（国家安全生产监督管理总局令第19号）；煤矿安全规程（2010版）；中华人民共和国民用爆炸物品安全管理条例；（国务院令第466号）铁路瓦斯隧道技术规范（tb10120-2002）；防治煤与瓦斯突出细则；煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（aq/t1047-2007）新建铁路长沙至昆明客运专线玉屏至昆明段施工图斗磨隧道设计图d1k841+144d1k843+220段（综合）；新建铁路长沙至昆明客运专线玉屏至昆明段施工图斗磨隧道设计图d1k841+144d1k843+220段（煤与瓦斯防治）；沪昆铁路客运专线贵州有限公司安全管理相关要求；其他相关文件。1.2编制原则确保施工方案能保证安全施工，保证洞内施工人员的安全，顺利通过煤系地层。确保施工方案能更好的指导实际施工，具有操作性强、经济合理的特点。1.3适用范围本专项施工方案仅适用于斗磨隧道d1k841+465d1k842+370瓦斯工区d1k841+931932未知煤层正洞揭煤施工。二、工程概况2.1地质概况隧址区基岩大多裸露，为三叠系下统永宁镇一段（t1yn1），三叠系下统永宁镇二段（t1yn2），三叠系下统夜郎组（t1y），二叠系上统长兴-大隆组（p2c+d），二叠系上统龙潭组（p2l），二叠系下统茅口组（p1m）地层，隧道进口及缓坡地带分布有少量覆土。地层岩性以黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、页岩、灰岩、白云质灰岩、白云岩为主，弱风化，呈带状及块分布。隧址区的地质构造较为简单，为单斜构造，产状为n2856w/4576s，节理较发育。隧道洞身穿越二叠系上统龙潭组（p2l），长兴组-大隆组（p2c+d）含煤地层。其中龙潭组有五30个煤组，含煤层及煤线5-30层，普通有三至五层可采。据调查，隧道穿越段落主要有康煤、砂子煤、小煤可采，鸡窝煤局部可采，岩煤不可采。长兴组-大隆组（p2c+d）含2层煤、煤层较薄；煤质为低中灰分、中高硫分、高热值煤，煤类为焦煤。斗磨隧道属于高瓦斯隧道，高瓦斯工区的段落为d1k841+533d1k842+157，低瓦斯工区的段落为d1k842+157d1k842+327。根据区域资料及专项调查等资料表明斗磨隧道含煤地层为二叠系上统龙潭组（p2l），厚约465m，岩性以黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、灰岩为主，含煤（线）20余层（斗磨隧道平导穿越主要煤层详见表2-1-1），煤层总厚5.7m左右，含煤系数为1.5%；黑色含碳泥岩与煤层为瓦斯生气层，煤层处于焦煤变质阶段，瓦斯生成量较大，其上部粉砂岩、灰岩、砂质泥岩为瓦斯覆盖层，岩石颗粒较细、致密，对瓦斯封闭较好，瓦斯压力达0.9mpa。根据相应专题研究成果表明：斗磨隧道煤层瓦斯压力梯度为0.00515mpa/m，煤层瓦斯含量为16.01m3/t，煤层瓦斯涌出量为3.41m3/min，隧道施工开挖中具有煤与瓦斯突出的危险。地表普遍存在小煤窑开采，距离线路最近约50m，且向线路方向开挖，部分斜井进入主巷道后，呈树枝状开挖，有数量不一的支洞，开采方式以平采为主，水平深度一般为3050m，最大深度不超过100m；煤层采空位于隧道上方约4060m，可能存在积水。后附斗磨隧道线路纵平面图2-1-1。图2-1-1斗磨隧道线路纵平面8表2-1-1斗磨隧道平导主要穿越煤层一览表序号煤层编号煤层（m）煤层间距（m）煤层产状煤层与隧道交角隧道路肩穿煤里程真厚穿煤长度垂直间距穿煤间距煤层倾角煤层走向130#0.120.1532.6840.4653n43w80d1k841+759.73d1k841+759.88219#0.300.37d1k841+800.34d1k841+800.76.868.4853n43w80318#0.790.98d1k841+809.18d1k841+810.1610.2312.6753n43w80417#0.540.67d1k841+822.83d1k841+823.5100.62124.853n43w8057#2.112.62d1k841+948.3d1k841+950.9238.3647.753n43w8063#1.461.82d1k841+998.72d1k842+000.54105.85132.4253n43w8071#0.750.94d1k842+125.44d1k842+126.38该未知煤层里程d1k841+931d1k841+932，位于高瓦斯工区的段落（d1k841+533d1k842+157），位于17#煤层与7#煤层之间，为原未探明煤层。2.2设计概况斗磨隧道总长为2076m，人字坡，进口线路纵坡为15.3，出口为25，分界里程为d1k842+150。为超前探明前方煤层瓦斯情况在进口段线路方向左线线路右侧30m设置平行导坑，全长1170m，采用有轨单车道运输，平导通过1#-5#横通道与正洞连接，锚喷构筑法施工。1、正洞设计概况根据铁路瓦斯隧道技术规范相关规定及隧道地质情况，隧道d1k841+925d1k842+010段为高瓦斯段，按一级瓦斯地段设计，采用c全封闭复合衬砌，喷射混凝土及模筑混凝土中掺气密剂，设置瓦斯隔离层，施工缝进行气密处理；全封闭衬砌段落采用全环瓦斯隔离板及闭孔型泡沫塑料垫层将瓦斯隔离，经水汽分离装置通过纵向盲管直接排出洞外。施工方法采用crd法，超前支护采用42无缝小导管、壁厚3.5mm；加强支护采用全环i22a型支护，间距0.6m。2、超前地质预报设计概况采用以地质调查法为基础，综合物探及钻孔为主进行综合超前预报，预报内容包括：煤与瓦斯的突出性预测；不同岩性接触带的位置，接触带岩体破碎程度、地下水赋存情况；岩溶发育程度、岩溶水赋存情况；隧道内围岩级别变化趋势；瓦斯含量及煤层分布产状情况。施工过程中应根据预报实施工作中掌握的地质情况，及时调整隧道区段的地质复杂程度分级、预报方法和技术等。3、监控量测施工期间开展监控量测，并对支护体系的稳定性进行判别，对隧道级围岩开展洞内外观察及拱顶下沉、净空变化监控量测，级围岩量测断面间距不大于5m。瓦斯工区施工期间开展日常全面测风及瓦斯监测，掘进工作面随时测风及瓦斯浓度监测，每次测风及瓦斯监测结果必须有记录，并在监测点公布。4、瓦斯排放及通风瓦斯排放采用自然排放或抽放等措施，通风采用压入式通风及巷道式通风。瓦斯工区施工期间开展日常全面测风及瓦斯监测，掘进工作面随时测风及瓦斯浓度监测，每次测风及瓦斯监测结果必须有记录，并在监测点公布。5、该煤层设计情况该煤层设计未涉及，按目前探明情况，该未知煤层位于位于17#煤层与7#煤层之间，厚约0.5m。2.3目前施工情况截止到2013年10月14日，正洞掌子面里程d1k841+925，掌子面距离该煤层位置约为6m。三、施工方案3.1瓦斯工区作业流程斗磨隧道正洞瓦斯工区防突措施以钻孔自然排放为主；遵循“先预报预测、再探明、防突出压出倾出；强通风、勤检测、防瓦斯积聚；确保有害气体浓度不超标”的施工原则，探明隧道存在煤层时，用瓦斯压力法与综合指标法进行区域突出危险性预测，并采取相应处理措施。瓦斯工区作业流程见图3-1-1。3.2瓦斯检测3.2.1监测依据隧道瓦斯的监测，主要以煤矿安全规程、防治煤矿瓦斯突出细则、铁路瓦斯隧道技术规范为主要依据，对有害气体进行监测、控制。3.2.2瓦斯限值与处理隧道岩层中瓦斯涌出浓度的大小是危险程度的标志，施工中必须将瓦斯浓度控制在安全的限值以内。隧道施工控制瓦斯限值及超限处理措施见表3-2-1。表3-2-1 隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施序号地点限值（）超限处理措施1低瓦斯地段任意处0.5超限处附近20m范围内立即停工，查明原因，加强通风稀释2局部瓦斯积聚(体积大于0.5m3)2.0超限处附近20m停工，断电，撤人，进行处理，加强通风3开挖工作面风流中1.0停止电钻钻孔，加强通风，水枪喷水4煤层爆破后工作面风流1.0超限时继续通风，不得进人，水枪喷水5局扇及电气开关20m范围0.5超限时停机并不得启动，并加强通风，水枪喷水6钻孔排放瓦斯适时回风流中1.5超限时撤出人员，切断电源，调整风量，水枪喷水7竣工后洞内任何处0.5查明渗漏点，并向设计单位反映，增加运营通风设备图3-1-1瓦斯工区作业流程3.2.3瓦斯检测斗磨隧道瓦斯检测采用人工检测和kj90安全自动监测两种手段相结合，相互验证。1、kj90安全自动监测kj90安全监控系统主要监测隧道洞内风速、瓦斯、一氧化碳等参数。kj90安全监控系统通过隧道洞内安设分站、中分站、小分站、传感器及控制器对瓦斯、一氧化碳、风速、二氧化碳等参数进行摇控监测及控制；光学瓦检仪及便携式瓦斯检测仪通过洞内巡查及旁站检测各类死角、盲区，且检测数据与kj90安全监控系统相互核对。2、便携式瓦检仪检测（1）人工检测瓦斯时，报警点定为1.0；自动瓦斯监控系统报警点和断电点均设置为1.0。（2）当瓦斯自动监控系统报警时，瓦检员通知通风人员将风机转速提高，加大风机供风量；同时瓦斯检测员加强对报警点及附近20 m的瓦斯浓度检测。当瓦斯浓度继续增大并不大于1.0时，瓦检员通知施工负责人组织该工作面工作人员将洞内施工机具整理好，并有秩序的撤出洞外。当瓦斯浓度上升较快并迅速超过1.0时，瓦检员立即通知工作面施工负责人，洞内所有作业人员立即撤出。（3）当瓦检员携带的便携式瓦斯检测仪报警时，则立即通知工作面施工负责人，立即停工，加强通风。（4）检测频率：当瓦斯浓度在0.5以下时，瓦检员每小时检查一次；瓦斯浓度在0.5以上时，应随时检查，检查作业不得离开该工作面；瓦检员必须保证“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。（5）检测地点：隧道内各工作面(掌子面开挖、初期支护、仰拱开挖、仰拱混凝土施工、防水板挂设、二次衬砌立模、二次衬砌混凝土灌注、隧道散水治理)；瓦斯可能产生积聚的地点(二衬台车部位、隧道内避车洞室和综合洞室的上部、隧道内具有明显凹陷的地点)；隧道内可能产生火源的地点(电机附近、电气开关附近、电缆接头的地点)；瓦斯可能渗出的地点(地质破碎地带、地质变化地带、煤线地带、裂隙发育的砂岩、泥岩及页岩地带)；在隧道进行超前钻孔前，必须在超前钻孔附近进行瓦斯检测。（6）当两台瓦斯检测仪对瓦斯浓度检测结果不一致时，以浓度显示值高的为准。便携式瓦斯检测仪使用前必须检查便携式瓦斯检测仪的零点是否漂移过大和电压欠压。不符合要求的瓦斯检测仪，不得使用。3.3揭煤段长度与开挖断面1、揭煤段长度根据其它瓦斯隧道经验，以及煤与瓦斯突出相关规范标准的规定，选择在遇到煤层前10m到通过煤层后10m为该煤层的揭煤段长度，揭煤段应该严格按照揭煤方案进行施工。揭煤程序如图3-3-1。上部顶实施防突措施测压2m洞身煤层底板穿煤长度揭煤煤层顶板揭煤长度过煤长度预测预探过门坎图3-3-1 揭煤程序示意图2、揭煤段的开挖断面在有瓦斯和煤尘爆炸危险的隧道爆破所使用的雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管，总延期时间不得超过130ms。主洞揭煤采用上下四断面开挖，待上半断面穿过煤层顶（底）板10m，、部依次再揭开煤层。3.4揭煤作业流程由于d1k841+931d1k841+932未知煤层具有煤与瓦斯突出危险性，因此需要制定专门的揭煤防突措施，按照揭煤作业流程进行操作，揭煤作业流程示意图如图3-4-1。具体操作步骤如下：第一步：（1）距煤层最小法向距离10m时，进行超前探测，探测煤层位置。根据钻孔坐标、钻孔角度、见煤深度等指标确定该煤层厚度，走向，倾角，以及煤层与隧道的关系；（2）发现煤层后进行煤与瓦斯突出危险性预测，预测煤与瓦斯突出危险程度；（3）根据煤与瓦斯突出危险性预测数据，制定专项防突措施，钻孔进行瓦斯排放。按设计打设瓦斯排放孔进行瓦斯排放；（4）瓦斯排放结束后，进行瓦斯排放措施效果检验，主要采用钻屑指标法进行验证。如验证瓦斯排放措施效果不理想应采取补救措施。（5）正常掘进至距煤层最小法向距离5m。第二步：距煤层最小法向距离5m时，进行瓦斯突出预测验证。有突出危险采取钻孔排放措施，无危险则正常掘进至距煤层最小法向距离2m第三步：距煤层最小法向距离2m时，进行瓦斯突出预测验证。有突出危险采取钻孔排放措施。第四步：确认无煤与瓦斯突出危险后，首先采用超前小导管进行注浆支护，然后采用震动爆破进行揭煤。第五步：进入煤层后，注意边验证边掘进，保证施工安全，过煤段支护施工应该采用以“先注浆、后开挖、快封闭、勤量测”来封闭瓦斯，同时对隧道围岩位移变形做到经常观测，防止出现过煤后突出。13图3-4-1 揭煤作业流程3.5揭煤施工工艺要点3.5.1确定煤层产状1、定性预测方法采用地貌、地质调查与地质推理相结合的方法，进行定性预测。收集区域地形、地质、水文地质资料以及铁路地质资料，通过这些资料分析区域岩溶地貌特征。对隧道所处地区地质构造和岩性的调查，调查分析隧道所在地区的煤层开采情况等。2、主洞超前地质探孔探测2013年10月11日，在主洞掌子面开挖至d1k841+909里程，施做了3个超前水平钻孔，水平地质钻孔编号为1#、2#、3#，孔深分别为41m、37m、31m。1#在隧道中心线位置（进洞方向），距拱顶3.5m位置，水平钻进； 2#在偏离隧道中心线位置左侧（进洞方向）2.5m处，距上台阶底板2.5m处，向外插8，向下插20；3#在偏离隧道中心线位置右侧（进洞方向）2.0m处，距上台阶底板3.7m处，向外插15，向上插22（钻孔布置见图3-5-1）。3-5-1超前水平钻孔布置图超前水平钻孔结论为：d1k841+909d1k841+928段围岩较坚硬，节理裂隙较发育；d1k841+932d1k841+933段夹有煤层，厚约0.4-0.5m；d1k841+936 d1k841+941段夹有煤线及高碳质泥岩。初步判定d1k841+931d1k841+932附近存在煤层，煤层厚度约为0.5m。结合钻孔资料，确定煤层的产状以及煤层与隧道的关系：根据钻孔资料确定了的煤层倾角为82，煤层走向n43w，煤层与隧道交角79，煤层厚度0.5m左右。3、煤与瓦斯突出危险性预测2013年10月13日5：40开始从掌子面（d1k841+920）处向出口方向进行超前水平钻进，至10月13日8：02共成孔3个，1#、2#、3#孔有效长度16m、16m、16m。1#在隧道中心线位置（进洞方向），距拱顶2.8m位置，水平钻进； 2#在偏离隧道中心线位置左侧（进洞方向）3.7m处，距上台阶底板3.4m处，向外插14，向下插14；3#在偏离隧道中心线位置右侧（进洞方向）3.2m处，距上台阶底板3.9m处，向外插15，向下插11（钻孔布置如图3-5-2）。3-5-2超前水平钻孔布置图同时进行了煤层瓦斯预测，根据煤层10m时采用瓦斯压力测定法与钻屑指标法进行煤与瓦斯突出危险性预测，瓦斯压力测定结果为0.85mpa超过规范限值，综合指标d值0.27超过限值、k值17.2超过限值。根据防治煤与瓦斯突出，铁路瓦斯隧道技术规范确定d1k841+931932未知煤层为煤与瓦斯突出煤层，该层煤具有突出危险，需要制定专项防突措施。第二步：防突措施制定，进行瓦斯排放根据煤与瓦斯突出危险性预测结果，采用钻孔排放瓦斯措施，在进行瓦斯排放施工时，瓦斯排放孔直径均为89，采用c6钻机施工，钻孔进入煤层底板岩层不小于50cm，各钻孔在煤层厚度1/2处的孔距不大于2倍排放半径（排放半径取1.0m），孔底间距不大于2m；施工时根据瓦斯绝对含量及相对含量，对钻孔参数进行相应修正。瓦斯排放时，平导及正洞所有工作面停止掘进。排放孔施工时，掌子面距煤层垂距不小于5m。瓦斯排放范围：主洞部瓦斯排放范围为部轮廓线左右两侧5m（沿煤层走向）、上方5m（垂距）、轮廓线以下5m（沿倾向）。排放时间根据实际排放效果确定，瓦斯排放结束后进行煤与瓦斯突出危险性检验。进行煤与瓦斯突出危险性检验后，当仍有突出危险性时，采取延长排放时间，增加排放钻孔或采取瓦斯抽放等补救措施，当无突出危险后，进行揭煤作业。瓦斯排放顺序：（1）在部工序坑顶距煤层垂距5m时，打排放钻孔，排放瓦斯约30天，施作验证孔后确认煤层无突出危险后，部震动揭煤穿过煤层。（2）由于煤层较薄，在、部依次按照部施做钻孔排放瓦斯，依次先后揭煤穿过煤层。（3）瓦斯排放结束前至少打1个检验孔，进行煤与瓦斯突出危险性检验，当仍有突出危险性时，应采取延长排放时间，增加排放钻孔或采取瓦斯抽放等补救措施，当无突出危险后，方可进行揭煤作业。（4）若部工序经预测有煤与瓦斯突出危险性，则认为其他各部工序亦有煤与瓦斯突危险性，其他各部工序可不施做预测孔，但按要求每步必须施作一个89验证孔，验证孔要求同预测孔要求。主洞部瓦斯排放孔布置示意图如图3-5-2。图3-5-2 主洞部瓦斯排放孔布置示意图第三步：防突措施效果检验在实施瓦斯排放后，采用钻屑指标或钻孔瓦斯涌出初速度为主要指标进行防突措施效果检验。对防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于排放区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于排放区域内距边缘不大于2m的范围。根据钻孔瓦斯涌出初速度进行检验，当煤层钻屑指标与钻孔瓦斯初速度不超限为无突出危险区，否则，即为突出，排放防突效果无效，需采取补救措施。第四步：准确预留保护岩柱在揭开煤层前，从掘进工作面到煤层之间所留的岩柱，作为揭煤时的安全屏障，其最小垂直距离对于急倾斜煤层为2m，倾斜和缓倾斜煤层为1.5m。如果预留岩柱过厚，用震动性放炮可能一次无法揭开，致使煤体应力和煤体瓦斯不能充分释放，人员在露出的部分煤下作业容易发生突出；若岩柱预留不足或距离不准时，易造成误穿煤层。本次主洞过煤预留保护煤柱其最小垂直距离定为2m。第五步：进行超前支护由于含煤地层顶底板一般比较破碎，因此在揭煤施工以前进行隧道的超前支护，防止震动爆破诱发煤层突出，加大隧道支护困难。因此采用超前小导管进行支护，具体支护措施：拱部采用42小导管进行超前支护，长4.0m，壁厚3.5mm，每环50根，环向间距0.4m，纵向每2.4m一环。第六步：主洞揭煤施工在进行瓦斯排放措施并检验有效以后进行主洞部揭煤施工，主洞采用上下四断面法进行揭煤施工，先进行部断面揭煤施工，待通过煤层10m以后进行、部断面的揭煤施工。揭煤施工采用震动爆破，震动爆破的具体技术要求如下：（1）震动爆破炸药使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，其单位岩体炸药量按正常掘进2倍确定。最后一段起爆延期时间不得超过130ms。（2）采用正向连续装药结构，要求炮眼中岩眼不得打入煤层，眼底距煤层0.2m，如果岩眼已打入煤层必须在眼底充填炮泥，炮泥在岩石段不少于0.2m。（3）煤眼穿过煤层，煤眼个数大致为岩眼个数的一半。煤眼与岩眼相间布置，一般先引爆岩眼；设计煤眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开。（4）所有炮眼在炸药与封泥间装1-2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。（5）爆破必须选用同一厂家、同一生产批次的电雷管，并进行导通测试，一次爆破所用电雷管的电阻值相差不得超过0.3m。（6）装药前应加强支护，并将工作面清理整洁，装药地点20m范围内不得有电气设备，应避免在雷击期间进行装药爆破作业;（7）电雷管根据起爆器性能选择合适的方式连接，但必须使通过每发电雷管的电流达到电雷管的引爆电流2倍以上。（8）爆破母线采用信号专用电缆，所有母线接头和电雷管脚线的连接使用绝缘胶布包扎严密，并尽可能减少接头，以减少爆破母线的电阻。震动爆破参数确定：（1）炮眼数目确定炮眼数目可参考下式进行计算:n=5s3f2式中：n为炮眼个数，s为隧道断面面积，f为岩石坚固性系数。由于揭煤防突采用震动爆破，炮眼数目可以设计为上述计算值的1.5到2倍。另外据防止煤与瓦斯突出细则规定，震动放炮应该按照石门断面积的45倍进行确定。（2）单孔装药量计算q0=lgh-装药系数，取 0.75；h-每个药卷长度，0.25m；g-每个药卷重，0.15kg；l-炮孔深度，岩眼炮孔平均深度按2.4m计算，煤眼炮孔平均深度按2.9m计算。（3）确定掌子面开挖总药量q=q*n*式中：n*为炮眼总数，q*为单孔平均药量。（4）炮眼布置与炮眼参数主洞部断面爆破炮眼布置可以参照图3-5-3。主洞部断面爆破炮眼参数可参考表3-5-1。图3-5-3 主洞部断面震动爆破炮眼布置示意图表3-5-1主洞部断面震动爆破炮眼参数表炮孔类型炮孔平均深度炮眼间距炮孔个数单孔药量炮泥长度总药量cmcm个kgcmkg掏槽岩眼27081.215709掏槽煤眼34041.7906.8辅助岩眼24040521.086056.16辅助煤眼31040261.3958036.27周边岩眼24040301.086030.24周边煤眼31040151.3958020.925底板岩眼30040121.358016.2底板煤眼3704061.6651009.99合计153每循环装药量(kg)185.59围岩类别为类围岩，开挖面积约为40m2，采取洞外放炮。（5）震动放炮时隧道系统维护由于震动放炮爆破强度较大，容易造成煤层突出，因此为了减小煤层突出强度，震动放炮的实施过程中建议在隧道中设置防突档栏。对于突出危险性较大的煤层，在距开挖掌子面6-8m处设置特制的金属挡栏(如图3-5-4)，对于突出危险性较小的煤层，可在距工作面3-5m处用矸石堆或木垛挡栏，如图3-5-5。图3-5-4 金属斜档栏布置示意图图3-5-5 矸石堆减突布置示意图第六步：过煤初期支护过煤段设计采用c型复合衬砌，初期支护喷射砼采用c30气密性混凝土，厚28cm，8钢筋网，全环22a工字钢，钢架间距0.6m，拱部采用25x7中空注浆锚杆，长4.0m，边墙采用22普通砂浆锚杆，长4.0m。揭煤施工中及时施做拱架支护，以防止冒顶事故的发生。先初喷4cm厚混凝土封闭岩面，施工系统锚杆、钢筋网片，安装钢架喷射混凝土至设计厚度。第六步：过煤后隧道围岩变形监测措施由于煤系地层围岩较为破碎，隧道过煤段需加强支护，并且定期进行隧道围岩变形监测，防止围压变形过大造成事故。3.6通风斗磨隧道分为高瓦斯工区，瓦斯工区与非瓦斯地段。进口工区d1k841+144d1k841+500段以及出口工区采用压入式通风，进口工区d1k841+500d1k842+370高瓦斯工区采用巷道式通风。1、通风要求正洞及平导内仰拱填充面以上断面内净空最小风速大于0.5m/s，正洞通风管末端风量达到36m3/s以上，平导通风管末端风量达到23m3/s以上。2、通风设计通风方式：该煤层里程属于高瓦斯工区，采用巷道式通风方式，通风平面布置图见图3-5-6。进口工区采用巷道式通风时，主风机应布置在隧道非瓦斯地段，具体位置根据实际情况进行确定。平导以及主洞贯通后，仅考虑洞内作业和排除渗漏瓦斯的卫生和安全要求。通风设计按照地质专业提供的瓦斯绝对涌出量3.41m3/min进行设计，要求净空最小风速大于0.5m/s。施工期间需通过现场检测瓦斯涌出量，当实际瓦斯绝对涌出量比地质资料中预测要大时，需根据实际情况采取合理的供风量，有效降低作业面以及洞内的瓦斯浓度，确保施工安全。65图3-5-6 通风平面布置图3.7施工供电及照明1、施工供电双回路电源线路设置双回路电源线路，当一路电源发生故障防止供电时，另一回路继续负担隧道施工用电的全部负荷，其电源线上不得分接隧道以外的任何负荷。三专两闭锁供电系统做到“三专”“两闭锁”，即专用变压器、专用开关、专用供电线路与供电的瓦电闭锁、风电闭锁。“三专”由10kv电力t接干线10/6kv洞口专用变压器，由配电室kygg-6型矿用开关柜经vgsp6kv矿用监屏橡套电缆送至洞内kbsgzy隔爆动力专用移动变电站，降压380v后，再由各防爆开关及防爆电缆完成向各工点的供配电。“瓦电闭锁”在瓦斯工区供电主开关处设置axj-2型瓦斯断电仪，将其探头设在瓦斯及工作面适当位置，当瓦斯超限时，该探头能发出警告信号，同时经断电仪控制迅速切断主开关不会合闸送电。“风电闭锁”在局部和动力设备主开关设置电气闭锁线路，起动设备必须是局扇先行启动供风稀释瓦斯达到标准后，动力设备才能启动操作。2、照明系统采用单独照明系统，在洞外设置照明专用变压器降压后经矿用防爆主电缆送入洞内，在各相应地段设照明及信号专zxz8-2.5型综合保护装置，将380v三相中性点不接地电源降压为127v，用分支电缆、防爆接线盒接入kby-20防爆防尘荧光灯灯具及防爆投射灯、防爆白炽灯。3.8揭煤施工注意事项1、进入揭煤程序后，即掌子面最小垂距离煤层顶板法向距离10m段到过煤层10m施工期间，严格按照“坚持预测预报，每掘必探，短掘浅进，放小炮”的原则作业。2、严格执行一炮三检制、三人连锁放炮制、三专两闭锁制度；洞内电器设备在揭煤、过煤前进行一次检修，必须符合防爆要求，设专人检修、保护。3、揭煤施工过程中严格执行“断电撤人，坚持洞外放炮；短掘浅进，放小炮”的原则进行爆破作业。并在洞口20m距离设置放炮安全警戒线。4、震动爆破前应加强超前支护，采用小导管、注浆等方法加固围岩(煤层)，减小煤层突出强度。5、震动爆破施工过程中在离洞口20m处设置警戒线，洞口50m范围内禁止烟火，放炮过程中严禁任何人进入警戒线以内。6、揭煤爆破起爆、通风30min后，待kj90安全自动监测瓦斯浓度小于0.5后，由3名矿山救护队员同时进入掌子面检查，根据检查结果，确定是继续排放瓦斯，降低瓦斯浓度；还是恢复送电，施工作业。进行各项检查并妥善处理后，其他工作人员才准进入工作面。其他工作人员进入隧道应配带隔离式自救器，每组人员至少携带一个多功能气体检测仪。7、揭煤施工过程中及时施做拱架支护，以防止冒顶事故的发生。煤层地段掘进工作面浮煤应浇水并及时运出洞外，以防煤尘积聚。8、揭煤地段的开挖应增大开挖断面，预留0.3m的变形量；以确保衬砌净空尺寸。9、揭煤期间，必须密切观察煤与瓦斯突出预兆，涌水量、瓦斯涌出等情况，一旦出现异常，必须立即撤离人员至安全地点，并报告调度室及揭煤总指挥，待编制专项安全技术措施后方可恢复作业。10、揭开煤层后及时进行初期支护施工，及时封闭瓦斯通道，对衬砌施工的薄弱环节应加强检查，增加密封措施。同时加强隧道围岩变形观测。11、进入揭煤程序后注意加强预测预报，加强监测，保证安全施工。12、由于该煤层里程设计中已经提及到可能存在硫化氢气体，而且在平导掌子面里程pdk841+989993段厚约2.6-3.1m的煤层中证实存在硫化氢气体；因此本次揭煤过程中必须加强硫化氢气体的检测措施，同时加强通风，保证硫化氢气体浓度不超过0.01%。13、震动爆破揭煤后，若监测到硫化氢气体必须让其浓度低于规范要求后进入掌子面，同时可采用大量水或石灰水冲刷掌子面，尽量溶解稀释硫化氢气体，降低浓度。四、施工组织安排4.1施工组织斗磨隧道平导瓦斯工区施工由中铁二十局集团沪昆客专工程指挥部组织，第二分部分管，第十工程工程队实施，详见图4-1-1、4-1-2、4-1-3。总工程师：岐峰军计划部部长：李兴波调度协调部部长：张晓明中心试验室主任：戴雷工程技术部部长：谭德庆安全环保部部长：马涛物资设备部部长：许帅副指挥长：冯军武综合办公室主任：魏素贞指挥长：张文峰财务部部长：李兵第二分部图4-1-1 中铁二十局集团沪昆客专工程指挥部组织机构总工程师：常得胜计划部部长：龙晓辉设备部部长：周新林试验室：戴雷工程技术部部长：张军朋安全环保部部长：杨健物资部长：崔巍副经理：孙小勇综合办公室：张东妮项目经理：王新亮财务部部长：孙贵强第十工程队图4-1-2 中铁二十局集团沪昆客专工程指挥部二分部组织机构工班长：杨小龙、黄官生领工员：吴旭亮、相登杰材 料 员 袁训成员副组长试 验 员 杨帆质 量 员 邓海军安 全 员 刘忠辉飞技 术 员 李双军技术负责人：李军队长：杜申会组长图4-2-3 中铁二十局集团沪昆客专贵州段工程指挥部第十工程工程队4.2劳动力组织劳动力具体安排见下表4-2-1。表4-2-1 劳动力组织表序号工种第十工程队工作内容1队长1负责全队协调、管理工作2技术负责人1负责全队技术工作3技术员3负责技术指导工作4质量员2负责质量监督检查5安全员2负责现场安全监督检查6试验员2负责材料检测检验工作7材料员1负责材料保管发放工作8领工员6负责工地整体安排9工班长6负责现场安排10调度员1负责现场指挥11测量工3负责隧道测量12机械司机6负责各种机械设备操作13汽车司机10人员上下班、材料运输14电焊工5负责现场焊接施工15模板工8负责模板安装及拆洗16钢筋工12负责钢筋加工及安装17木工2负责木工加工18混凝土工6负责混凝土浇筑及养护19修理工4负责现场机械修理20线路工2负责线路施工21电工2负责现场用电管理22爆破工10负责隧道爆破23风枪工42负责隧道爆破打眼作业24喷射工12负责隧道混凝土喷射及压浆作业25普工12负责现场综合性事物26瓦检员6负责洞内瓦斯浓度监测27合计1674.3主要机械设备投入主要机械设备配备如下表4-3-1。 表4-3-1主要机械设备配备表序号设备名称型号产地台数备注105111211172211风动凿岩机yt28天水102多功能作业台架12m西安13风镐g10天水54挖装机zwy100昆明15梭矿6m3贵州46牵引机车xk8-6/132kbt27电动空压机l-29/7四川5与平导合用8管棚钻机cm368河北1与平导合用9防爆型施工设备（套）110注浆机（泵）mzj-1安徽111混凝土湿式喷射机ysp-10安庆212搅拌混凝土运输车5与平导合用13混凝土输送泵hbt60a长沙114仰拱栈桥16m西安115衬砌台车12m西安116电焊机bx1-500天津117钢筋切断机cq-40西安118钢筋弯曲机gw6-40西安119型钢冷弯机1与平导合用20轴流通风机sdf(c)-no11. 5121变压器sl7-1000/10西安1与平导合用22变压器sl7-630/10西安123柴油发电机组300gf扬州1与平导合用24地震波物探仪tsp203plus瑞士1整个标段成立预报小组25钻机c6意大利126地质雷达sr-20美国127红外线探测仪128高低浓度甲烷传感器kgj952与平导合用29瓦斯报警断电仪adj-2d130矿用隔爆开关bqd-80z231安全火花大分站f2-ius16-3132双发送器f2-s2133双接收器f2-i2134接收处理装置135便携式瓦斯检测仪（套）536风煤钻zqst-40/3.0山东337现场瓦斯解吸仪1与平导合用38瓦斯压力测试设备4与平导合用4.4施工工期计划 计划揭煤施工时间2013年10月16日，计划完工为2013年11月26日。五、安全技术措施及组织管理在有煤与瓦斯突出的隧道中施工，必须认真贯彻和切实执行安全生产的方针，坚持群众路线，大力加强安全技术管理工作，开展科学实验研究突出规律，不断地完善和创新突出预报工作和行之有效的预防突出措施，这对消除事故的发生，保证安全生产是非常必要的。实施安全技术措施的目的，在于当突出预测失误或防突措施失效发生突出时，避免人身事故。由于煤与瓦斯突出是一种极其复杂的瓦斯动力现象，在当前科技发展水平尚难以完全避免突出发生的现实情况下，采用安全技术措施是必需的。为了保证斗磨隧道平导7#煤层揭煤的顺利实施，在安全上必须采取以下技术措施：5.1预测预报监测措施1、含煤地层采用地震波、反射法等物探手段进行前方岩层界面预报初步定位，并采用3个89超前水平钻孔进行验证，验证孔每20m一循环，30m/孔，搭接10m。当超前物探及验证孔确认有煤时，增加不少于3个89超前钻孔，进一步确认煤层产状及走向、岩体破碎程度。当超前水平钻孔确认煤层厚度、位置后，根据探测情况，若煤层厚度大于0.3m或有瓦斯溢出时，在距煤层10m处施做超前探测孔，并详细记录岩芯资料，确定煤层厚度、倾角、走向及与隧道的关系，并分析煤顶层、底板岩性，掌握并收集探孔施做过程中的瓦斯动力现象；距煤层垂距5m时施做一组预测孔，进行煤与瓦斯突出危险性预测，如具有煤与瓦斯突出危险性时及时向沪昆铁路客运专线贵州有限公司、设计及监理单位提出，以调整施工方案。2、安装瓦斯自动检测仪及手持报警仪对施工坑道内瓦斯浓度进行监测报警。对于瓦斯段，由施工、救护人员组成的瓦斯检测组手持光涉仪或报警仪，在打钻前、装药前、放炮前后以及其它任何时间，对掘进工作面、超挖空间、总回风流、机电设备及开关附近、溶洞与溶隙、裂隙和采空区、大小断面交汇处的上部、衬砌台车内部、各类洞室和通道、局部通风不良地段等易积聚瓦斯的地方进行检测，发现异常现象及时处理和报告，并根据施工实际情况，在放炮后，对风量氧气、co2、co、no2等有害气体进行检测。5.2施工措施1、采用湿式凿岩机械（煤电钻）钻孔，在瓦斯地段电力起爆使用防爆型起爆器作为起爆电源，一个工作面不得使用两台或两台以上的起爆器进行起爆。雷管采用煤矿许用电雷管，炸药采用矿用安全炸药。其中炸药安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。2、瓦斯隧道施工过程中，穿过煤系层，隧道揭煤层对瓦斯涌出量最大，危害最严重，准确计算瓦斯涌出量，配备相应的通风设备至关重要,揭煤前预探、预测、预钻，排放瓦斯，检验开挖支护，安全防护均进行严格控制。3、隧道通过的煤系地层，围岩等级都较低，一般为级或v级，且地应力较高，其初期支护要求平整、光滑，不能有造成瓦斯聚集的死角。4、洞内采用防爆型照明灯，照明电压不大于36v，洞内所有开关、线路及设备均采用防爆型。5、炮眼不得打入煤层，眼底距离煤层保持0.2m的距离，如果炮眼已打入煤层，必须在炮眼底部采用炮泥填充，炮泥在岩石段不少于0.2m。6、爆破选用同一厂家、同一生产批次的电雷管，并进行导通测试，一次爆破所用电雷管的电阻值相差不超过0.3。7、瓦斯工区均采用防爆设备，电气设备必须有专人负责检查、维护，每旬检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。8、爆破必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁爆破”制度，放炮前设置安全警戒区，所有施工人员均应撤离至洞外安全区域。9、实施爆破作业前必须对隧道通风安全设施、电气设备进行检查，并将工作面清理干净，装药地点20m范围内不得有电气设备，确保安全可靠。10、爆破起爆时，救护队在指定地点值班，起爆30min后救护队方可进入工作面检查，根据检查结果，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等措施；救护队员进入检查时，至少三人同行，并佩带好氧气呼吸器，小心行动，注意观察。11、揭煤前，工作面与煤层之间要留足安全岩柱，其最小垂直距离不小于2m，若围岩破碎，适当增加。12、在同一工区施工时，当一个工作面进行揭煤施工时，其它工作面停止作业，揭煤完成后才能恢复施工；严禁同一工区两个或以上工作面同时揭煤。13、在煤层地段掘进工作面，浮煤应浇水且及时清理，以防自燃引起瓦斯爆炸。14、瓦斯工区内各级配电电压和各种机电设备的额定电压等级必须符合下列要求低压不得大于1140v；照明、手持式电气设备的额定电压和电话、信号装置的额定供电电压，在低瓦斯工区不得大于220v；在高瓦斯工区不得大于127v。远距离控制线路的额定电压不得大于36v。5.3通风措施通风采用独立供电系统，且有备用电源；加强通风主要是合理选择风机的功率大小及通风方式，加强通风管理，保证有足够的风量及风速，以便稀释及加速瓦斯的排出，使洞内瓦斯含量不超限。1、瓦斯工区施工期间，必须实施连续通风；若因检修、停电原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，按相关规范，规定的要求检查瓦斯浓度，并采取相应的措施，确保安全。2、对于瓦斯易于积聚的空间和衬砌模板台车附近区域，采用空气引射器、气动风机、局扇等设备，实施局部通风，消除瓦斯积聚；防止瓦斯积聚的风速不低于1m/s。3、当测定和分析具有瓦斯突出的危险时，正洞及平导内仰拱填充面以断面内净空最小风速达到0.5m/s以上。4、通风设备必须由专人负责，并建立严格的管理制度，加强维护，防止漏风，保证风机的正常运转。5、临时停止施工段落不得停风，否则必须事先切断电源，设置栅栏与警告牌，严禁人员进入。6、主风机因发生故障而停止通风时，立即通知全隧道停工，洞内所有人员均撤至洞外，切断电源，设置栅栏与警告牌，严禁人员进入。7、局扇停风时，其通风范围内的人员，必须全部撤至主扇供风范围以内。8、局扇和开挖面中的电气设备，必须有风电闭锁装置，当局扇停止运转时，该闭锁装置能自动切断局扇中的一切电源。9、为防止隧道局部坍塌部位的空间内聚集瓦斯，结合隧道施工的特殊情况，可备用一定数量的高压风管，以备冲散空洞中的部分瓦斯。10、加强通