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文档简介
四川路桥观斗山隧道实施性施工组织设计目 录一、编制依据1二、观斗山隧道工程概况1三、总体施工方案21、施工组织及施工目标21.1、施工组织:21.2、工期目标:31.3、安全目标:31.4、质量目标:32、施工方案33、主要工序施工方法43.1、开挖支护43.2、衬砌施工123.3、不良地质处理203.4、仰拱地基的加固处理203.5、监控量测20四、揭煤、防突措施及排放瓦斯211、设计基本情况211.1、设计范围211.2、煤层参数211.3、隧道断面212、揭煤防突施工方法212.1、施作超前钻孔,探明煤层位置和瓦斯情况212.2、施作预测孔,进行煤与瓦斯突出危险性预测222.3、防治瓦斯突出技术措施222.4、瓦斯排放222.5、防突效果检验222.6、放炮揭开和穿过煤层233、揭煤、防突及排放瓦斯具体设计23五、瓦斯和煤尘爆炸防治技术措施381、设计指导思想382、隧道施工通风392.1、通风方式392.2、供风量计算392.3、对通风设施的要求413、隧道施工瓦斯检测和监测423.1、人工巡检423.2、瓦斯自动连续监测系统434、防止瓦斯突然涌出444.1、物探444.2、钻探444.3、探测地点454.4、电器设备的控制454.5、对施工设备、爆破器材和照明的要求454.6、瓦斯设防地段的确定464.7、防尘措施464.8、瓦斯安全检查组织机构47六、观斗山隧道防爆工程量及防爆机械设备47七、安全保证措施471、通风系统安全技术措施472、机电设备及供配电系统安全技术措施483、瓦斯防爆组织机构524、安全培训52八、质量保证措施53九、工期保证措施及工期安排541、工期计划542、工期保证措施55十、后附:56附件1、观斗山隧道防爆工程量表57附件2、观斗山隧道防爆设备一览表58附件3、观斗山隧道工程形象进度图61附件4、观斗山隧道岗位责任制621、防爆领导小组岗位职责622、现场指挥组岗位职责623、机电设备组岗位职责624、通风防爆组岗位职责635、施工技术组岗位职责636、安全质量组岗位职责637、救护组岗位职责638、后勤保障组岗位职责64附件5、观斗山隧道各作业工种安全操作须知651、开挖工须知652、瓦斯检测员工作须知663、爆破作业工须知674、通风工须知705、主风扇司机须知716、电瓶车司机须知717、洞内值班电工须知72附件6、观斗山隧道进口施工场地平面布置图7477 一、编制依据1、煤炭科学研究总院重庆分院赣龙铁路枫树排隧道瓦斯测试及涌出量评价报告2、铁路隧道设计规范(TB10003-2001/J117-200)3、铁路瓦斯隧道技术规范(TB10120-2002/J163-2002)4、煤矿安全规程(2001版)5、铁路隧道施工规范6、赣龙施(隧)022修(草图)7、铁路隧道施工规范(TB10204-2002/J163-2002)二、观斗山隧道工程概况宜泸高速公路观斗山隧道左线全长2531米、右线全长2560米,左线进口里程K146+257,出口里程K148+788、右线进口里程K146+250,出口里程K148+810,双向四车道高速公路隧道。最大纵坡坡度为3%,线路洞身为直线。该隧道地质较差,主要为IV、V级围岩,岩层较破碎,节理裂隙发育。地表属山区地貌沟壑纵横,自然坡度较陡植被一般。进口段DK40000DK40100段与一断层破碎带斜交,受此断层影响岩石破碎带宽度约30m左右。隧道穿过的地层分别属于前寒武系中部、石炭系下统梓山组、泥盆系中上统,岩性软硬不均,分别为灰绿色厚层状长石石英砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩及多层透镜状煤层。地下水较发育。枫树排隧道山体煤层经过近代多次开采,可能存在采空区,设计要求在施工中注意检测有害气体及预防涌水,以保证施工安全。枫树排隧道自进口开挖至DK39+989.5时,检测出瓦斯,其炮后瓦斯浓度为0.04%,至DK40+052段瓦斯浓度达到0.56%。鉴于瓦斯浓度超过铁路瓦斯隧道技术规范规定的安全指标,为保证施工安全,建设单位委托煤炭科学研究总院重庆分院对枫树排隧道瓦斯浓度及隧道穿越煤系地层期间瓦斯涌出量、瓦斯压力、和瓦斯等级进行了现场勘察和技术鉴定。煤炭科学研究总院重庆分院于2002年12月10日对枫树排隧道瓦斯情况组织了现场勘测和瓦斯技术鉴定,并出具了赣龙铁路枫树排隧道瓦斯测试及涌出量评价报告,将枫树排隧道评定为高瓦斯隧道。根据对煤层瓦斯压力计算结果,其瓦斯压力达到了0.87Mpa,大于突出临界值0.74Mpa。该煤层具有煤与瓦斯突出危险性。报告中明确指出:在枫树排隧道的施工中,隧道内的钻爆作业、揭煤防突、施工通风、电器设备与作业机械防爆、施工安全防护措施应严格按照铁路瓦斯隧道技术规范执行,以确保施工安全。针对枫树排隧道瓦斯检测及评价情况,设计单位对枫树排隧道按瓦斯隧道进行了变更设计。变更后的瓦斯隧道分两个工区组织施工。隧道入口区段为进口到DK40+430,按高瓦斯工区施工,衬砌结构按一级瓦斯地段设计;出口区段为DK40+430到出口,按一般隧道工区施工,在施工中加强瓦斯检测。DK39+940DK40+050段二次衬砌采用气密性混凝土,DK40+050+430段衬砌采用全封闭复合衬砌,该段喷射混凝土厚20cm,模注混凝土厚40cm。喷射混凝土和模注混凝土采用气密性混凝土,且之间设置高密度PE隔离层。高密度PE板外衬闭孔PE泡沫垫层。为了防止瓦斯涌出,在衬砌外两侧各增设一道150钢管,用以排放洞内渗水和瓦斯。渗水和瓦斯经气水分离室分离后排出洞外。考虑运营期间洞内瓦斯聚集,在出口段安放射流风机一台,用以排放瓦斯。三、总体施工方案1、施工组织及施工目标1.1、施工组织:本隧道由中铁工总赣龙铁路指挥部第三项目经理部担任施工,劳力配备220人。指挥部成立瓦斯隧道安全施工领导小组,负责对瓦斯隧道安全施工进行全面管理。1.2、工期目标:恢复开工时间2003年3月1日,2003年10月31日完工。1.3、安全目标:1.3.1、瓦斯隧道施工必须坚决贯彻“安全第一,预防为主,依靠科学,综合治理”的方针,防止瓦斯与煤尘灾害性事故的发生。1.3.2、以安全为中心,杜绝瓦斯燃烧、爆炸及死亡事故,将职工受伤率控制0.05%以下。1.3.3、保证瓦斯隧道防爆机电的安全使用设备的防爆性能,确保设备的完好率,杜绝因机械设备故障而引发事故。1.4、质量目标:1.4.1、瓦斯煤层地段隧道质量符合设计要求,合格率达到100%、优良率达到90%以上。1.4.2、隧道穿越瓦斯、煤层等软弱地层,杜绝塌方和严防瓦斯从衬砌渗出,争创省部级优质工程。2、施工方案2.1、开挖支护隧道由进口端、出口端两头掘进。进口端(DK39+840DK40+430)按一级瓦斯设防组织施工。在施工中加强通风、加强瓦斯监测和检测、加强超前探测、隧道内的钻爆作业、揭煤防突、电器设备和施工作业机械防爆与施工安全防护措施应严格按照铁路瓦斯隧道技术规范执行。进口端超前钻孔采用ZYY-150钻机,钻爆作业采用ZY-28风钻。喷射混凝土必须采用矿用湿喷机进行作业。出碴采用防爆扒碴机装渣,有轨运输,电瓶车牵引,矿车出碴。洞外二次倒运。洞内禁止电焊作业,钢格栅全部采用洞外加工,洞内螺杆连接。隧道DK40+050+430段为煤系地层段。开挖掘进前,必须超前探测前方地质情况。如发现煤层,必须按揭煤防突措施组织施工。同时在施工中应加强通风,加强检测,加强防范。杜绝瓦斯灾害事故发生。出口端(DK40+559+430)按一般隧道组织施工,施工中加强瓦斯检测,确保施工安全。钻孔采用凿岩台架配YT28风钻、TWZ961砼湿喷机、ZLC40装载机装碴、无轨运输、自卸汽车出碴。进、出口端施工均采用短台阶法开挖,格栅钢架加强支护。2.2、衬砌:隧道瓦斯设防段采用全封闭气密性防水混凝土衬砌,其余地段采用先墙后拱模筑防水衬砌。衬砌采用全液压衬砌台车施工,防爆混凝土输送泵浇筑。浇筑前,进行接茬处理,设防水层和透水管,透水管与独立排水系统相连,洞外设混凝土搅拌站,电瓶车带动混凝土罐车运输砼。2.3、通风排水:隧道进口端采用自然顺坡排水,出口端采用反坡排水,分段集水,用水泵抽出洞外。进口端通风严格按瓦斯隧道技术规范要求加强通风。确保施工安全。出口端采用压入式通风,DXB88-1型风机,0.8m双抗通风筒。3、主要工序施工方法3.1、开挖支护3.1.1开挖支护原则软弱围岩“新奥法”开挖支护原则:“杆超前、短开挖、强支护、早封闭、勤量测、”。杆超前在掌子面尚未开挖的地层中,沿隧道拱部周边设置超前小导管。导管与导管之间以注浆体使围岩产生成拱效应,对围岩起支撑和抑制作用,提供完成初期支护的时间。短开挖每个循环距离要短,做到开挖和支护时间尽可能缩短,而且围岩暴露部分少,增加施工安全性。早封闭开挖后初期支护要尽早封闭成环,改变受力条件。施工中采用短台阶法施工,仰拱封闭紧跟下台阶掌子面。勤量测量测是对施工过程中围岩的结构变化情况进行动态跟踪的主要手段。施工中,将量测信息及时而准确地反馈给设计或施工主管部门,以便及时修改设计或采取特殊的施工措施。3.1.2、隧道开挖方法枫树排隧道主要围岩为、级围岩,采用短台阶法开挖。在施工中严格控制超欠挖,减少扰动围岩,全面推广光面爆破技术。穿越煤层地段按揭煤防突法组织施工。台阶长度为35m,每次开挖进尺控制在0.51.m以内,必要时应采用辅助施工措施,稳定开挖工作面,以保证安全。下台阶的落底和封闭在上部断面初期支护基本稳定后进行,并采取有效措施确保支护体系的稳定。在进行下部断面开挖时,采取以下措施:a认真加固拱脚,如扩大拱脚、打拱脚锚杆、加强纵向联接等,使上部初期支护与围岩形成完整体系。b尽量单侧落底或双侧交错落底,避免上部断面两侧拱脚同时悬空。c落底长度视围岩状况采用1米,并不得大于米。d下部边墙开挖后必须立即喷射混凝土,并按规定做好支护。e量测工作必须及时,以观察拱顶、拱脚和边墙中部的位移值,当发现速率增大,要立即进行仰拱封闭。3.1.3钻爆设计、级围岩上部弧形半断面采用光面爆破,下部半断面采用预裂爆破。、上半弧形半断面光爆a.掏槽形式选择楔形掏槽,如眼深较大时,采用复式楔形掏槽。b.周边眼周边眼间距E为3550cm,装药集中度q=0.120.4kg/m。上台阶爆破炮眼布置见下图。、下半断面预裂爆破a.炮眼布置原则布置下半断面炮眼时,考虑到有两个临空面,爆破时,石碴向上抛掷会打坏临时支护的混凝土喷层,故第一排炮眼的最小抵抗线以1.1米左右为宜,单眼装药量为0.3-1.2kg,类似于松动爆破药量。先起爆的碴堆可以为下面几排炮眼起到覆盖作用,防止了飞石对拱部临时支护的冲击。b.爆破参数周边炮眼直径3846mm,炮眼间距5080cm,装药集中度0.31.2kg/m。、爆破器材出口端雷管采用1-17段非电毫秒雷管,隔段使用;炸药采用2号岩石硝铵炸药,规格分别为3220和2540两种,当有水时,换成乳化炸药,使用毫秒雷管。周边眼使用25药卷间隔装药结构,不偶合系数1.92,其余炮眼均用32药卷。进口端爆破作业按铁路瓦斯隧道技术规范要求进行,均采用3#矿用硝氨炸药,普通型毫秒延期电雷管、电力起爆器。最后一段的延期时间不得大于130ms、钻眼爆破进出口分别配备一台简易钻孔台车(自制),开挖工作面各配备10台左右YT-28型凿岩机。在施工中要根据光面爆破设计结合现场地质变化情况进行爆破试验,不断修正爆破参数,实行定人、定岗、定标准的岗位责任制达到最优爆破效果。a、钻眼钻眼前,放出开挖断面中线、水平和断面轮廓线,并根据爆破设计标出炮眼位置,经检查符合设计要求后方可钻眼。钻眼时,掏槽眼、周边眼按设计的深度、角度施工,误差控制在规范允许范围内。钻眼完毕,按炮眼布置图进行检查,并做好记录,对不符合要求的炮眼重钻,经检查合格后方可装药爆破。b、装药周边眼采用25的小直径药卷石连续装药方式,其余采用35的药卷连续装药、密集堵塞方法。c.爆破出口端采用导爆管及119段非电微差毫秒雷管传爆引爆。进口端爆破作业应遵守瓦斯设防段及揭煤防突的有关爆破规定。爆破后由专职安全员对危石清理后,方可进行下一道工序。3.1.4出碴运输进口端出碴采用防爆扒碴机装渣,有轨运输,防爆电瓶车牵引,矿车出碴。洞外二次倒运。出口端出碴采用装载机配合自卸汽车进行,无轨运输,洞外弃碴场地的挡碴墙先行修好,弃碴场地的弃碴顶面保持平整,并防止水流冲蚀造成溢流。对运输道路要进行维修和养护,使其经常处于平整畅通,道路两侧废碴和余料随时清除。3.1.5初期支护设计支护参数:级围岩段采用超前小导管预支护,长度4米,纵向间距2米一环布置,环向间距0.4米。格栅钢架间距按0.5米一榀布置,径向锚杆长度3米,间距1米布置。喷射混凝土厚度12cm。级围岩格栅钢架间距0.8米,径向锚杆长度2.5米,环向间距1米。DK40+050DK40+430段穿越煤系地层,为一级瓦斯防范段。设计采用级围岩全封闭复合衬砌,支护参数为:超前小导管预注浆支护,长度4米,纵向间距2米一环布置,环向间距0.4米。C20气密性喷射混凝土厚20cm,系统锚杆采用25中空注浆锚杆,间距1米,梅花形布置3.1.6主要施工工艺.砂浆锚杆砂浆锚杆为22mm20Mnsi砂浆锚杆。施工工艺为:在岩面上标出锚杆位置;钻孔;清除孔内粉尘;孔内注浆,注浆压力控制在0.40.6Mpa之间(或者放入锚杆药包);打入锚杆;安设挡头板,其尺寸为1501505mm;挂钢筋网。.WTD25中空注浆锚杆 WTD25注浆锚杆由锚头、中空全螺纹锚杆体、止浆塞、垫板和螺母组成,直接采用YT-28钻机进行钻孔,采用水泥浆液进行注浆。钻孔前根据设计要求,对围岩裂隙复杂部位进行调整,并作出标志。孔位偏差控制在2cm以内,注浆机选用锚杆专用注浆泵,水泥浆液参数如下:a、水泥浆水灰比1:0.51.0,注浆压力:0.51.0MPa,安装时采用风钻或专用冲击器,将安装好锚头的WTD25中空注浆锚杆顶进锚孔,锚头上的倒刺将锚杆挂住。风钻工作压力不小于0.4MPa,推进过程中,保持锚杆体,钻孔的中心线在同一直线上、并适时放水冷却冲击器,推进结束前,降低推进力,当底板压紧岩面时,立即停止推进。然后安装止浆塞、垫板及螺母。.喷射混凝土为提高喷射砼的效果,减少回弹量和粉尘对人体的危害,喷射砼全部采用湿喷机施喷。其中进口端采用HTS-300Y矿用湿喷机。在喷射混凝土之前,用水或风将受喷面粉尘和杂物清除干净。拌料时严格掌握规定的速凝剂掺量和混凝土配合比,其水灰比一般控制在0.40.5,喷射距离一般为0.81.2m,且垂直于岩面。初喷厚度3-5cm,复喷每次5-8cm,直至设计厚度。两次喷射间隔时间为1530分钟。施喷时由下而上、分段进行。台阶法开挖拱部喷砼,先拱脚、后拱顶,每段长度不大于6m。如岩面凹凸不平时,先喷凹处找平。喷嘴缓慢呈螺旋形均匀移动,一圈压半圈,行与行之间搭接23cm。漏水地段先用塑料管将水引出,并根据实际情况调整混凝土配合比,增加水泥用量,再喷射混凝土。湿喷砼施工工艺见下图:.格栅钢架加工与安设格栅钢架按设计在现场分段弯制成型,各段之间采用连接钢板螺栓。在工作面对接相邻两榀之间也用22钢筋纵向连接成空间受力结构。进口端洞内禁止电焊作业,钢格栅全部采用洞外加工,洞内螺杆连接。.超前小导管注浆其步骤为:a沿开挖面周边布置注浆眼。b按布置的注浆眼位置钻眼,眼深34米(按设计)。将压浆管顶入岩层。压浆管采用42mm热轧无缝钢管,管壁四周每隔0.4m交错钻10mm的注浆孔。为防止漏浆,管端无孔部分长1米,管前端锻成铁尖,尾端焊上6钢筋加劲箍。小导管环向间距40cm,外插角1015,前后两轮小导管重叠长度不小于1.0m,小导管顶入长度不小于钢管长度的90%。c孔口止浆封堵。导管打入后用塑胶泥封堵孔口导管与孔壁间隙,并在导管附近及工作面喷砼,以防工作面上岩土坍塌,同时作为注浆止浆岩墙。d压注浆液。注浆压力控制在0.21.0Mpa,注浆达到设计注浆量和注浆压力时可结束注浆。注浆过程中随时观察注浆压力,分析注浆情况,防止堵塞、跑浆,做好注浆记录,以便分析注浆效果。其工艺详见“小导管注浆工艺流程图”。e.施作超前小导管注浆支护时应注意的问题、在施工过程中,钻机需隔开一定距离,否则因向岩体注水太多,可能导致围岩塌滑。、在钻进过程中,最重要的是保证锚杆及钻头水孔的畅通,为此,需要注意水从钻孔中流出的情况,如发现水孔有堵塞的迹象,则将则将锚杆后撤50cm左右,经反复扫孔使水孔畅通,然后慢慢进尺,直至达到设计深度。、液浆应严格按配合比配制,并随配随用,以免浆液在注浆管、泵中凝结。、注浆过程中若出现堵管现象,则应及时清理注浆软管和注浆泵;如果当时注浆泵的压力表显示有压,则应先卸压后拆接头进行处理。、为保证注浆效果,橡胶止浆塞打入孔口不应小于30cm,而且要待排完气之后立即用快凝水泥砂浆封闭止浆塞以外的钻孔,这样才能保证在1.0MPa的压力下浆液不致窜出。3.2、衬砌施工3.2.1概述全隧道衬砌均采用全液压衬砌台车,由下至上全断面一次性衬砌。洞外设混凝土搅拌站,电瓶车带动混凝土罐车运输砼,防爆混凝土输送泵浇筑。浇筑前,进行接茬处理,设防水层、瓦斯隔离层、透水管、瓦斯排放管。透水管与独立排水系统相连,瓦斯排放系统按设计施工,混凝土振捣采用的插入式振捣棒,a衬砌准备工作:清理岩面,安设盲沟软管布设复合式防水板,焊接防水板接缝。瓦斯设防段安设排水及排瓦斯系统、布设高密度PE板及垫层。施工缝防水及防瓦斯处理。质量检查。b衬砌台车立模定位清理模板涂脱模剂,测量放样,就位调整,固定台车及模板。安装堵头板,砼输送泵就位。浇筑时自上而下两侧对称分层进行,插入式振捣器振捣。c避车洞用采用定型钢支架整体拆装式钢模板,采用与边墙同标号砼,同时衬砌。d. 衬砌施工时先施作仰拱,后衬砌边墙和拱,以便及早形成受力环,仰拱开挖后,架空运输道路,就地浇筑仰拱和仰拱填充砼。二次衬砌施工工艺见“二次衬砌施工工艺图”二次衬砌施工工艺图:3.2.2瓦斯设防段衬砌3.2.2.1设计概述枫树排隧道DK40+050+430段按一级瓦斯地段进行结构设计。该段采用全封闭复合衬砌,喷射气密性混凝土厚20cm,模筑混凝土厚40cm,其模筑衬砌采用C20钢纤维混凝土,钢纤维掺量为60Kg/m3。该段喷射混凝土和模筑混凝土采用气密性混凝土,其中喷射混凝土掺用气密剂后透气系数不大于10-11cm/sec,模筑混凝土掺用气密剂后透气系数不大于10-11cm/s。喷射混凝土与模筑衬砌之间设置高密度PE隔离层,高密度PE板外衬闭孔PE泡沫垫层,垫层厚不小于4cm。DK39+940DK40+050段二次衬砌采用气密性混凝土,衬砌混凝土在先后浇注混凝土界面掺界面剂,并预埋橡胶止水带。隧道内全封闭衬砌段大、小避车洞采用全封闭措施,全隧道内辅助洞室顶部均做成向外上斜不小于2%的斜面。全隧道采用板式无碴轨道。隧道采用A、B、C三种轨下断面,分别为钢筋混凝土、钢纤维混凝土、素混凝土结构。仰拱及填充施工:仰拱开挖后,经基底检验合格,应首先进行防瓦斯施工,然后进行混凝土浇筑工作,其施工工艺:仰拱开挖基底处理喷射混凝土铺设瓦斯隔离层浇筑混凝土。采用钢制简易行车梁解决运输干扰问题,浇筑时将侧沟预留。施作仰拱填充后已形成侧沟,自然排水。砼仰拱端部至掌子面,采用泵排水。3.2.2.2气密性混凝土生产工艺气密性混凝土,是在拌合普通混凝土时掺入一定比例的硅灰、粉煤灰和高效减水剂(FDN)而成。其作用机理是利用硅灰、粉煤灰的高化学活性改善混凝土的整体结构和界面状况,使之起微粒填隙、孔结构细化、贯通毛孔数量减少和孔隙率降低的作用;而高效减水剂有早强、高强和分散作用,从而有效的提高混凝土的密实度,达到封闭瓦斯、防水及防腐的目的。强度和气密性指标混凝土等级为C20,透气性系数不大于110-11cm/sec。原材料水泥采用不底于425#的硅酸盐或普通硅酸盐水泥;砂采用中粗砂,细度模数Mx0.4或f0.3时,有突出危险;b、瓦斯瞬间解析压力Pa0.03MPa;c、钻孔瓦斯涌出初速度qm4L/min;d、瓦斯压力P0.74MPa有突出危险;e、打钻期间动力现象:喷孔、顶水、顶钻、卡钻。当具备a或d时,有突出危险,同时具备b、c、e时,有突出危险。3.1、控制煤层层位的钻孔布置在枫树排隧道瓦斯设防段掘进过程中,必须连续施作超前钻孔,以探明施工前方地质情况,防止误揭煤层。工作面掘进至距煤层20m(垂距)之前,沿隧道前进方向打一个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔;在隧道工作面掘至距煤层10m(垂距)时,打三个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔。钻孔布置见“探测孔布置图”。煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层所有探孔要求详细记录岩芯资料,以利于探明突出煤层的相对位置。若隧道工作面掘至距煤层20m(垂距)时,发现地质构造变得复杂、岩石破碎,则必须在隧道断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔,以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况等。3.2、突出预测方法及预测钻孔布置本设计揭煤前不测定瓦斯压力,以节约施工时间。突出预测采用钻屑指标法为主,钻孔瓦斯涌出初速度法为辅的方法。3.2.1、钻屑解吸指标K1的测定a、钻机一钻进煤层就取一次钻屑,以后每钻进1m,取一次钻屑作解吸指标测定。取样时,把秒表、筛子准备好(1mm的筛子在下,3mm的筛子在上)。钻孔钻到预定深度时,用组合筛子在孔口接钻屑,同时启动秒表,一面取样,一面筛分,当钻屑量不少于100g时,停止取样,并继续进行筛分。b、把筛分好的13mm的煤样装入WTC瓦斯突出参数仪的煤样杯,将盛满煤样的煤样杯放入煤样罐中,盖好煤样罐,将阀门转动到煤样罐或煤样瓶与大气相通的位置。c、当秒表计时到预定时间t0(通常规定t0为12min),转动阀门使煤样罐或煤样瓶与测量系统接通、与大气隔绝,启动仪器开始测量钻屑瓦斯解吸量。3.2.2、钻孔瓦斯涌出初速度q的测定a、钻进煤层后每钻进1m,测定一次钻孔瓦斯涌出初速度q。b、当钻孔钻进至预定深度后,立即用秒表计时。随后迅速拔出钻杆,把封孔器送入孔底进行封孔。全部封孔操作应在规定进行流量计读数的时间以前完成。c、在封孔操作的同时,应及时将流量计与导气管口连接好,待封孔完成后即可进行测定。采用的流量计读数为瞬时流量时,在秒表走时至2min时读数,即为钻孔瓦斯涌出初速度值;采用的流量计读数为累计气体流量时,则应在秒表走时至1.5min时读出流量计数值。当秒表走时至2.5min时再读一个流量计数值,后一数减去前一读数即为钻孔瓦斯涌出初速度值。两种类型流量计,使用时只能确定一种而不能混用,以免造成较大的测量误差。如果因封孔操作不及时等原因,测定瓦斯流量的时间已超过了规定的时间时,该测定结果不能作为判定工作面无突出危险的依据。3.2.3、突出预测指标临界值可根据揭煤点的实际情况,取煤样进行实验研究,确定钻屑解吸指标K1临界值。每次揭煤都应作好钻屑解吸指标K1、钻孔瓦斯涌出初速度q及其临界值考察。总结分析,为下一次揭煤突出预测提供可靠的依据。3.3、防治突出技术措施防治突出技术措施采用多排钻孔排放或抽放。由于隧道开挖断面大,为防止煤层突然揭开时大量涌出瓦斯,需实施多排钻孔预排瓦斯。从防治突出的角度来看,多排钻孔预排瓦斯是一种防治突出措施。结合突出预测情况,如煤层确实存在较大的突出危险,可将钻孔封孔、接抽,以达到加速和有效地消除突出危险的目的。钻孔控制范围:隧道轮廓线外上方7m,左、右两帮6m,底部3m。排(抽)放钻孔孔径90110mm,排(抽)放半径取1.0m。钻孔布置见“排放孔位置布置图”。拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤拱顶拱顶煤3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m3.5m煤层拱顶煤层拱顶煤层拱顶煤层拱顶煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层煤层排放范围煤排放范围线排放范围煤排放范围线排放范围煤排放范围线排放范围煤排放范围线拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层拱煤层线拱脚开煤层左左左左左左左左右右右右右右右右钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放剖面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面钻孔排放平面煤层煤层煤层煤层70707070煤层煤层煤层煤层剖面剖面剖面剖面平面平面平面平面排放孔进行瓦斯排放时,所有洞内掘进施工应停止,排放15天。排放瓦斯顺序:上导坑打排放钻孔(坑底距煤层不小于5m)排放瓦斯15天揭煤穿过煤层下导坑打超前钻孔及预测孔。当判定有突出性危险由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔排放瓦斯15天下导坑揭煤穿过煤层。3.4、超前支护隧道放炮揭开和穿过煤层时,为防止煤层垮落诱发突出,需采用自进式注浆锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固。注浆加固措施在排(抽)放孔实施后,放炮揭煤前实施。控制隧道拱部及拱脚1米范围,锚杆布置在隧道开挖轮廓线煤层上部0.50.9m,穿入煤层底板1.0m。设计每环向锚杆36根,长度4米;纵向按2米间距布置,钻孔直径38mm,钻孔间水平距离0.4m。3.5、防突措施效果检验执行防治突出措施后,按突出预测相同的方法和指标检验措施效果。一个效果检验孔布置在揭煤断面中部,并应位于措施孔之间;其它效果检验孔位于隧道上部和两侧。终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。如检验结果的各项指标都在突出危险临界值以下,则认为措施有效;反之,认为措施无效,必须补充防治突出措施,再进行效果检验。直至措施有效,方可放炮揭煤。3.6、放炮揭煤及穿过煤层爆破设计通过排放效果煤层无突出危险性后,封堵排放钻孔,采用自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固,同时安装格栅钢架,而后采用震动放炮揭煤。揭煤时,掘进工作面与煤层之间必须保持一定岩柱,其最小垂直厚度应不小于1.5m,遇岩石松软、破碎,还应增加岩柱厚度。3.6.1、石门揭煤采用“低爆力震动放炮部分露煤揭石门”方法。露煤揭开石门及过石门坎图如下:煤层1.5m1.5m拱顶揭开石门后扩挖顶部过石门坎石门长度3-3.5m循环进尺(0.7-1.0m) 3.6.1.1、揭开石门a、刷斜面或台阶。b、石门钻眼及爆破石门爆破的炮眼长度按一次揭开石门长33.5m确定,顶部露煤长度不大于1.5m,在岩石段装药(普通爆破)采用矿用安全炸药和矿用安全电雷管。c、支护斜面顶板设临时支护,揭开石门进行锚喷支护后立即进行斜面部分的顶板扩挖进行支护。d、石门必须一次揭穿。3.6.1.2、过石门坎施工原则:勤检验、短进尺、弱爆破、强支护、快喷锚。a、勤检验揭开煤层后,检验工作面前方10m地段有无突出危险性,若指标合格掘进5m。然后再检验10m,掘进5m,如此循环。指标不合格,停工进行钻孔排放。b、短进尺:每次爆破掘进1.0m,防止冒顶。c、弱爆破:多打眼少装药,只打岩石眼。煤层打眼使用电煤钻,采用矿用安全炸药及五段电雷管。d、强支护:安装砂浆锚杆、格栅钢架。e、快喷锚:爆破后立即进行锚喷初期支护。3.6.1.3、煤层掘进a、钻眼放炮:采用电煤钻钻孔,坚硬煤层炮眼数较岩石爆破多一倍,使用矿用安全炸药和五级矿用电雷管。b、开挖支护:同石门坎。c、正洞下半断面煤层掘进:采用简易台架,电煤钻
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