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文档简介

中铁隧道集团有限公司四川省雅安经石棉至泸沽高速公路C13合同段瓦斯隧道施工技术方案拟制: 日 期: 2008 年 元 月18 日审核: 日 期: 2008 年 元 月19 日批准: 日 期: 年 月 日生效日期: 年 月 日 目 录瓦斯隧道专项施工方案31编制依据32瓦斯隧道工程地质概况32.1徐店子隧道33总体施工方案44施工方案54.1开挖支护54.2衬砌54.3通风排水55主要工序施工方法55.1开挖支护65.2衬砌施工105.3瓦斯设防段衬砌125.4不良地质处理166揭煤、防突措施及排放瓦斯176.1设计基本情况176.2揭煤防突施工方法176.3揭煤、防突及排放瓦斯具体设计186.4安全防护措施257瓦斯抽放设计277.1施工期间的瓦斯抽放277.2营运期间抽放瓦斯288瓦斯和煤尘爆炸防治技术措施298.1设计指导思想298.2隧道施工通风299防止瓦斯突然涌出3310徐店子隧道防爆工程量及防爆机械设备3511安全保证措施3511.1通风系统安全技术措施3511.2机电设备及供配电系统安全技术措施3611.3安全培训3812质量保证措施3913工期保证措施及工期安排4114隧道安全事故处理预案4114.1编制目的4114.2应急响应机构及职责4214.3建立事故报告制度4214.4建立抢险保障系统42瓦斯隧道专项施工方案1编制依据1.1根据两阶段施工图设计文件1.2公路隧道设计规范(TB10003-2001/J117-200)1.3铁路瓦斯隧道技术规范(TB10120-2002/J163-2002)1.4煤矿安全规程(2001版)1.5公路隧道施工规范2瓦斯隧道工程地质概况2.1徐店子隧道隧道进口基岩裸露,岩壁陡立,节理裂隙较发育,局部有零星崩塌或掉块现象,地形坡度达7080,坡面覆盖少量第四系残积土,植被稀少;出口与大宝山隧道进口相接,第四系崩坡积层覆盖严重,上陡下缓;该隧道洞口段地质较差,主要为、类围岩,岩层较破碎,节理裂隙发育。隧道穿越百果湾地层揭露煤线和煤点,左线段K107530K107590 和右线YK107525YK107590段有揉皱挤压带穿越,岩体极破碎,围岩稳定性极差,岩石破碎影响带宽度约80m左右,断裂带产状平缓,受此断层构造带影响,有瓦斯聚集和涌出的可能。隧址区地下水类型主要为松散堆积层上层滞水、松散岩类孔隙潜水和基岩裂隙水,松散堆积层上层滞水主要赋存于残坡积层和崩坡积层中接受大气降水,顺地形向坡下溪和下卧岩层排泄,含水层薄,分布不均水量贫乏;松散岩类孔隙潜水主要赋存于冲洪层中,接受大气降水,农灌水及河水补给,埋藏深、水层厚分布广,透水性强。根据隧址地形为单斜地层,岩层走向与大渡河近正交,不利于地下水的储存,对工程影响较小。2.2大宝山隧道隧道进口段基岩裸露,地形坡度4075,下陡上缓,下段陡立,局部可达7075坡面植被发育。洞身围岩主要为细砂岩、粉砂岩、节理发育,局部夹煤线,根据SZK3钻孔进行瓦斯压力测试,测得压力为0.35MPa,隧址区煤层瓦斯具备一定的压力,参考隧址区外围煤矿瓦斯含量综合评价大宝山隧道为低瓦斯隧道,但在施工中应采取加强通风及配备防尘、防爆设施等预防措施。2.3石棉隧道石棉隧道为分离式隧道,线间距35m左右。洞身围岩主要为流纹岩、流纹斑岩、安山岩。隧道进口端洞口为第四系松散残坡积层覆盖厚度较大,层厚达1.716.30m,地形坡度4075,坡面上植被发育;隧道出口段基岩裸露,地形坡度5060,局部岩壁陡立,第四系松散覆盖层薄且少,植被稀少,洞身段处于乾海子山脊中前部,最高海拔近1262m。隧址穿越K111+800K112+000段为断层带,地质复杂,为三叠系上统百果湾组三段与下伏震旦系下统开建桥、苏雄组接触带,推择为断层接触,有可能导通附近煤系地层,施工中应加强K111+800K112+000段瓦斯监测。2.4瓦斯隧道地质评价及处理措施根据徐店子、大宝山及石棉隧道的地质情况,三条隧道均不同程度的存在瓦斯气体赋存,隧址局部构造挤压破碎带及次级小背斜顶部有局部瓦斯聚集的条件,为保证施工安全,在隧道围岩破碎带需加强瓦斯临测,必要时需委托有资质单位对隧道施工段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现场勘察和技术鉴定,并出具隧道瓦斯测试及涌出量评价报告。根据瓦斯检测结果,瓦斯浓度0.5%时,按低瓦斯隧道施工,施工方法采用常规钻爆法开挖,支护和二次衬砌按设计施工,施工中加强瓦斯检测,加强通风。瓦斯浓度0.5%时,按高瓦斯隧道施工;瓦斯浓度不断增加,压力不断增大,大于突出临界值0.74Mpa时,按瓦斯突出隧道施工。在隧道的施工中,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。针对隧道瓦斯检测及评价情况,检测评定为瓦斯隧道时,施工时按瓦斯隧道进行设计施工。二次衬砌采用气密性混凝土,衬砌采用全封闭复合衬砌,模注混凝土厚45cm,喷射混凝土应采用湿喷工艺施工,厚24cm。喷射混凝土和模注混凝土采用气密性混凝土,且之间设置EVA塑料防水板,防水层兼作隔离层。二次衬砌由一般地区抗渗标号S6提高至S8。为了防止瓦斯涌出,设置水气分离装置,在衬砌外两侧各增设一道纵向100HDPE无孔排气管,排气管下方25cm为排水管,渗水和瓦斯经气水分离室分离后排出洞外(考虑防止运营期间洞内瓦斯聚集)。3总体施工方案3.1施工组织及施工目标3.1.1施工组织本隧道由中国中铁隧道集团有限公司雅泸高速公路C13合同段项目经理部担任施工,经理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。3.1.2工期目标隧道开工时间:2008年1月30日,隧道完工时间:2010年10月30日完工。3.1.3安全目标(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。(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。(3)、保证瓦斯隧道防爆机电的安全使用,确保设备的防爆性能和设备的完好率,杜绝因机械设备故障而引发事故。3.1.4质量目标(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。(2)、隧道穿越瓦斯、煤层等断层软弱地层,杜绝塌方和严防瓦斯从衬砌渗出,争创优质工程。4施工方案4.1开挖支护隧道出口段左线K107350K108+167 ;右线YK107300YK108+176有粉质泥岩夹煤线围岩,该段按一级瓦斯设防组织施工。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。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。此段超前钻孔采用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,无轨运输,电瓶车牵引,矿车出碴。洞外二次倒运。洞内禁止电焊作业,钢拱架全部采用洞外加工,洞内螺栓连接。4.2衬砌隧道瓦斯设防段采用全封闭气密性防水混凝土衬砌,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。4.3通风排水隧道断层带采用自然顺坡排水,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。5主要工序施工方法5.1开挖支护5.1.1开挖支护原则断层软弱围岩“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D25超前注浆锚杆。锚杆与锚杆之间以注浆体使围岩产生成拱圈效应,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。5.1.2隧道开挖方法瓦斯隧道煤层段主要围岩为、类围岩,采用台阶法开挖。在施工中严格控制超欠挖,减少扰动围岩,实施光面爆破技术。穿越煤层地段按揭煤防突法组织施工。每次开挖进尺控制在0.51.0m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。仰拱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13米,并不得大于6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。1.3钻爆设计类围岩弧形半断面采用光面爆破。、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。、仰拱断面爆破a.炮眼布置原则布置仰拱炮眼时,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,按松动爆破药量。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。、爆破器材断层带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。、钻眼爆破进口配备一台钻孔台车,开挖工作面配备16台左右煤电钻机。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.爆破断层带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。5.1.4出碴运输 采用无轨运输方式。每个洞口采用2台ZLC-50侧卸式装载机装碴,自卸汽车运输碴;横洞采用人工配合装载机、自卸汽车出碴。5.1.5初期支护K107350K108+167 、YK107300YK108+176段穿越煤系地层,为一级瓦斯设防段。采用类围岩全封闭复合衬砌,支护参数为:超前D25注浆锚杆支护,长度3.5米,纵向间距2米一环布置,环向间距0.4米。18工字钢环向间距75,纵向采用22钢筋与工字钢锚栓连接,绑扎8双层钢筋网片,C20气密性喷射混凝土厚26cm,系统锚杆采用3m长D25中空注浆锚杆,间距0.75*1.0米,梅花型布置。5.1.6主要施工工艺5.1.6.1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。其中断层带采用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5-7cm,复喷直至设计厚度。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。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:5.1.6.3 18工字钢架加工与安设断层带洞内禁止电焊作业,钢拱架全部采用洞外加工,洞内螺栓连接。钢拱架采用18工字钢按设计轮廓用液压千斤顶弯制,在洞外加工厂分节加工,钢拱架各单元节间用A3钢板焊接,并进行预拼,符合要求后运至安装点。钢拱架安装前,必须准确定出中线和标高,清除底脚浮碴,铺设钢垫块,然后在施工台架上安装钢拱架。钢拱架纵向0.75m一榀,两榀钢拱架之间插入连接钢筋,用螺栓连接牢固,环向间距1m。5.1.6.4 42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3.5米(按设计)。将超前小导管顶入岩层。环向间距40cm,外插角1015,前后两轮重叠长度不小于1.0m,顶入长度不小于小导管长度的90%。c孔口止浆封堵。小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,可能导致围岩滑塌。、在钻进过程中,最重要的是保证小导管及钻头水孔的畅通,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,则将小导管后撤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。以便分析注浆效果。其工艺详见“超前注浆锚杆工艺流程图”。 超前小导管注浆工艺流程图封闭工作面准备工作安装锚杆机具设备检查拌浆安装管路及密封孔 口压水检查达到要求注浆结果压力注浆达到要求制作锚杆钻孔 否 否5.2衬砌施工5.2.1概述隧道衬砌均采用12m全液压衬砌台车,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。二次衬砌施工工艺图如下:2.2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。5.2.3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。5.2.4车行横通道车行横通道用采用定型钢支架整体拆装式钢模板。5.2.5衬砌混凝土浇筑衬砌混凝土浇筑时先施作仰拱,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,浇筑仰拱和仰拱填充砼。5.3瓦斯设防段衬砌徐店子隧道K107350K108+167 、YK107300YK108+176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C25气密性混凝土厚26cm,模筑钢筋混凝土厚45cm,其模筑衬砌采用C25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。K107350K108+167 、YK107300YK108+176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涂界面剂,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。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。5.3.2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C25,透气性系数不大于110-11cm/sec。原材料水泥采用不底于P32.5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P0.03MPa 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。6.3.1控制煤层层位的钻孔布置在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的超前钻探孔;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的超前钻探孔。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超前探钻孔,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。6.3.2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。6.3.2.1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。6.3.2.2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。6.3.2.3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。6.3.3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”。拱顶煤3.5m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左右钻孔排放剖面钻孔排放平面煤层70煤层剖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:打排放钻孔(坑底距煤层不小于5m)排放瓦斯15天揭煤穿过煤层当判定有突出性危险顺煤层施作扇形排放钻孔排放瓦斯15天穿过煤层。6.3.4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,钻孔间环向距离0.4m。6.3.5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。6.3.6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。6.3.6.1石门揭煤采用“低爆力震动放炮部分露煤揭石门”方法。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)露煤揭开石门及过石门坎图如下:6.3.6.1.1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。6.3.6.1.2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。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。煤层打眼使用煤电钻,采用矿用安全炸药及五段电雷管。d、强支护:安装砂浆锚杆、工字钢架。e、快喷锚:爆破后立即进行锚喷初期支护。6.3.6.1.3煤层掘进a、钻眼放炮:采用煤电钻钻孔,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。6.3.6.1.4爆破设计隧道施工爆破作业均采用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,选用1-5段毫秒延期电雷管。周边眼间距40,掏槽采用复式楔型掏槽方式,单耗控制在0.91.15/m3。电路设计:a、同一串联网路中,必须使用同厂、同批、同牌号的电雷管。b、一个开挖工作面不得使用两台或多台起爆器,起爆器必须经试验。电流、电压符合要求后方可使用。采用单一的串联网路。c、必须使用爆破专用仪表进行雷管电阻值测量和网路的导。a、总电阻RR=R线+nrR线=电线电阻 n=雷管个数电流II=U/R=U/(R线+nr)r=单个电雷管电阻过每个电雷管的电流,必须满足i=I=U/(R线+nr)I准U-起爆电源电压 I准-准爆电流通检查。6.3.6.1.5有关技术要求:a、在瓦斯浓度不大于0.3%的石质坑道内,可采用非电雷管常规爆破;b、在有瓦斯突出地段的煤层中,必须使用3#硝氨炸药;c、采用电力起爆时,最后一段雷管延期时间不得超过130ms。6.4安全防护措施为防止突出预测失误或防突措施失效而发生的突出,在隧道揭穿煤层的整个施工阶段,都必须采用安全防护措施。安全防护措施包括隧道揭穿煤时的震动放炮或远距离放炮、避难所和压风自救系统等内容。6.4.1放炮揭开和穿过煤层在采取有效的防突措施,经措施效果检验,确认无突出危险时,可采用远距离放炮揭开煤层。否则,应采用震动放炮揭穿煤层。远距离放炮比震动放炮可以少打眼、少装药,其它安全要求(如通风系统、停电等)则相同。远距离放炮时,人员必须撤到洞外。a、揭煤前的准备工作1)、保证最小垂厚不小于1.5m岩柱的前提下刷斜面;2)、封堵排(抽)放孔;3)、实施超前锚杆注浆;b、有关要求1)、揭煤时,掘进工作面与煤层之间必须保持一定的岩柱,其最小垂厚应不小于1.5m,遇岩石松软、破碎,还要适当增加岩柱厚度。2)、岩眼不得打入煤层,眼底距煤层应保持0.2m的距离。如果岩眼已打入煤层,必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥;3)、炸药必须采用煤矿许用安全炸药。4)、所有炮眼都要在炸药与封泥间装12个水炮泥,封泥都必须密实地装至孔口;5)、装填雷管炸药时,应按设计将雷管炸药分组。炮眼编号挂牌,凭牌取雷管炸药。记录员检查对照,记录校核数据。6)、震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管。最后一段的延期时间不得超过130ms,并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行阻值测定,选用阻值相近的。电雷管的联接采用串并联方式,但都必须使通过每一电雷管的电流达到电雷管的引爆电流的两倍。放炮母线必须采用专用电缆,并尽可能的减少接头,以减少放炮母线的电阻(建议采用遥控引爆器)。7)、震动放炮时,回风系统内电气设备必须切断电源。8)、工作面必须有独立可靠的回风系统,必须保证回风系统中风流畅通。9)、放炮地点设在地面,左、右隧道同时停止施工并停电。全部人员撤至洞外,且人员和机电设备均不要正面对洞口。10)、放震动炮由总工程师统一指挥,并由救护队在指定地点值班。放炮后至少经30min,由救护人员进入工作面检查。根据检查结果,确定采取恢复送电,通风及排除瓦斯等具体措施。11)、如放炮未能一次揭开煤层,在掘进剩余部分时,必须采取预防突出措施。12)、在隧道揭穿煤层和煤层掘进的全过程中,应对围岩进行超前注浆加固。6.4.2避难所避难所必须安设向外开启的严密的隔离门,室内净高不得低于2m,长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定,但每人占用面积不小于0.5m2。避难所内支护良好,并设有与洞外值班室的直通电话。避难所必须设有供给空气的设施,每人供风量不小于1m3/min。如用压缩空气供风时,应有减压装置及带阀门的呼吸咀。6.4.3压风自救系统在隧道揭煤时,还要设置压风自救系统。第一组压风自救器距揭煤工作面30m,以后每隔50m设置一组,共设3组。压风自救器随工作面推进以50m的间距前移。每组的压风自救器数目,根据隧道工作面同时工作的最多人数确定,每人供风量不少于1m3/min。6.4.4个体防护进入瓦斯设防区的人员,必须随身携带AZY45型压缩氧自救器。6.4.5防突专用设备见“隧道瓦斯防爆设备一览表”。7瓦斯抽放设计根据隧道瓦斯测试及涌出量评价报告可知:隧道为高瓦斯隧道,且该隧道所穿越煤层单从瓦斯压力来看具有突出危险。在施工中有必要对确定煤层突出危险性的其他三个指标进行测定。如果有突出危险,则须进行瓦斯排放或抽放,而抽放可以大大加快瓦斯排放速度。7.1施工期间的瓦斯抽放考虑到在施工期间瓦斯涌出量可能较大,预计瓦斯涌出量可达3.05m3/min。为保障施工安全,穿煤点具有突出危险时和探测有裂隙瓦斯异常涌出的地点实施瓦斯预先抽放措施。a、抽放管网直径计算管径大小按下式计算:=1000K(QN)/(60VXC)式中:管道直径,mm;Q工作面正常施工时的瓦斯涌出量,m3/min;VX管道内允许的瓦斯流速,一般取VX=515m/s;K抽放瓦斯综合系数,一般取K=1.2;N瓦斯抽放率,一般对于煤层取N=30,对于围岩裂隙瓦斯取N=70C瓦斯抽放浓度,一般取C=50根据瓦斯评价报告,在施工期间工作面正常瓦斯涌出量为:Q=3.05m3/min因此,施工期间的瓦斯抽放主管道直径可分别按穿煤点正常瓦斯涌出量和围岩裂隙瓦斯涌出量计算。代入(6)式计算可得出,在施工期间瓦斯抽放管道直径应为:=62107mm考虑到在施工期间可能会同时出现两个以上的瓦斯涌出点需要抽放。因此,在施工期间,至少应具备2趟150mm的瓦斯抽放管。为

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