四川高速公路隧道瓦斯地段专项施工方案

汶川至马尔康高速公路工程项目鹧鸪山隧道土建施工C2标段专项方案PAGEPAGE1汶川至马儿康高速公路工程项目鹧鸪山隧道土建施工C2标段施工方案四川汶川至马尔尔康高速公公路控制性性工程鹧鸪山隧隧道施工方案编制：复核：审核：二0一三三三年九月目录HYPERLINK\l"_Toc444782076"一、编制依据据1HYPERLINK\l"_Toc444782077"二、编制原则则1HYPERLINK\l"_Toc444782078"三、适用范围围1HYPERLINK\l"_Toc444782079"四、工程概况况1HYPERLINK\l"_Toc444782080"4.1工程简简简介1HYPERLINK\l"_Toc444782081"4.2设计地地地质情况况1HYPERLINK\l"_Toc444782082"4.3设计不不不良气体体2HYPERLINK\l"_Toc444782083"4.4瓦斯发发发现过程程及鉴鉴定结论论2HYPERLINK\l"_Toc444782084"4.4.1瓦瓦瓦斯发现现过程程2HYPERLINK\l"_Toc444782085"4.4.2气气气体成分分测定定3HYPERLINK\l"_Toc444782086"4.4.3瓦瓦瓦斯现场场实测测3HYPERLINK\l"_Toc444782087"4.4.4瓦斯斯斯鉴定结结论44HYPERLINK\l"_Toc444782088"4.5设计处处处治措施施4HYPERLINK\l"_Toc444782089"五、瓦斯风险险分析析5HYPERLINK\l"_Toc444782090"5.1综合地地地质分析析5HYPERLINK\l"_Toc444782091"5.2瓦斯等等等级判断断指标标5HYPERLINK\l"_Toc444782092"5.3瓦斯段落落落预测6HYPERLINK\l"_Toc444782093"六、瓦斯段施施工方方法6HYPERLINK\l"_Toc444782094"6.1瓦斯检测测测6HYPERLINK\l"_Toc444782095"6.2施工工艺艺艺流程7HYPERLINK\l"_Toc444782096"6.3超前钻孔孔孔探测7HYPERLINK\l"_Toc444782097"6.4加深炮炮炮孔探测测8HYPERLINK\l"_Toc444782098"6.5各级围岩岩岩开挖方方法99HYPERLINK\l"_Toc444782099"6.6钻爆设设设计10HYPERLINK\l"_Toc444782100"6.6.1爆爆爆破器材材100HYPERLINK\l"_Toc444782102"6.6.2装装装药系数数111HYPERLINK\l"_Toc444782105"6.6.3爆爆爆破网络络图111HYPERLINK\l"_Toc444782108"6.6.4各各各孔装药药量及及总装药药量114HYPERLINK\l"_Toc444782109"6.7施工工工工艺177HYPERLINK\l"_Toc444782110"6.7.1超超超前支护护177HYPERLINK\l"_Toc444782111"6.7.2上断断断面开挖挖177HYPERLINK\l"_Toc444782112"6.7.3上断断断面初期期支护护18HYPERLINK\l"_Toc444782113"6.7.4下半半半断面开开挖与与支护188HYPERLINK\l"_Toc444782114"6.7.5防防防水层施施工118HYPERLINK\l"_Toc444782115"6.7.6仰拱拱拱及二次次衬砌砌18HYPERLINK\l"_Toc444782116"七、通风设计1118HYPERLINK\l"_Toc444782117"7.1通风方方方案设计计199HYPERLINK\l"_Toc444782120"7.2施工通通通风需风风量计计算20HYPERLINK\l"_Toc444782122"7.3通风设备备备24HYPERLINK\l"_Toc444782123"7.4风筒选选选型及安安装229HYPERLINK\l"_Toc444782126"7.5通风管管管理制度度300HYPERLINK\l"_Toc444782127"八、瓦斯监控方方方案31HYPERLINK\l"_Toc444782128"8.1瓦斯自自自动监测测311HYPERLINK\l"_Toc444782129"8.2人工检检检测32HYPERLINK\l"_Toc444782130"8.3CH444及H2S、CO浓度限定定322HYPERLINK\l"_Toc444782131"九、拟增加机械械械设备、材材料料及人员员情况况32HYPERLINK\l"_Toc444782132"9.1拟增加加加机械设设备、材材料投入入322HYPERLINK\l"_Toc444782133"9.2拟增加加加人员333HYPERLINK\l"_Toc444782134"十、防爆设备备改装装34HYPERLINK\l"_Toc444782135"10.1防爆爆爆改装的的要求求34HYPERLINK\l"_Toc444782136"10.2防爆爆爆改装方方案336HYPERLINK\l"_Toc444782137"10.3高压压压进洞方方案336HYPERLINK\l"_Toc444782138"10.4瓦电电电闭锁、风风电电闭锁377HYPERLINK\l"_Toc444782139"10.5防爆爆爆改装机机械设设备表377HYPERLINK\l"_Toc444782140"十一、安全保保保证措施施399HYPERLINK\l"_Toc444782141"11.1建立健健健全专职职的瓦瓦斯监测测管理理机构399HYPERLINK\l"_Toc444782142"11.2隧道内内内瓦斯浓浓度限限值及超超限处处理措施施399HYPERLINK\l"_Toc444782143"11.3防瓦瓦瓦斯爆炸炸的安安全技术术措施施40HYPERLINK\l"_Toc444782144"11.4动火火火作业411HYPERLINK\l"_Toc444782145"十二、质量保保保证措施施422HYPERLINK\l"_Toc444782146"12.1原材料料料及成品品检验验措施422HYPERLINK\l"_Toc444782148"12.2施工工工过程控控制措措施42HYPERLINK\l"_Toc444782149"十三、瓦斯专专专项应急急预案案43HYPERLINK\l"_Toc444782150"13.1风险险险源分析析433HYPERLINK\l"_Toc444782151"13.2安全全全目标433HYPERLINK\l"_Toc444782152"13.3组织机机机构及职职责443HYPERLINK\l"_Toc444782153"13.4应急急急物资、设设备备、人员员455HYPERLINK\l"_Toc444782154"13.5应急机机机制46HYPERLINK\l"_Toc444782155"13.6瓦斯事事事故应急急措施施47HYPERLINK\l"_Toc444782156"13.7应急演演演练48PAGE49鹧鸪山隧道瓦斯斯斯地段专专项施施工方案案一、编制依据据⑴汶马高速公路路路鹧鸪山隧隧道道C2标瓦斯处处治治变更设设计文文件；⑵中华人民共和和和国国家标标准准GB677222-220114《爆破安安全全规程》；；⑶中华人民共和和和国行业标标准准《公路路隧道道施工技技术规规范》（JTGFF60--20009）；⑷中华人民共和和和国行业标标准准《煤矿矿安全全规程》（2015版）；⑸中华人民共和和和国行业标标准准《铁路路瓦斯斯隧道技技术规规范》（TTBB1011200-200022）；⑹中华人民共和和和国行业标标准准《公路路隧道道施工安安全技技术规范范》（JTGFF90--20015）；⑺我公司类似工工工程成熟的的施施工技术术和管管理经验验及相相关管理理办法法。二、编制原则则坚持“安全第一一、预预防为主主、综合合治理理”的安全方方针针，杜绝绝瓦斯斯隧道施施工生生产安全全事故故的发生生。

三、适用范围围本方案仅适用于于于汶马高高速C2标段鹧鸪鸪山山隧道出出口端端瓦斯地地段施施工。四、工程概况况4.1工程简简简介鹧鸪山隧道项目目目为全线线控制制性工程程，为为先期开开工路路段。项项目路路线起于于理县县山脚坝坝，沿沿来苏河河上行行，穿鹧鹧鸪山山隧道进进入王王家寨，路路线线长约11.55kkm,其中我项项目目部承建建汶马马高速公公路C2合同段，起起起讫里程程为K1844++0000(ZZK1884++0000)～K1900++300，全长6.3KKm。主要工工程程为：分分离式式隧道工工程一一座，左左洞起起讫里程程为ZK18844+0000～ZK18888+4991，长44911m；右洞起起讫讫里程为K1844++000～K1888++496，长44966m，属特长长隧隧道。隧道于201222年9月进洞，至至至左洞掌掌子面面桩号ZK18866+6222，已掘进18644m，右洞桩桩号K1866++6344,已掘进18622m，之前施施工工，均未未发现现有瓦斯斯。隧隧道出露露的围围岩以板板岩为为主，夹夹砂岩岩及千枚枚岩，含含炭质千千枚岩岩。4.2设计地地地质情况况隧道洞身最大埋埋埋深约13350m，围岩由由T33x、T3zhh、T2z地层层构构成，岩岩性主主要为变变质砂砂岩、板板岩、千千枚岩组组成，局局部地段段夹炭炭质千枚枚岩。T3x地层多呈呈呈薄层状状构造造，由千千枚岩岩夹板岩岩和砂砂岩组成成，岩岩体较破破碎，岩岩质较软软，呈呈层状碎碎块结结构，千千枚岩岩具有遇遇水易易软化、泥泥化化特征，地地下下水呈点点滴～～线流状状，围围岩稳定定性低低，拱顶顶围岩岩易坍塌塌，侧侧壁易掉掉块，属Ⅴ级围岩。T3zh地层呈呈呈薄～中中层状状构造，岩岩体体较破碎碎，不不同岩性性层间间结合差差，呈呈层状镶镶嵌碎碎裂～块块碎结结构；地地下水水以基岩岩孔隙隙裂隙水水为主主，呈点点滴或或线状出出水为为主；围围岩稳稳定性较较差，拱拱顶无支支护时时可发生生中～～大坍塌塌，侧侧壁有时时失去去稳定，属属Ⅴ～Ⅳ级围岩（局局局部夹Ⅲ级）。T2z地层呈中中中～厚层层状构构造，岩岩石受受地质构构造影影响严重重，节节理发育育，岩岩体较破破碎，不不同岩性性层间间结合差差，呈呈层状裂裂隙块块状结构构，其其中背斜斜核部部岩体受受挤压压强烈，岩岩石石破碎，呈呈层层状镶嵌嵌碎裂裂结构；；地下下水以基基岩孔孔隙裂隙隙水为为主，呈呈点滴滴或线状状出水水为主，背背斜斜核部存存在股股状水流流；围围岩稳定定性较较差，拱拱顶无无支护时时可产产生小～～中坍坍塌，侧侧壁基基本稳定定，属属Ⅳ～Ⅲ级围岩，但但但在背斜斜核部部岩体受受挤压压强烈段段需加加强支护护，局局部夹Ⅴ级围岩。隧道围岩主要由由由新都桥桥组、侏侏倭组和和杂谷谷脑组组组成，岩岩性主要要由变变质长石石石英英砂岩、粉粉砂砂质板岩岩、千千枚岩等等组成成，其中中变质质长石石石英砂砂岩属坚坚硬～～较坚硬硬岩，粉粉砂质板板岩属属较坚硬硬～较较软岩，千千枚枚岩属软软岩。在在进口段段的新新都桥组组千枚枚岩因受受区域域断裂影影响，千千枚岩呈呈薄层层状，挤挤压较较破碎，夹夹砂砂岩、板板岩，千千枚岩与与砂、板板岩比例例为77:1～10:11，在在侏倭组组中，岩岩石以薄薄～中中层状构构造为为主，岩岩性变变化频繁繁，变变质长石石石英英砂岩与与粉砂砂质板岩岩、千千枚岩之之比约约2:1；在杂杂谷谷脑组中中岩石石以中～～厚层层状构造造为主主，岩性性变化化较小，变变质质长石石石英砂砂岩与粉粉砂质质板岩、千千枚枚岩之比比约4:1。4.3设计不不不良气体体场地内各基岩地地地层含有有炭质质千枚岩岩，TT3x新都都桥桥组则以以炭质质千枚岩岩为主主，场地地地层层无封闭闭盖层层构造，通通过过钻探等等勘察察手段未未发现现本隧道道存在在有害气气体，工工程类比比临近近类似工工程也也未发现现存在在有害气气体。但但本隧道道存在在炭质千千枚岩岩，具生生烃能能力，尚尚不能能完全排排除存存在不良良气体体的可能能性，因因此施工工中应应加强施施工通通风，并并配备备适量的的瓦检检仪，在在施工工中加强强动态态检测。4.4瓦斯发发发现过程程及鉴鉴定结论论4.4.1瓦瓦瓦斯发现现过程程根据现场施工记记记录，隧隧道2012年9月进洞至2015年9月掌子面面桩桩号K1866++6344((ZK18866+6222))之前均未未发发现瓦斯斯等有有毒、有有害气气体。2015年999月16日下午14时20分左右，右右右洞K1866++634掌子面在在打打钻孔时时，有有无色、带带刺刺鼻性气气味的的不明气气体从从钻孔孔孔眼及及岩石裂裂缝中中涌出，靠靠近近掌子面面的上上台阶地地面多多个积水水处亦亦有大量量气泡泡冒出。经经项项目部瓦瓦斯检检测人员员采用用便携式式和低低浓度光光干涉涉瓦检仪仪初步步检测，掌掌子子面拱顶顶炮眼眼口出涌涌出的的不明气气体浓浓度达到10%以上（使使用用低浓度度光学学瓦检仪仪，最最大量程10%）。9月19日上午午10时时50分左右，左左左洞ZK18866+6222掌子面打打钻钻孔时也也出现现相似的的情况况，且孔孔内气气体压力力较大大，钻孔孔后炮炮眼内的的泥浆浆受气体体压力力喷出2m以外。10月1日晚上上23时时，挖掘机机机在右洞K1866++593掌子面右右侧侧拱脚扒扒渣时时，一股股高压压气体喷喷出，喷喷气口位位置形形成了一一个约约2m3的喷腔，经经经检测喷喷腔内内气体浓浓度超超过10%。10月5日上午午11时时许，发现现现右洞K1866++592～K1866++585段既有初初支支出现开开裂情情况。10月6日凌晨晨1时，右右洞K1866++592～K1866++585段初支突突然然加速变变形掉掉块，拱拱架快快速扭曲曲变形形并伴有有声响响。4时30分派两名名瓦瓦检员进进洞，发发现K1866++592至掌子面面已已全部坍坍塌，破破检测气气体浓浓度1.5%。4.4.2气气气体成分分测定定为查明不明气体体体成分，项项目目部委托托有资资质的检检测单单位到项项目部部实地采采样，送送实验室室进行行气体成成分分分析，根根据四四川省科科源工工程技术术测试试中心提提交的的检测报报告，隧隧道气体体成分分测定详详见表表4-1。表4-1气气气体成分测测定定结果表表测试日期2015.9...182015.9...302015.1000.211取样地点右洞左洞右洞气体组分O2（10-22mool/mmol))10.369.97～1000.4994.87N2（10-22mool/mmol))38.4139.6～4000.35518.77CH4（102moll//moll)12.335.09～7...5111.4CO2（102moll//moll)38.8342.85～4444.00164.83H2（10-22mool/mmol))/0.01～0...03微量C2H5（100-2mol///mol))0.050.02～0...040.09C3H8（100-2mol///mol))0.020.01～0...020.04H2S（10--6mool//moll)2.58662.0968～～～2.1446687.33根据测定结果，隧隧道涌出气体体中，气体组组分主要为CCO2和N2，其次为CHH4、O2和H2S。4.4.3瓦瓦瓦斯现场场实测测经现场实测，局局局部通风风机低低速运行行时，左左洞掌子子面回回风流CHH4浓度0.02～0.100%，CO2浓度0.02～0.122%，掌子面面CHH4浓度0.08～0.188%，CO2浓度0.10～0.188%；右洞掌掌子子面回风风流CCH4浓度0.02～0.122%，CO2浓度0.02～0.122%，掌子面面CHH4浓度0.08～0.200%，CO2浓度0.10～0.200%。4.4.4瓦斯斯斯鉴定结结论建设单位委托四四四川蜀能能矿山山开发技技术咨咨询有限限公司司开展瓦瓦斯等等级鉴定定，于于11月23日下发《四四四川省汶汶川至至马尔康康高速速公路C2标段鹧鸪鸪山山隧道瓦瓦斯等等级鉴定定报告告》，鉴鉴定结结论为“鹧鸪山隧隧道道左洞绝绝对瓦瓦斯涌出出量为为0.99944m3/min，右洞绝绝对对瓦斯涌涌出量量为1.03399m3/min。根据《铁铁路路瓦斯隧隧道技技术规范》（TB1001120--20002）的规定定，鹧鹧鸪山隧隧道瓦瓦斯等级级为高高瓦斯。鹧鹧鸪鸪山隧道道左洞洞绝对二二氧化化碳涌出出量为为1.18877m3/min，右洞绝绝对对二氧化化碳涌涌出量为1.22244m3/min。”4.5设计处处处治措施施瓦斯隧道变更设设设计图中中隧道道瓦斯段段处治治措施汇汇总详详见下表表。表4-2隧隧隧道瓦斯处处治治措施汇汇总表表序号措施手段采用措施备注1瓦斯设防措施预测预报物探●ZK186+22205～ZK18866+6772（467m）、K1866++235～K1866++684（449m）钻探●2结构防护措施防水板全封闭●3钻爆要求湿式钻孔等●煤矿许用炸药●煤矿许用雷管●电力起爆●4瓦斯管理要求瓦斯检测自动监测仪●掌子面至洞口24h连续监测测测●瓦电闭锁●人工检测仪●一炮三检●5施工通风正常通风机●备用风机●局部通风●风管防静电●连续通风●防瓦斯积聚风速速速﹥1m/ss●风电闭锁●6电气及机械设备备备电气设备防爆●灯具防爆●作业机械防爆●五、瓦斯风险险分析析5.1综合地地地质分析析⑴岩层具备生烃烃烃能力。鹧鹧鸪鸪山隧道道穿越越的地层层存在在炭质千千枚岩岩、炭质质板岩岩等岩层层，从从瓦斯生生成条条件方面面看，地地层本身身具备备生烃能能力。⑵区域地质构造造造强烈。出出现现瓦斯气气体段段位于钻钻金楼楼倒转背背斜的的倒转翼翼，地地层在正正常层层序的基基础上上发生倒倒转，其其所受的的区域域构造应应力相相比正常常翼更更加强烈烈，岩岩体揉皱皱和破破碎程度度更大大，具备备生烃烃能力的的炭质质板岩、炭炭质质千枚岩岩可能能在区域域强烈烈构造情情况下下产生了了瓦斯斯有害气气体。⑶地应力影响瓦瓦瓦斯压力和和储储存。此此段隧隧道埋深深约730米，地应应力力可达18～20MPPa，高地应应力力影响了了出现现的瓦斯斯以较较大的压压力储储存于透透气性性较好的的板岩岩和砂岩岩中。⑷隧道开挖有利利利瓦斯释放放。隧隧道开挖挖后，出出现了临临空面面，储存存在岩岩体中的的瓦斯斯顺节理理和裂裂隙向隧隧道内内运移，并并在在板岩、砂砂岩岩等硬质质岩段段出露。5.2瓦斯等等等级判断断指标标瓦斯隧道工区分分分为非瓦瓦斯工工区、低低瓦斯斯工区、高高瓦瓦斯工区区、瓦瓦斯突出出工区区共四类类，瓦瓦斯隧道道工区区绝对瓦瓦斯涌涌出量小小于0.5mm3/min时,为低瓦期期工工区；大大于或或等于0.5mm3/min时，为高高瓦瓦斯工区区。瓦斯隧道只要有有有一处有有突出出危险，该该处处所在的的工区区即为瓦瓦斯突突出工区区。判判定瓦斯斯突出出必须同同时满满足下列4个指标：：⑴瓦斯压力P≥≥≥0.744MMPa，测定方方法法按瓦斯斯隧道道技术规规范附附录D进行测定;⑵瓦斯放散初速速速度△P≥10，测定方方法法按照瓦斯斯隧隧道技术规范附录E进行测定;⑶煤的坚固性系系系数f≤0.5，测定方方法法按瓦斯隧隧道道技术规范附录F进行测定;⑷煤的破坏类型型型为Ⅲ类及以上上，破破坏类型型按瓦瓦斯隧道道技术术规范附录A进行测定定。在施工过程中对对对炭质千枚枚岩岩地段加强强瓦瓦斯的检检测，通过过瓦斯检测测的数据判判断瓦斯分分类，从而而采取相应应的瓦斯段段施工方法法。5.3瓦斯段落落落预测隧道现左右洞掌掌掌子面所所处地地层为三三叠系系上统侏侏倭组组（T3zzhh），岩性性为为灰至深深灰色色、灰黑黑色炭炭质千枚枚岩和和变质岩岩屑砂砂岩、变变质细细砂岩、粉粉砂砂岩、局局部为为变质凝凝灰质质砂岩、层层凝凝灰岩与与深灰灰色粉砂砂质板板岩、斑斑点状状绢云板板岩、千千枚状板板岩（或或千枚岩岩）、深深灰至黑黑灰色色含炭质质千枚枚岩（或或板岩岩）呈不不等厚厚韵律互互层偶偶夹灰色色薄层层结晶灰灰岩。而而往隧道道掘进进方向即即小桩桩号方向向的K1866++3400(右线)，ZK18866+3110（左线)即为三叠叠系系中统杂杂谷脑脑组（T22zz），灰、深深深灰色中中至厚厚层（少少量薄薄层）含含钙质质长石石石英细细砂岩，含含岩岩屑长石石石英英细砂岩岩及少少许杂砂砂岩，钙钙质粉砂砂岩夹夹极少粉粉砂质质、泥质质绢云云板岩，含含铁铁白云石石炭质质板岩，夹夹少少量薄层层绢云云千枚岩岩及炭炭质千枚枚岩。这这两套地地层能能产生瓦瓦斯气气体的原原因主主要是含含炭质质千枚岩岩或含含炭质板板岩具具有一定定的生生烃能力力，而而杂谷脑脑组（T22z）岩性性主要是以以变质砂岩岩及板岩为为主，局部部夹炭质千千枚岩或炭炭质板岩，相相对于侏倭倭组（T33zh）中中的炭质千千枚岩或炭炭质板岩要要少得多，且且岩石中的的有机碳含含量较少，生生烃能力微微弱。因此考虑以侏倭倭倭组（T33zzh）和杂杂谷谷脑组（TT22z）的地地层层界线为为高瓦瓦斯工区区设计计段落分分界线线，同时时考虑虑地层岩岩性之之间的相相互影影响和贯贯通裂裂隙的影影响作作用，再再将高高瓦斯隧隧道段段落适当当外延延100m，变更设设计计图纸中中暂定定左洞ZK18866+2005～ZK18866+6772（467m）、右洞K1866++235～K1866++684（449m）段为高高瓦瓦斯工区区。六、瓦斯段施施工方方法6.1瓦斯检测测测瓦斯检测采用人人人工监测(使用便携携式式瓦斯检检测报报警仪)和自动遥遥测(瓦斯自动动探探头与瓦瓦斯测测报中心)相结合的的方方式。自自动遥遥测是在在隧道道洞外设设置瓦瓦斯监测测中心心，在洞洞内布布置远距距离瓦瓦斯探头头（开开挖工作作面、二二衬工作作面、10#车行横通通道道、回风风流中中各布设设一个个），24小时连续续监监测洞内内瓦斯斯浓度以以确保保施工安安全。考考虑洞内内还有有其他有有毒有有害气体体，还还应布设设监测测CO、H2S等探头。人人人工监测测是专专职瓦检检员使使用便携携式瓦瓦斯检测测报警警仪重点点检测测开挖面面及其其附近20m、断面变变化化交界处处上部部、导坑坑上部部、横通通道处处及衬砌砌台车车内部、防防水水板背后后、坍坍方处等等容易易积聚瓦瓦斯的的地方进进行检检测。瓦斯浓度管理实实实行三级级管理理，即隧隧道内内任一处处瓦斯斯浓度低低于0.3%时正常施施工工，当达达到0.4%时报警，当当当达到0.5%时停工检检查查并加强强通风风。6.2施工工艺艺艺流程超前钻孔探测超前钻孔探测超前支护上断面开挖上断面初期支护下断面开挖下断面初期支护防水层施工停工并加强通风正常施工仰拱、二次衬砌CH4达到0.5%CH4小于0.3%CH4达到0.4%报警并加强检测图6-1瓦斯段施施工工工艺流流程图图6.3超前钻孔孔孔探测⑴、超前钻探的的的目的

隧道瓦斯超前钻钻钻探的目目的是是要从时时间上上提前和和距离离上超前前了解解隧道围围岩地地质情况况、瓦瓦斯赋存存情况况。超前探测目的主主主要有：：①前方岩体破碎碎碎程度及范范围围、岩体体裂隙隙及发育育情况况、岩体体空洞洞范围及及大小小探测；；②前方岩体瓦斯斯斯赋存情况况探探测及瓦瓦斯涌涌出预测测；③岩体瓦斯压力力力、瓦斯含含量量、突发发性喷喷出等预预测。⑵、超前探孔布布布设

超前钻孔探测方方方法如下下图，上上台阶布布设3个，钻孔直直径65mm，每个钻钻孔孔深度为80m，其中孔1为斜向下下倾倾斜,孔2、孔3钻孔为倾倾斜斜钻孔，3个钻孔末末端端超出隧隧道开开挖轮廓廓线10m，前后两两循循环钻孔孔搭接接长度为5m。孔4、孔5为后备孔孔，当当孔1、孔2、孔3探测孔内内瓦瓦斯浓度度或压压力存在在异常常时启用用。每每一个超超前钻钻孔施工工完成成后对前前方围围岩的瓦瓦斯压压力、钻钻孔瓦瓦斯涌出出量、钻钻孔瓦斯斯涌出出衰减系系数、瓦瓦斯气体体组分分和含量量进行行测定，并并计计算在隧隧道开开挖过程程中瓦瓦斯涌出出量，根根据瓦斯斯涌出出量核定定施工工工区的的瓦斯斯等级，同同时时预测施施工前前方可能能出现现异常瓦瓦斯涌涌出情况况或判判断是否否存在在煤与瓦瓦斯突突出的可可能性性。

图6-2超前瓦斯斯探探孔开孔孔横断断面图图6-3超前前前瓦斯探孔孔平平面布置置图⑶、钻孔过程中中中异常现象象处处理

钻孔过程中瓦检检检员必须须全程程监测瓦瓦斯浓浓度，并并由当当班领工工员全全程监督督，当当发现有有以下下异常现现象时时，领工工员应应立即报报告现现场生产产副经经理，由由生产产副经理理根据据情况采采取措措施。

①当打炮眼钻孔孔孔时，检测测到到钻孔附附近瓦瓦斯浓度度大于于0.5%，必须立立即即停止钻钻进，撤撤出人员员，并并加强通通风。若若通风1小时瓦斯斯浓浓度仍未未降低低，则采采取瓦瓦斯排放放措施施。

②钻孔时有夹钻钻钻、顶钻、顶顶水、喷孔等等动力现象，立立即查明原因因，并检测该该孔瓦斯压力力，根据检测测情况决定采采取瓦斯（二二氧化碳）防防突预案。

③瓦斯浓度突然然然增大或忽忽高高忽低，工工作作面温度度降低低，闷人人，有有异味等等，立立即撤出出人员员并加强强通风风。6.4加深炮炮炮孔探测测为弥补超前钻孔孔孔的“漏探”，开挖面面在在打施工工炮眼眼时，适适量补补充加深深风枪枪瓦斯探探孔，探探孔深度度不小小于5m，孔间距距不不大于1m。加深风风枪枪钻孔布布置如如下图：：图6-4加深深深风枪钻孔孔布布置示意意图6.5各级围岩岩岩开挖方方法⑴Ⅴ级围岩根据地质纵断面面面设计图图，瓦瓦斯段主主要为为Ⅳ级和Ⅲ级围岩，预预预计少量Ⅴ级围岩也也以以普通段段为主主，开挖挖方法法采用采用用上上下台阶阶法开开挖，上上台阶阶掌子面面稳定定性差时时留核核心土环环形开开挖，机机辅以以人工清清捡。开开挖作业业由上上至下。施施工工过程中中严格格遵循“管超前、严严严注浆、短短进进尺、少少扰动动、强支支护、快快加固、早早成成环、勤勤量测测”的原则。循环进尺尺控控制在每每天2m/22..5循环，月月平平均进度度为60m。图6-5Ⅴ级级级围岩开挖挖流流程图1：上台阶环形形形开挖2：上台阶阶拱拱部初期期支护护3：核心土土开开挖（有有时）4：下台阶左右右右跳槽开挖挖5：下台阶阶边边墙初期期支护护6：隧道捡捡底底及仰拱拱浇筑筑7：二次衬衬砌砌整体浇浇筑⑵Ⅳ级围岩Ⅳ级围岩采用上上上下台阶法法开开挖，循循环进进尺控制制在每每天3.6m//2.2循环，月月平平均进度度为108m。图6-6ⅣⅣⅣ级围岩开开挖挖流程图图1：上台阶开挖挖挖2：上台阶阶拱拱部初期期支护护3：下台阶阶左左右跳槽槽开挖挖4：下台阶边墙墙墙初期支护护5：隧道捡捡底底及仰拱拱浇筑筑6：二次衬衬砌砌整体浇浇筑⑶Ⅲ级围岩为减少每次开挖挖挖爆破后后瓦斯斯的涌出出量，Ⅲ级围岩同同样样采用上上下台台阶法开开挖。循循环进尺尺控制制在每天4.8m//1.5循环，月月平平均进度度为144m。图6-7ⅢⅢⅢ级围岩开开挖挖流程图图1：上台阶开挖挖挖2：上台阶阶拱拱部初期期支护护3：下台阶阶左左右跳槽槽开挖挖4：下台阶边墙墙墙初期支护护5：二次衬衬砌砌整体浇浇筑6.6钻爆设设设计6.6.1爆爆爆破器材材炸药采用煤矿许许许用炸药药，药药卷直径径为φ32mm。雷管采采用用煤矿许许用电电雷管，严严禁禁使用秒秒和半半秒延期期电雷雷管，使使用煤煤矿许用用毫秒秒延期雷雷管时时，最后后一段段延期时时间不不得超过130mms，即最后后一一段雷管管系列列不得大大于5段。6.6.2装装装药系数数周边眼的装药集集集中度采采用规规范取值值范围围0.07～0.155kkg/m，取0.155kkg/m，其它炮炮眼眼的填充充系数数选用见见下表表：表6-1不同同同炮眼填充充系系数表炮眼深度炮眼名称掏槽眼辅助眼底板眼﹤0.9m装药系数50%50%50%≧0.9装药系数65%65%65%6.6.3爆爆爆破网络络图⑴Ⅴ级围岩图6-7Ⅴ级级级围岩炮眼眼钻钻孔布置置图图6-8Ⅴ级级级围岩不留留核核心土时时掏槽槽眼剖面面图图6-9Ⅴ级级级围岩留核核心心土时掏掏槽眼眼剖面图图图6-100Ⅴ级级围岩爆破破破网络图图⑵Ⅳ级围岩图6-11Ⅳ级围岩炮炮眼眼钻孔布布置图图图6-12Ⅳ级围岩掏掏槽槽眼剖面面图图6-13Ⅳ级围岩爆爆破破网络图图⑶Ⅲ级围岩图6-14Ⅲ级围岩爆爆破破网络布布置图图图6-15Ⅲ级围岩掏掏槽槽眼剖面面图图6-16Ⅲ级围岩爆爆破破网络图图6.6.4各各各孔装药药量及及总装药药量⑴Ⅴ级围岩((每每循环进尺尺0.8mm))表6-2上台台台阶装药量量参参数表(不留核心心土土时)项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量掏槽眼112.31117-1.541.4465%15.4辅助眼81.7285-1.1-11165%8辅助眼151.33154-0.880.8865%12辅助眼140.84141.5-0.3333-00.3350%4.2底板眼190.85191.5-0.3333-00.3350%5.7周边眼500.85500.15kg///m6小计11711751.3表6-3上台台台阶装药量量参参数表(留核心土土时)项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量掏槽眼1111113-0.660.6665%6.6辅助眼80.8281.5-0.3333-00.3350%2.4辅助眼150.83151.5-0.3333-00.3350%4.5辅助眼140.84211.5-0.3333-00.3350%4.2底板眼190.85191.5-0.3333-00.3350%5.7周边眼500.85500.15kg///m6小计12412429.4表6-4下台台台阶装药量量参参数表项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量辅助眼120.81121.5-0.3333-00.3350%3.6辅助眼110.82111.5-0.3333-00.3350%3.3辅助眼80.8381.5-0.3333-00.3350%2.4辅助眼100.84101.5-0.3333-00.3350%3周边眼410.85410.15kg///m4.92小计828217.22⑵Ⅳ级围岩(每每循循环进尺1.6mm))表6-5上台台台阶装药量量参参数表项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量掏槽眼112.81118-1.761.6665%17.6辅助眼82.4287-1.541.4465%11.2辅助眼152.13156-1.321.2265%18辅助眼171.64175-1.1-11165%17底板眼161.65165-1.1-11165%16周边眼431.65430.15kg///m10.32小计11011090.12表6-6下台台台阶装药量量参参数表项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量辅助眼121.61125-1.1-11165%12辅助眼121.62125-1.1-11165%12辅助眼91.6395-1.1-11165%9辅助眼111.64115-1.1-11165%11周边眼351.65350.15kg///m8.4小计797952.4⑶Ⅲ级围岩(每每循循环进尺3.2mm))表6-7上台台台阶装药量量参参数表项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量掏槽眼11411112-2.6444-2..465%26.4辅助眼83.72811-2.4222-2..265%17.6辅助眼173.331310-2.2265%34辅助眼203.24159-1.981.8865%36底板眼143.25149-1.981.8865%25.2周边眼383.25380.15kg///m18.24小计108108157.44表6-8下台台台阶装药量量参参数表项目名称炮眼毫秒雷管装药总计(kg)个数深度段数个数Φ32药卷填充系数个m段个节-长度-重量量辅助眼153.21159-1.981.8865%27辅助眼83.2289-1.981.8865%14.4辅助眼133.23139-1.981.8865%23.4周边眼323.25320.15kg///m15.36小计686880.166.7施工工工工艺6.7.1超超超前支护护为防止瓦斯地段段段受瓦斯斯气体体的影响响发生生坍塌、岩岩体体变形，施施工工时按设设计要要求进行行超前前支护，加加固固岩体及及封闭闭裂缝，减减少少瓦斯气气体溢溢出。6.7.2上断断断面开挖挖开挖采用钻爆法法法施工，爆爆破破设计采采用6.6章节钻爆爆设设计。1）、钻孔

瓦斯地段钻孔作作作业应符符合下下列规定定：

①开挖工作面附附附近20m风流中瓦瓦斯斯浓度必必须小小于0.5%，二氧化化碳碳浓度小小于1.5%。②必须采用湿式式式钻孔：钻钻孔孔作业必必须先先开水后后开风风，以密密闭粉粉尘，避避免产产生火花花；作作业时操操作人人员必须须手戴戴绝缘手手套，脚脚穿绝缘缘胶鞋鞋，卡钻钻时采采用扳手手松动动拔出，不不得得敲打。

③炮眼深度不应应应小于0.6m。2）、装药

瓦斯地段采用电电电雷管起起爆时时，严禁禁反向向装药。采采用用正向连连续装装药方式式时，雷雷管安放放在最最后一节节炸药药中，雷雷管以以外不得得装药药卷。

在岩层内爆破，炮炮眼深度不足足0.9m时，装药长长度不得大于于炮眼深度的的1／2；炮眼深度度为0.9m以上时，装装药长度不得得大于炮眼深深度的2／3。所有炮眼的剩余余余部分采采用水水炮泥填填塞和和封堵。3）、爆破网路路路和连线爆破网路和连线线线，必须须符合合下列要要求：：

①必须采用串联联联连接方式式。线线路所有有连结结接头应应相互互扭紧，明明线线部分应应包覆覆绝缘层层并悬悬空。

②母线与电缆、电电电线、信信号线线应分别别挂在在巷道的的两侧侧，若必必须在在同一侧侧时，母母线必须须挂在在电缆下下方，并并应保持0.3m以上间距距。

③母线应采用具具具有良好绝绝缘缘性和柔柔软性性的铜芯芯电缆缆，并随随用随随挂，严严禁将将其固定定。母母线的长长度必必须大于200m的爆破安安全全距离。

④必须采用绝缘缘缘母线单回回路路爆破。

⑤严禁将瞬发电电电雷管与毫毫秒秒电雷管管在同同一串联联网路路中使用用。

4）、起爆①采用电力起爆爆爆，起爆器器采采用防爆爆型专专用起爆爆器。②一个开挖工作作作面不得同同时时使用两两台及及以上起起爆器器起爆。③放炮必须采用用用单工序作作业业，左右右洞不不得同时时进行行。④爆破后连续通通通风30分钟后，由由由爆破员员和瓦瓦斯检测测员佩佩带自救救器进进入掌子子面对对通风、瓦瓦斯斯、瞎炮炮、残残炮进行行检查查，在瓦瓦斯浓浓度小于0.3%，二氧化化碳碳浓度小小于1%，方可允允许许施工人人员进进入开挖挖工作作面施工工。⑤爆破作业必须须须严格执行行“一炮三检检制”（打眼前前、爆爆破前、爆爆破破后要认认真检检查爆破破地点点附近的的瓦斯斯）和“三人连锁锁放放炮制”（班组长长、安安全员、放放炮炮员三人人组实实行交牌牌制按按规定程程序进进行爆破破作业业）5）、出渣运输输输采用防爆型装装装载机装渣渣，防防爆型自自卸汽汽车运渣渣，严严禁非防防爆型型机械进进入掌掌子面。装装渣渣前喷雾雾洒水水，将石石渣洗洗湿，防防止装装载机装装渣时时与渣体体摩擦擦和撞击击产生生火花。6.7.3上断断断面初期期支护护上断面开挖出渣渣渣后，为为减少少掌子面面瓦斯斯溢出，必必须须立即对对岩面面进行初初喷，及及时封闭闭瓦斯斯通道。有有钢钢拱架支支护的的段落，各各单单元工字字钢必必须在洞洞外加加工，试试拼完完成后运运输至至工作面面采用用螺栓连连接。钢钢拱架、钢钢筋筋网等施施工完完成后，及及时时对岩面面进行行复喷，喷喷射射混凝土土要求求平整、光光滑滑，不能能有造造成瓦斯斯聚集集的死角角。初初期支护护时必必须保证证掌子子面连续续通风风，当风风流中中瓦斯浓浓度小小于0.3%时才允许许喷喷射混凝凝土。6.7.4下半半半断面开开挖与与支护

要求与上断面施施施工的要要求相相同。6.7.5防防防水层施施工防水层兼作瓦斯斯斯隔离层层，采采用全封封闭结结构。即即仰拱拱开挖后后，施施作一层5cm厚的C20砼整平层层（仰仰拱有钢钢拱架架的段落落在施施作完成26cm厚C20砼仰拱初初支支），再再在整整平层上上铺设设防水层层，与与二衬防防水层层闭合成成环，形形成一层层瓦斯斯隔离区区，防防止瓦斯斯气体体的溢出出。防防水板采采用冷冷粘法进进行连连接，若若采用用热熔焊焊接法法，必须须先在在洞外拼拼接，并并在连接接后充充气检查查焊接接质量。6.7.6仰拱拱拱及二次次衬砌砌初期支护和防水水水层施作作完成成后，及及时施施工仰拱拱和二二衬。仰仰拱和和二衬有有钢筋筋的段落落，钢钢筋加工工采用用在洞外外焊接接运输至至工作作面或采采用绑绑扎，尽尽量避避免洞内内动火火作业。仰仰拱拱砼采用用整幅幅浇筑，二二衬衬浇筑采采用模模板台车车和有有压泵送送砼整整体式浇浇筑，在在浇筑时时保证证电、料料的持持续供给给，浇浇筑不得得中断断。七、通风设计7.1通风方方方案设计计7.1.1目前前前通风方方式瓦斯出现前，隧隧隧道施工工通风风采用巷巷道式式通风，如如下下图所示示。在在洞内10##车行横横通道中安安设设主要通通风机机抽出式式通风风，促使左左、右右洞形成成一定定的风压压差，由左左洞进风，右右洞回风，形形成巷道式式通风系统统。新鲜风风流由左洞引至车车行横通道道附近，在进风侧侧安设2台局部通通风机分别接接柔性风筒筒压入至左左洞、右洞洞掌子面，主主要通风机机抽吸左洞风流，左左洞污风经车行行横通道引引至右洞，和右洞污风直接排排出地表。车行横通通道设置临临时密闭，主主要通风机机与局部通通风机形成成“又抽又压压”的运行方方式。图7-1鹧鹧鹧鸪山隧道道巷巷道式通通风示示意图（瓦瓦斯斯出现前前）7.1.2不同同同阶段通通风设设计隧道出现了瓦斯斯斯气体后后，为为控制瓦瓦斯浓浓度，根根据隧隧道施工工长度度，分三三个阶阶段对高高瓦斯斯隧道通通风进进行重新新设计计。第一一阶段段在目前前巷道道式通风风的基基础上，更更换换防爆型型通风风机。同同时在在人通、车车通通、二衬衬台车车等瓦斯斯易积积聚部位位增加加局扇，其其次次为加快快瓦斯斯浓度的的稀释释速度，左左右右洞自洞洞口每每800m设置一台台射射流风机机。如如下图所所示。图7-2鹧鹧鹧鸪山瓦斯斯隧隧道巷道道式通通风第一一阶段段示意图图（瓦瓦斯出现现后）第二阶段在进洞洞洞25000m后，贯通9#车行横通通道道，主要要通风风机移动动至9#车行横横通通道中，左左、右右洞局部部通风风机均移移动至至相应位位置。由由于不能能判断断该段是是否存存在瓦斯斯，需需重新进进行鉴鉴定。若若出现现瓦斯，在在后后续人通通、车车通、二二衬台台车等瓦瓦斯易易积聚部部位仍仍设置局局扇，左左右洞每每隔800m增加一台台射射流风机机。图7-3鹧鹧鹧鸪山瓦斯斯隧隧道巷道道式通通风第二二阶段段示意图图（瓦瓦斯出现现后）第三阶段在进洞洞洞35000m后，贯通7#车行横通通道道，主要要通风风机移动动至7#车行横横通通道中，左左、右右洞局部部通风风机均移移动至至相应位位置。该该段是否否存在在瓦斯仍仍需重重新进行行鉴定定，若出出现瓦瓦斯，在在所有有人通、车车通通、二衬衬台车车等瓦斯斯易积积聚部位位继续续设置局局扇，从从左右洞洞洞口口每隔800m增加一台台射射流风机机，直直至隧道道贯通通。图7-4鹧鹧鹧鸪山瓦斯斯隧隧道巷道道式通通风第三三阶段段示意图图（瓦瓦斯出现现后）7.2施工通通通风需风风量计计算施工通风需风量量量按施工工隧道道爆破排排烟、允允许最低低风速速、瓦斯斯涌出出量、洞洞内同同时工作作的最最多人数数和稀稀释洞内内使用用内燃机机废气气分别计计算，并并选取其其中的的最大值值。本隧道工程位于于于高寒地地区，按按上述各各种方方法计算算需风风量的相相关参参数应相相应调调整，并并根据据空气密密度进进行相关关修正正。Kρ=式中Kρρ———空气密度度校校正系数数；ρz——海拔高高度度为z处空气密密度度，无实实测数数据，本本隧道道工程平平均标标高+315500m左右，取0.82266kg//m33。ρ0——海拔高高度为00处空气密密度度，取1.200kkg/mm3。Kρ==0.6697.2.1掌子子子面需风风量计计算⑴按爆破排烟计计计算Q=式中Q————掌子面需需风风量，m3/min；t——爆破后通通通风时间，取取30min；A——最大开挖挖断面面积，取取88mm2（Ⅲ加强围岩岩）；；G——一次爆破破炸药药用量，kg，取Ⅲ围岩炸药药用用量；G=157.4444+800..16==2337.66kggL0——炮烟抛抛掷长度度，m。L0==75mmQ==641mm33/minn⑵按允许最低风风风速计算Q=60v·AAA式中v————瓦斯隧道道允允许最低低风速速，设计计图明明确回风风最小小风速为0.5mm//s；A——开挖断面面面积积100mm2（Ⅳ围岩）。Q=60×0...5×10000=300000m3/minn⑶按瓦斯涌出量量量计算Q=式中q————掌子面瓦瓦斯斯涌出量量，m3/min；取专业业机机构评估估报告告最大值1.03399m3/min。Ca——掌子面面允许瓦瓦斯浓浓度，取0.5%；C0——送入掌掌子面风风流中中的瓦斯斯浓度度，0%；K——瓦斯涌出出不均均衡系数数，取2；Q==602mm3/minn根据计算结果，掌掌子面需风量量取3000m3/min，即50m3/s。7.2.2隧隧隧洞需风风量计计算⑴按洞内同时工工工作的最多多人人数计算算Q=式中Q————隧洞需风风量量，m3/min；4——高原地区区每人人每分钟钟供风标标准，m3/(miinn·人)；N——洞内同时时工作作的最多多人数，取取100人。Q==580mm33/minn⑵按稀释洞内使使使用内燃机机废废气计算算Q=式中4..55——高原地区区单单位功率率需风风量，m3/(miinn·kW)；Ni——第i台台柴油机械设设备备功率，kW；ηi——第i台台柴油机械设设设备综合效效率率系数。本隧道工程单洞洞洞隧道内内燃机机械设备备配置置详见7-1（出渣时时，内内燃机械械设备备使用数数量最最多，以以出渣渣时机械械进行行计算。）7-1出渣时时时单洞隧隧道内内燃机械械设备备配置表表机械设备名称单机功率（kW）综合效率系数配置台数备注装载机1620.61自卸汽车（空车车车）2280.32每施工100000m增加1台自卸汽车（重车车车）0.72①巷道式通风容容容易时期需需风风量计算算Q=4.5×(((162××00.6××2++2288×00.3××3++2288×00.7××3))=3953m333/minn②主要通风机全全全压式通风风困困难时期期需风风量计算算Q=4.5×(((162××00.6××2++2288×00.3××6++2288×00.7××6))=7031m333/minn根据计算结果，按按稀释洞内使使用内燃机废废气计算需风风量是最大的的，各通风时时期施工需风风量取按稀释释洞内使用内内燃机废气计计算需风量。巷巷道式通风容容易时期需风风量取3953mm3/min，即65.9mm3/s；通风困难难时期需风量量取7031mm3/min，即117.22m3/s。7.2.3机电电电硐室需需风量量计算Q=式中366000——热功当量量，1kW··hh=366000kJ；∑W——机电硐硐室中运运转的的电动机机（变变压器）总总功功率，630kkW；θ——机电硐室室发热热系数，变变变电所取0.02；ρ——空气密度度，取取0.82266kg//m33；CP——空气的的定压气气热，一一般取1.00000kJ//kgg·K；Δt——机电硐硐室进回回风流流的温度度差，取5℃。Q==183mm33/minn本隧道工程机电电电洞室主主要为为变电所所，隧隧洞内共共设置置3个，根据据计计算结果果，每每个变电电所需需风量取183mm3/min，即3.1mm3/s。7.2.4风风风筒漏风风损失失风量修修正QL=Q·PLL式中QLL———风筒漏风风损损失修正正风量量，m3/min；PL——风筒漏漏风损失失修正正系数；；式中L————风筒长度度，巷巷道式通通风时时单洞最最长900mm；P100——风风风筒平均百百米米漏风率率，取取1%。QL=30000×11.0999=32977m3/minn==55m3/s7.3通风设备备备在计算各种通风风风设备风风量、风风压的基基础上上，经高高寒地地区空气气密度度进行相相关修修正后，换换算算为标准准状态态下的风风压，并并查阅风风机性性能曲线线，在在合理范范围内内选取通通风设设备。7.3.1掌子子子面局部部通风风机选型型h=hf+hxx式中h————风筒通风风阻阻力，Pa；hf——风筒摩摩擦阻力力，Pa；hx——风筒局局部阻力力，Pa。⑴风筒摩擦阻力力力计算1）风筒摩擦阻阻阻力系数计计算算式中α————风筒摩擦擦阻阻力系数数，N·S2/m4；λ——风筒摩擦擦系数数，又称称达西系系数，Φ1.5m风筒取0.011880。=0.0018886N··S22/m42）风筒风阻计计计算式中Rff———风筒风阻阻，N·S2/m8；D——风筒直径径，11.5m。①巷道式通风时时时单洞局部部通通风风筒筒风阻阻计算=1.43N···S2/m83）风筒摩擦阻阻阻力计算式中QLL———局部通风风机机吸入风风量，m3/s。①巷道式通风时时时单洞局部部通通风风筒筒摩擦擦阻力计计算=1594Paaa⑵风筒局部阻力力力计算主要为左洞局部部部通风机机风筒筒转弯所所产生生的局部部阻力力。hx=式中ξ————风筒局部部阻阻力系数数，风风筒转弯弯取1.4NN··S2/m4；A——风筒断面面积，1.777mm2。hx==2388Paa⑶风筒通风阻力力力计算1）风筒通风阻阻阻力计算①巷道式通风时时时右洞局部部通通风风筒筒通风风阻力计计算h=1594+++238××22=200700Pa②巷道式通风时时时左洞局部部通通风风筒筒通风风阻力计计算h=1594+++0=155994Paa2）风筒通风阻阻阻力修正本隧道工程位于于于高原地地区，计计算通风风阻力力应根据据空气气密度进进行修修正。h标=式中h标标———标准状态态下下通风阻阻力，Pa。①巷道式通风时时时右洞局部部通通风风筒筒通风风阻力修修正h标==30000PPa②巷道式通风时时时左洞局部部通通风风筒筒通风风阻力修修正h标==23110PPa⑷掌子面局部通通通风机选型型经计算，巷道式式式通风时时单洞洞需风量32977mm3/min，左洞风风筒筒通风阻阻力23100PPa，右洞风风筒筒通风阻阻力30000PPa。局部通通风风机拟选选用SSDF(B)-№13型三级级多多速隧道道专用用防爆型型通风风机，其主主要要参数详详见7-2。表7-2SSSDF(B)-№13型通风机机主主要参数数通风机型号通风机主要参数数数速级风量（m3/mmmin）风压(Pa)转速(r/miin))电机功率(kWWW)SDF(B)№13高速1695-333300930-59222014802×132中速1407-222219406-2700049802×45低速923-167770237-1488877402×227.3.2主要要要通风机机选型型h=h摩+h局局式中h————通风阻力力，Pa；h摩——摩擦阻阻力，PPa；h局——局部阻阻力，PPa。⑴全风压摩擦阻阻阻力计算1）隧洞摩擦阻阻阻力计算hd=式中α————隧洞摩擦擦阻阻力系数数，取取0.011NN·S2/m4；L——隧洞通风风长度度，通风风容易时时期14000m，困难时时期68000m；U——隧洞净断断面周周长，31.66m；Q——隧洞内风风量，m3/s；S——隧洞净断断面积积，66.00mm2。①巷道式式通风风风容易时期期隧隧洞摩擦擦阻力力计算hd==7Paa②巷道式通风困困困难时期隧隧洞洞摩擦阻阻力计计算hd==1077Paa2）局部阻力计计计算主要为隧洞风流流流进入主主要通通风机车车行通通道时断断面突突然变小小，以以及转弯弯所产产生的局局部阻阻力。h局=式中ξ————局部阻力力系系数，断断面变变小取0.5NN··S2/m4，转弯取1.4NN··S2/m4；Q——主要通风风机吸吸入风量量，m3/s；A——进风口断断面积积，3.800mm2。①巷道式通风容容容易时期局局部部阻力计计算h局==58PPa②巷道式通风困困困难时期局局部部阻力计计算h局==3833Paa⑵通风阻力计算算算1）通风阻力计计计算①巷道式通风容容容易时期通通风风阻力计计算h=7+58===65Paa②巷道式通风困困困难时期通通风风阻力计计算h=107++++383==4490PPa2）通风阻力修修修正①巷道式通风容容容易时期通通风风阻力计计算h标==94PPa②巷道式通风困困困难时期通通风风阻力计计算h标==7100Paa⑶主要通风机选选选型经计算，主要通通通风机吸吸入风风量Q为隧道需需风风量减去去右洞洞局部通通风机机吸入风风量，巷巷道式通通风容容易时期期主要要通风机机吸入入风量39533--32997==6566m33/min，通风阻阻力94Pa；巷道式式通通风困难难时期期主要通通风机机吸入风风量70311--32997==37334mm3/min，通风阻阻力710PPa。拟选用DK455--8№20矿用节能能主主要通风风机，其其主要参参数详详见表7-3。7-3DK4445-8№20型通风机主主要要参数通风机型号通风机主要参数数数配用电机型号功率（kW）风量（m3/s）风压（Pa）转速（r/min）DK45-8№№№20315L2-8882×11036.9～9555.12119～388807307.3.3射射射流风机机选型型为加快瓦斯浓度度度的稀释释，在在原巷道道式通通风的基基础上上，拟从从左右右洞自洞洞口每每800m增设置一一台(B)SSSF-№12型防爆型型射射流风机机加快快新鲜空空气的的流入和和瓦斯斯气体的的排放放。为便便于行行车，射射流风风机设置置于洞洞内靠右右侧电电缆沟部部位，设设置基座座安装装，基座座不低低于2m。射流风风机机主要参参数详详见表7-4。表7-4(BBB)SSFF--№12型射流风风机机主要参参数通风机型号极数风量（m3/sss）出口风速（m///s）轴向推力（N)))电机功率（KWWW)(B)SSF№124P46.741.42048557.3.4局局局扇选型型由于在密闭的车车车行横通通道、人人行横通通道、二二衬台车车处及及转角等等位置置，极易易引起起瓦斯的的积聚聚。拟在在左右右洞二衬衬台车车处各增增加一一台FBCZZ--№12型局扇，在在在车行横横通道道、人行行横通通道通风风和加加宽带处处增加加FBD-№5.0型局扇。局局局扇布置置在路路面高度度小于于1.5m，距中线线距距离２m～3m处，局扇扇风风管的出出口距距离瓦斯斯积聚聚区顶部部边缘缘小于0.3m。表7-5FBBBCZ-№12型通风机机主主要参数数通风机型号通风机主要参数数数功率（kW）风量（m3/minn）风压（Pa）效率（%）额定电压（V）FBCZ-№11122×30384～1155521193～3222770380/66000表7-6FBBBD-№5.0型通风机机主主要参数数通风机型号通风机主要参数数数功率（kW）风量（m3/minn）风压（Pa）效率（%）额定电压（V）FBD-№5...02×7.5178～266663550～3666070380/660007.4风筒选选选型及安安装7.444.1风筒选型型⑴通过风筒阻力力力和通风机机风风压比较较，风风筒选用用直径径为1.5m的高强度、抗静电电、阻阻燃柔性风筒满足瓦瓦斯斯隧道通通风要要求。⑵尽量选择节长长长较大的风筒筒，以以减少接接头数数量，风筒筒接头应严严密，百百米漏漏风率不不宜大大于1%。使用软风筒筒时时，靠近近通风机部分分应应采用加加强型型风筒。风风筒筒破损时时，应应及时修修补或或更换。弯弯管管平面轴轴线的的弯曲半半径不不得小于于风筒筒直径的3倍。7.444.2风筒安装装⑴风筒挂设在隧隧隧道侧壁，吊吊挂高度2～2.5m，应做到平平、稳、直，无无扭曲和褶皱皱，详见图7-1。在主主洞作业时，衬衬砌地段根据据衬砌模板缝缝每5m标出螺栓位位置，未衬砌砌地段先由测测量人员在边墙上上标出水平位位置，然后用用电钻打眼，安安置膨胀螺栓栓。采用镀锌铁丝丝，用紧线器器张紧。风筒吊挂在在拉线下，为避免铁丝丝受冲击波振振动、洞内潮潮湿空气腐蚀蚀等原因造成成断裂，每10m增设1个尼龙绳挂挂圈。图7-5隧隧隧道内风筒筒布布置示意意图⑵局部通风机风风风筒出口距距离离掌子面面≤5m，炮烟抛抛掷掷区宜采用可折折叠叠风筒，以以便便放炮时时迅速速缩至炮炮烟抛抛掷区以以外。7.5通风管管管理制度度⑴、一般规定①通风机管理员员员必须经过过培培训、考考核合合格后方方能上上岗作业业，必必须严格格遵守守风机的的操作作规程，熟熟悉悉通风系系统性性能。②隧道通风系统统统必须经过过工工程部验验收合合格后方方可投投入正常常运行行，运行行期间间应加强强巡视视及维护护工作作，保证证通风风系统各各项性性能、技技术指指标达到到设计计要求。③风机房设有专专专人值班，严严禁擅自停风风，保证风机机连续、稳定定运转，保证证隧道24h连续通风，风风量、风压必必须满足规范范和施工组织织设计要求。④风机设置两路路路电源并装装设设风电闭闭锁装装置，确确保正正在使用用的通通风机出出现故故障后能能在15miin内启动备备用用通风机机，保保证隧道道通风风和正常常作业业不受影影响。⑵、通风系统定定定期检查制制度度①项目部成立通通通风管理小小组组，组织织每旬旬对通风风系统统进行检检查，同同时必须须做好好日常巡巡查。②通风系统运行行行正常后，每每10天进行一次次全面测风，对对掌子面和其其他用风地点点根据需要随随时测风，做做好记录。③每5天在风筒筒进出出口测量量一次风风量，并并计算漏漏风率率，风筒筒百米米漏风率率不应应大于1%，对风筒筒的的漏风情情况必必须及时时修补补，并作作减阻阻处理。④建立通风系统统统运行管理理档档案，档档案包包括各种种检查查记录、调调试试记录、测测量量记录、维维护护记录、运运行行记录等等。⑤专门通风机构构构对通风系系统统运行情情况进进行记录录，主主管副经经理每每旬分别别对运运行记录录予以以审核、签签认认，并建建档保保存。⑥每旬用风速测测测定仪对风风速速进行人人工检检测，检检测结结果与自自动监监控系统统相应应时间、位位置置、风速速值进进行核对对，确确保测风风结果果准确性性。⑶、通风管理交交交接班制度度必须实行通风班班班组交接接班制制度，交交接双双方签字字认可可，对上上一班班存在的的问题题、隐患患、需需注意事事项、仪仪器设备备状态态等必须须交接接清楚，交交接接班记录录由安安全生产产总监监每天定定时予予以审核核签字字。⑷、停风报批制制制度①因通风系统检检检修及其他他原原因需要要主要要通风机机停止止运转时时，必必须提前前提出出申请，由由总总工程师师审批批后方可可实施施。②停风前必须确确确保洞内所所有有人员已已经撤撤离，并并切断断电源；；恢复复通风前前，必必须检测测瓦斯斯等有毒毒有害害气体浓浓度，经经当班检检测人人员检测测，在在局部通通风机机及其开开关附附近20m以内风流流中中的瓦斯斯浓度度都不超超过0.5%时，方可可由由指定人人员开开启通风风机。开开机时，应应控控制回风风流量量，使风风流中中的有毒毒有害害气体不不超过过相关规规定。八、瓦斯监控方方方案8.1瓦斯自自自动监测测⑴建立自动化监监监测系统在洞口设置瓦斯斯斯监测中中心，每每个洞设设置一一台分站站，传传感器、由由通通讯电缆缆分别别连接接接入数数据通讯讯接口口，再连连入计计算机及及打印印机。洞洞内开开挖工作作面、二二次衬砌砌工作作面、10#车行横通通道道、回风风流中中等处各各布设设一个远远距离离瓦斯探探头，24小时连续续监监测洞内内瓦斯斯浓度以以确保保施工安安全。同同时考虑虑到洞洞内还有有其他他有毒有有害气气体，还还应在在各工作作面布布设监测CO、H2S等探头。⑵监控管理制度度度1）监控员操作作作规程①掌握监控系统统统的性能，能能熟练操作监监测系统并能能进行日常的的维护。②每周对各传感感感器进行一一次次标准气气样调调校；每每周对对“风电闭锁锁、瓦瓦电闭锁”功能进行行一一次测试试，发发现不能能正常常使用，立立即即汇报有有关领领导，安安排专专业电工工维修修，在电电工维维修期间间应加加强瓦斯斯检查查、停止止工作作面作业业。③监控员必须2224小时坚守守岗岗位，保保证系系统正常常运行行，在发发现主主机出现现故障障时应立立即启启动备用用计算算机，并并尽快快修复主主机，同同时向有有关领领导汇报报。④监控员每天打打打印前一天天的的监控日日报表表送安全全总监监签阅。⑤监控员每班必必必须认真填填写写系统运运行记记录，并并与下下一班值值班人人员当面面交接接班。⑥系统运行记录录录、监控日日报报表及主主机内内的数据据和曲曲线必须须永久久妥善保保管备备查；严严禁任任何人删删除主主机内的的历史史数据。⑦遵守项目部的的的其他有关关规规定。2）监控系统的的的保护①除监测工外，其其其他人员员不得得拆开监监控系系统的任任何设设备。②电缆按要求吊吊吊挂整齐，出出现破损及时时更换。③工作面甲烷浓浓浓度和一氧氧化化碳浓度度传感感器距工工作面面距离不不得超超过10m，在隧道道施施工过程程中及及延接电电缆；；传感器器吊挂挂在距顶顶板约约250mmm左右的隧隧道道中线位位置；；每次放放炮时时应对工工作面面传感器器加强强保护或或临时时移动至至安全全位置、放放炮炮后立即即恢复复原位。④回风流中瓦斯斯斯浓度传感感器器吊挂于于距右右洞隧道道口10～15m处的隧道道拱拱肩位置置，距距离隧道道壁250mmm左右。8.2人工检检检测隧道配备6名专专专职瓦检检员进进行瓦斯斯监测测，左右右洞各各3名，实行行三三班八小小时工工作制。瓦瓦检检员必须须持证证上岗。⑴检测方式：每每每班的人工工检检测员携携带光光干涉式式瓦检检仪和四四合一一气体检检测仪仪负责巡巡回检检测整个个隧道道瓦斯气气体浓浓度及气气体有有毒有害害气体体浓度。⑵检测频率：当当当瓦斯浓度度在在0.5％以下时时，瓦瓦检员每0.5～1小时检测测一一次；瓦瓦斯浓浓度瓦斯斯浓度